一号井(泥炭)开采初步设计

目录前言8第一章井田概况及地质特征11第一节井田概况11第二节井田地质特征13第二章井田开拓24第一节概况24第二节生产能力及服务年限26第三节井田开拓27第三章大巷运输及设备30第一节运输方式的选择30第二节矿车30第三节运输设备31第四章采区巷道布置及采矿方法32第一节采区巷道布置32第二节采矿方法33第三节巷道掘进37第五章矿井通风与安全40第一节概况40第二节矿井通风41第三节灾害预防和安全装备47第六章矿井主要设备58第一节提升设备58第二节通风设备72第三节排水设备74第四节压风设备76第七章地面生产系统80第一节矿石特征80第二节矿石加工81第三节地面生产系统82第八章地面运输84第一节概况84第二节场外公路84第九章总平面布置及防洪排涝85第一节概述85第二节总平面布置85第三节竖向设计及场内排水87第四节场内运输87第五节场区绿化87第六节管线综合布置88第七节防洪排涝88第十章电气89第一节供电电源89第二节电力负荷89第三节送变电90第四节地面供配电99第五节井下供配电102第六节安全监测系统104第七节通信107第十一章地面建筑109第一节设计依据及原始资料109第二节工业建筑物与构筑物110第三节行政生活福利建筑110第十二章给排水113第一节概况113第二节给水114第三节排水117第四节室内给排水117第五节井下消防洒水118第十三章采暖、通风及供热120第一节采暖通风120第二节井筒防冻122第三节锅炉房设备123第四节室外供热管道125第十四章职业安全卫生126第一节概述126第二节建筑及场地布置127第三节职业危害因素分析127第四节主要防范措施128第五节预期效果评价133第六节机构设置及人员配备134第十五章环境保护及水土保持135第一节环境保护135第二节水土保持140第十六章建井工期147第一节移交准备及移交标准147第二节建井工期147第三节产量递增计划148第十七章节约能源措施149第一节概述149第二节矿井开采节约能源措施149第三节地面生产系统150第四节机电设备修理设施150第五节工业场地总布置151第六节电气152第七节土建153第八节给排水153第九节供热通风154第十八章技术经济155第一节劳动定员及劳动生产率155第二节投资与资金筹措156第三节生产成本156第四节财务评价158第五节主要经济技术指标159附图目录附件目录序号图名比例尺1内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿地形地质图150002内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿水文地质图150003猴头沟矿区炭质泥岩矿地层综合柱状图110004猴头沟矿区炭质泥岩矿岩层对比图12005猴头沟矿区炭质泥岩矿一井2矿层底板等高线及资源储量估算水平投影图120006猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区井上下对照图120007猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区开拓系统平面布置图120008猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区开拓系统BB剖面图110009猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区通风系统平面图1200010猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区避灾路线图1200011猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区综合管网布置图1200012猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区采区机械配备图1200013猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区供电系统图14猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区井下机电设备配备图1200015猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区安全监控系统布置图16猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区安全监控系统及人员定位配框图17猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区安全通讯系统图18猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区工业场地平面图150019巷道断面图册15020提升系统图1、赤峰永合矿业有限责任公司营业执照2、赤峰永合矿业有限责任公司采矿许可证3、赤峰永合矿业有限责任公司4、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告5、关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明”（内国土资储备字20121号）6、供电协议7、关于准予赤峰永合矿业有限责任公司猴头沟矿区炭质泥岩矿30104T/A地下开采工程项目备案的通知；8、设计委托书前言1、概况为合理开发利用矿产资源，赤峰永合矿业有限责任公司，2008年7月21日申办了由内蒙古自治区国土资源厅颁发的内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟炭质泥岩普查许可证证号T15120080701012306，面积1274KM2，有效期限2008年7月21日至2010年7月21日。赤峰永合矿业有限责任公司施工的6个钻孔，钻探、测井、9个地质观测点、6个探井编录资料，18个样品测试成果。15000地形地质图等资料交给内蒙古自治区104勘探队，并委托对其许可证范围内，进行炭质泥岩勘查报告编制工作。104勘探队2011年编制了内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告，内蒙古矿业开发有限责任公司2011年10月编制了内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿矿产资源开发利用方案。2012年1月11日内蒙古自治区国土资源厅颁发了“关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明”（内国土资储备字20121号）。猴头沟矿区炭质泥岩矿共划分为四个井区开采，受赤峰永合矿业有限责任公司委托，我公司编制内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区初步设计。2、设计依据1、营业执照注册号150404000002255；2、采矿许可证证号C1504002012126110128627；3、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告；4、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿矿产资源开发利用方案；5、关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明（内国土资储备字20121号）；6、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿可行性研究报告；7、煤炭工业矿井设计规范GB5021520115；8、采矿工程设计手册；9、煤矿安全规程2010年版；10、关于准予赤峰永合矿业有限责任公司猴头沟矿区炭质泥岩矿30104T/A地下开采工程项目备案的通知；11、设计委托书。三、已有工程情况一井区范围内原有二个探斜井，并进行过探采，据在原探井负责技术管理工作（现在赤峰永合矿业有限责任公司担任技术顾问）的徐国军提供的资料介绍，其中1号探井开采多年，开采范围较大，二号探井只采断层外矿层。其范围见一井区开拓布置平面图。四、设计指导思想由于该矿是新建矿井，因此该矿设计指导思想是根据详查地质报告资料，结合当地矿山开采经验，采用先进技术和设备，形成安全、可靠、经济、合理的生产系统，提高产量，增加效益。五、设计的主要特点1、矿井设计生产能力006MT/A，矿井地质资源储量551MT,可采储量142MT，设计服务年限183年；2、矿井采用斜井开拓；3、矿井采用壁式采矿法开采；4、矿井采用炮采工艺；5、矿井采用串车提升方式；6、矿井建设总工程量为13762M，投产时初期工程量为2544M；7、矿井建设总投资213404万元；8、矿井建设回收期为438年。六、存在问题与建议1、矿井勘探工程量较少，依据中大部分是从老生产矿井搜集的地质资料，可靠性有待验证，建设时要加强探巷工作。2、地质报告中缺少瓦斯涌出量数据，设计时依据同地区的柳村第五煤矿的瓦斯涌出资料按低瓦斯矿井设计，建设时矿方要及时进行矿井瓦斯等级鉴定，以防出现瓦斯事故。3、矿井外部道路未在设计中考虑。4、矿井公司总部及火药库建设未在设计中考虑。5、地质报告中一井区内老井采空区未扣除储量，设计中按调查范围估算。第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、位置与交通1、位置赤峰永合矿业有限责任公司猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区位于内蒙古自治区赤峰市南西35KM处，行政区划隶属内蒙古自治区赤峰市松山区城子乡管辖。其地理坐标为东经11829301183200北纬4206004208002、交通矿区东距赤峰市至河北省围场县公路05KM，东北距赤峰市35KM，西南距河北省围场县朝阳地镇30KM，均有柏油公路，另赤峰市、河北省围场县朝阳地均有铁路线通过，交通较为方便，见交通位置图。二、自然地理1、地形地貌矿区位于大兴安岭南麓与燕山山脉交汇地带，属低山丘陵区，区内海拔最高为119450M，最低海拔为ZK0号孔处85600M，相对高差33850M。2、气象本区属干旱半干旱大陆性气候，寒冷干燥，春、秋、冬三季多风，最大风速18米/秒，年最高气温425，最低气温314。年降雨量最大为56080毫米，最小降雨量为20810毫米，年降水量平均310毫米，年平均蒸发量为1867毫米。年蒸发量远远大于降水量。冻解期一般为十一月至翌年四月，最大冻土深度为165米。3、水系矿区水系不发育，在矿区北部约9KM有半支箭河流过，向东流至桃来吐村附近补给地下水。4、地震根据中国地震动参数区划图（GB138062001），本区地震动峰值加速度G为015，地震烈度为7度。三、区域经济本区经济以农业为主，次为牧业、副业、旅游业。耕地主要分布于山间谷地中，农作物有玉米、谷子、高粱、大豆等，丘陵山坡处植有油杉落叶松等。牧业主要圈养猪、羊；副业有简单的粮谷加工厂，机械修配厂，利用炭质泥岩烧制的砖瓦厂；矿产资源矿区周边有小型铁矿，多金属矿和非金属矿。矿区北东4公里处有城子乡正在开采的无烟煤柳村第五煤矿，旅游业有香山寺和辽代官窑遗址等，地区经济不发达。该区水资源比较溃泛，老百姓生活用水都是几户或十几户合打一口潜水井作为生活用水水源。地方用电全部由国家电网输送，满足了地方小型工矿企业及农村照明用电的需求。第2节井田地质特征一、区域地质（一）、区域地层该区地层属华北地层大区，内蒙古地层区，乌兰浩特哈尔滨地层分区，乌兰浩特赤峰地层小区，地层自老至新前震旦变质岩系ANZ；侏罗系中统新民组J2X；侏罗系上统火山岩系J3M；第三系上新统N2；第四系Q。现分述如下1、前震旦变质岩系ANZ岩性主要为一套由片麻岩、花岗片麻岩等组成的变质岩系，出露分布在勘查区西北部王府，红花沟一带。2、侏罗系中统新民组J2X岩性下部为灰色、深灰色凝灰质泥岩，粉砂岩、灰黄色含砾粗砂岩；中部为灰色，灰黑色泥岩，砂砾岩、砂岩、炭质泥岩夹条带状薄煤；上部为灰白色，灰黄色凝灰质胶结的细砂岩含砾粗砂岩夹泥岩等组成，厚度大于30000M，出露分布在勘查区内及区外北碾坊一带，与下伏地层呈不整合接触。3、侏罗系上统满克头鄂博组J3M岩性为一套火山碎屑岩夹火山熔岩，颜色灰、灰紫色流纹质凝灰熔岩，凝灰岩、凝灰质角砾岩夹安山岩及安山质英安岩等，厚度大于1000M，出露分布在勘查区西、南部南台子至大牛群一带，与下伏地层呈不整合接触。4、第三系上新统N2岩性为黄色、灰绿色半胶结的砂岩，砂砾岩及深紫红色含粒粘土岩组成，厚度40M，出露分布在勘查区北侧老梁底一带，与下伏地层呈不整合接触。5、第四系Q4由现代冲积堆积以及超河漫滩淤积物，残坡积砂砾石、红土、黄土及砂质粘土组成，厚度040M，分布在勘查区低洼处及沟谷地带，覆盖在各时代地层之上。（二）、区域构造及岩浆岩矿区位于内蒙古中部地槽褶皱系，敖汉复向斜与多伧多复背斜交接复合部位。盆地受赤峰开原断裂控制，走向为北东向。区域上岩浆活动剧烈，岩浆岩广泛出露，主要为燕山期侵入岩和喷出岩。侵入岩为花岗岩，喷出岩为流纹质凝灰熔岩、安山岩等。二、井田地质（一）、地层井田内钻探控制的地层有侏罗系中统新民组及第四系。现分述如下1、侏罗系中统新民组J2X根据岩性特征及炭质泥岩赋存情况将新民组分上、中、下三段（1）、新民组下段J2X1根据地表出露和钻探控制，岩性为灰色泥岩，深灰色凝灰质泥岩，灰黄色含粒砂岩。凝灰质泥岩块状，杏仁状构造，充填物为泥质、具方解石脉，胶结较致密坚硬，性脆，厚度大于4982MZK30号孔。（2）、新民组中段J2X2岩性为灰色泥岩、砂岩、砂砾岩，灰黑色泥岩含1、2号炭质泥岩夹透镜状煤层组成，钻孔控制厚度61809710M，平均厚度8039M。（3）、新民组上段J2X3岩性浅红色、浅灰色、灰黄色凝灰质胶结含砾粗砂岩、中砂岩、细砂岩、泥岩等组成，钻孔控制厚度760516100M，平均厚度10445M。2、第四系Q根据地表出露和钻孔控制，岩性为红色粘土、黄土，腐植土以及现代河谷冲积堆积的砂砾石等组成，钻孔控制厚度20604000M，平均厚度3138M。（2）、构造及岩浆岩井田内地层总体形态为一向北东倾伏的向斜构造，轴向北东40，两翼基本对称，地层倾角浅部陡20左右，向轴部变缓。根据探井编录记录和钻孔控制，矿区内发育两条断层，均为正断层，现分述如下F1断层走向N40E，倾向N50W，倾角3575，落差25M，呈弧形展布于勘查区西部向斜北西翼矿层露头浅部，走向长大于3000M，2号探井见该断层，倾角75，落差小于25M，4号探井见该断层，倾角35，落差25M，即由4号探井向2号探井方向延伸，落差变小，该断层已经控制。F2断层走向N43W，倾向S47W，倾角70。落差大于100M，展布于矿区北东部，1号探井与ZK0号钻孔所控制，走向长大于1000M，该断层已经基本控制。两条断层对矿层均造成了一定破坏，致使矿层构造形态保存残缺不全。在矿区西部铁沟门水泉沟一带出露燕山期花岗岩R52，地貌呈缓丘状，颜色肉红色，成分石英、长石、云母等，该花岗岩侵入体在钻孔中和探井巷道中均未见到，说明对其矿层未起破坏作用，依据煤、泥炭地质勘查规范DZ/T02152002，确定本矿区构造复杂程度属中等类型。三、矿床1、矿床特征区内矿层赋存于侏罗系中统新民组地层中段，以下段的凝灰质含粒砂岩，凝灰质泥岩来看，矿区即为火山间歇期低洼处形成的小湖泊，并逐渐演化为沼泽盆地，形成了1、2号矿层，在矿层形成后岩浆活动逐步增强，上段沉积以火山碎屑为主凝灰质胶结将其覆盖，受后期构造挤压、破坏，地层发生褶皱和断裂，呈现出残缺不全向北东倾斜的向斜构造形态，1、2号矿层赋存分布在向斜盆地内。1号矿层最大厚度250M，最小厚度060M，平均厚度205M，大部可采，厚度变化在倾向上，浅部薄至尖灭，向盆地中心部位增厚，走向上变化不大，夹矸02层，结构较简单，属不稳定类型。2号矿层最大厚度370M，最小厚度090M，平均厚度228M，大部可采，厚度变化在走向上、倾向上均变化不大，夹矸02层，结构较简单，属较稳定型。2、可采矿层一井区位于矿区的东北部，有一个钻孔（H01号钻孔）和二个探井控制，仅有2号矿层可采。最大可采厚度278M，最小可采厚度165M，平均可采厚度23M，大部可采，最大夹矸厚度070M，最小夹矸厚度030M，平均夹矸厚度049M，夹矸岩性为灰色泥岩及浅灰色粉砂岩。炭质泥岩的厚度变化在倾向上和走向上变化不大，结构较简单，属较稳定型。3、矿石质量（1）、物理性质炭质泥岩的颜色一般为黑褐色、黑灰色，局部见有钢灰色，暗淡光泽，条痕呈褐色，常见有不平坦状断口。矿层中夹3层薄煤，厚度004M005M，在H01号钻孔呈条带状赋存在矿层中。该矿层原生和次生裂隙均不发育，有时见有垂直于层理面的裂隙，裂隙比较平坦有的被方解石薄膜或黄铁矿薄膜充填，泥质含量占优势受区内构造的影响变质程度高胶结致密硬度和比重较大，矿层的容重通过实际测定，平均为198。（2）、化学成分及化学性质根据采样分析成果，干燥基高位发热量平均为1246KJ/G，灰份含量平均为5445。挥发份产率平均为9415。干燥基ST,D全硫含量平均为027。见化验成果表131。（3）、矿石种类根据地质详查报告，本井田矿石的发热量低、灰分高，含薄煤层，厚度小，确定为炭质泥岩。（4）、用途本矿井开采的矿石为炭质泥岩，有一定的发热量，可用于砖厂内燃，也可用于矸石电厂燃料。化学分析表表131四、水文地质条件（一）一般概况矿井位于大兴安岭南端与燕山山脉交汇的低山丘陵区，总的地势西南高，东北低。东部地形切割强烈，沟谷发育多呈“U”字形，属燕山水文地质区东端低山丘陵、河谷地下水较贫区，为区域地下水的补给、径流区。区内地表水系不发育，有锡金河主流在详矿区南部内由西南向东北流过，该河支流由西向东环详查区北部汇入锡金河。该河在春融季节和夏季降水时才有暂时性地表径流。当地最低侵蚀基准面标高85000M，炭质泥岩矿赋存标高为9900075000M。（二）含（隔）水层（组）划分工业分析全水份灰份挥发份无灰干燥其挥发份发热量全硫视密度真密度孔号层号MT分析基水份ADVRADVDA5QGRDKJ/GSTDARDTRDH01622499723551386021190212一井28857299401246033211225二井30654739431290033198226二号层ZK30656558229611061021194220平均6392975445265894151246027198221根据地下水埋藏条件及岩性组合特征，将区内含水层划分为第四系松散岩类孔隙潜水，碎屑岩类裂隙孔隙潜水两类。第四系松散岩类孔隙潜水含水层主要分布于矿区北部及西北部沟谷洼地中，含水层岩性以冲洪积砂砾石、砂为主，砾石直径一般在200010000，呈棱角、次棱角状，泥砂质充填，含量2080不等。据民井调查资料，含水层厚度一般在15901870M之间，水位埋深一般在6001300M，标高9090084700M，单井涌水量在280480M3/。碎屑岩类裂隙孔隙含水层，区内大面积分布，含水层岩性以侏罗系新民组下部灰黄色砾砂岩，中部灰色砂岩、砂砾岩和上部的浅红色浅灰色凝灰质胶结的含砾粗砂岩、中砂岩、细砂岩、泥岩组成。岩层直接出露地表，受风化作用影响，泥岩裂隙发育，砂砾岩变的疏松，强风化带厚510M，弱风化带厚3050M。裂隙和孔隙构成了地下水的赋存空间和导水通道。据机民井和斜井抽水资料，含水层厚17703120M，水位埋深1056M，标高1050967M，中部局部地段出现承压水，水位埋深近于0。调查斜井在枯水期排水量为69M3/，雨季为912M3/据4号和1号探井，探井巷道工作面观测，各巷道上部顶板基本无水，当井筒向下进入到矿层附近（961M水平和853M水平）后，巷道开始出水，出水层位为904M水平和854M水平。以上的风化裂隙含水层，出水形式以淋水为主，随着井巷（巷道断面55）向深部延伸，出水量略减，2011年9月实测水位标高分别为961M和853M,。在斜井疏干后对水仓内贮水（946M水平和843M水平）进行抽水试验。1号探井垂深25M含水层厚70M，静止水位埋深130M，标高850M，单位涌水量02736LSM，渗透系数16345MD，水温14。4号探井垂深35M，含水层厚70M，静止水位埋深00M，标高954M，单位涌水量02485LSM，渗透系数14421MD，水温14。由2号探井老窑积水水质分析为矿化度0269GL的HCO3SO4CAMG型水。断层水文地质特征，据调查资料，1号探井掘到F1正断层时（2006年7月）仅出现滴水现象，4号探井掘到F1正断层时（2006年7月）实见断层破碎带不宽，并被砂泥质充填，且与断盘紧密接触，仅出现淋水现象，经过一段时间后，由淋水转为滴水。5号探井掘进到F1正断层时（2007年8月）实见断层紧闭，亦仅见渗水现象。可见F1断层导水性由北向南逐渐减弱。说明该断层与第四系含水层关系比较密切，而且上下盘含水层之间对接部位易沟通，发生水力联系，在断层带附近开采应注意突水。矿区内沿矿层露头处存在有开采浅部矿层的废弃老窑多处，都有不同程度的积水。由于老窑水对矿井充水带存很大的随机性，其充水的可能性与危害程度又取决于井下防治水的工作效果。因此需详细调查采空区的分布范围，积水和坍塌情况。采取留防水矿柱或其它有效措施。隔水层分布于炭质泥岩层的上部、下部，隔水层岩性主要为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩等细颗粒岩石，其隔水层呈多层结构，岩性致密、胶结良好、透水性能差，为相对稳定隔水层。（三）矿井涌水量动态特征据统测资料显示，尽管各井巷开采高程不同，深度也不尽一致，但其变化规律基本一致。据4号斜探井2007年7月2008年7月一个水文年抽水资料，12月至次年4月矿井排水量在6065M3/。5月12月初排水量在85125M3/多在7月、8月和9月份为高峰值，当峰值出现后涌水量又回落至正常。从气象资料分析，4月份天气回暖解冻，地下水接受融冰雪补给，排水量上升。6月、7月和8月份排水量继续上升，在8月份出现峰值125M3/，滞后于降水一个月的时间，说明大气降水对矿床涌水量起着决定性的调节作用。上述资料证明，矿井涌水量与降水关系密切，尤其是浅部风化带内的涌水量，而深部涌水量要滞后于浅部，主要受补给条件制约。（四）地下水补给、径流、排泄条件大气降水是地下水的主要补给源，降水通过地势较高的丘陵区沿风化裂、岩石孔隙渗入补给地下水，在地形、地貌和水重力作用下，由高处向低处径流，补给河谷第四系孔隙潜水，总的径流方向为沿地形由西南向东北径流，最终排泄出区外。（五）水文地质勘查类型矿区主要分布有基岩风化裂隙含水层，为矿床直接充水含水层。含水层富水性中等，单位涌水量在02490274LSM，浅部直接大气降水入渗补给，矿层大部分位于当地侵蚀基准面以上，矿床东北部有季节河谷环绕，但排水条件较好，区内老窑积水情况不是很清楚，对开采有影响。确定水文地质类型为类2型，即水文地质条件中等的裂隙孔隙充水矿床。5、工程地质条件本矿区为泥岩、砂岩、炭质泥岩相间互层沉积的矿床，由于层面联结力差特别是地下水的存在更减低了结构面的力学强度，从而导致围岩整体稳定性较差。如上述的F1号断层面多为泥岩，滑面上泥岩细腻、联结力低，因而造成局部地段矿层顶板自稳性较差。采掘证实，区内岩石巷道顶板绝大部分须支护，仅局部不用支护、稳定性较好。但在强风化带、弱结构面发育地段，由于围岩不稳定，工程地质条件差，须在井巷开拓和采矿中加强支护，做好安全防护工作。根据本矿区岩石力学性质及围岩的工程地质特征，本矿区工程地质勘查类型属类二型，即层状岩类、工程地质条件复杂中等型。6、环境地质条件矿区在自然条件下，没有较大规模的地质灾害和环境污染问题，未来矿山的开发建设可能会引起地下水污染等问题，但通过必要的治理措施不会对地质环境造成较大的破坏。因此，本矿区地质环境类型为类，即矿区环境地质质量中等。综合分析矿区水文地质、工程地质、环境地质条件，得出矿区内在4号斜探井一带，静止水位低于周边斜井水位796M，说明为一聚水构造，汇水条件好，富水性强，在今后开采时仍需注意小储水构造的突水问题，而且炭质泥岩顶底板均为软弱岩石，在水的作用下易软化、变形、坍塌，严重时引起地面塌陷等。依据固体矿产地质勘查总则，确定本矿区矿床开采技术条件勘查类型为2型，即开采技术条件以工程地质条件为主的复杂矿床。七、其它开采条件1、瓦斯根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行瓦斯采集和鉴定工作。矿井采开采矿种为炭质泥岩，系煤系地层伴生矿产，具备存在瓦斯的可能性。2、粉尘根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行粉尘爆炸性鉴定工作。3、矿石自燃根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行矿石自燃倾向性鉴定工作。第2章井田开拓第1节概况一、井田境界根据内蒙古自治区赤峰市国土资源局颁发的采矿许可证（证号C1504002012126110128627）划定的井田范围，该矿矿区总面积7847KM2，其中一井区位于井田东北部，西部与二井区相接，南部与四井区相接，一井区由以下4个拐点圈定，开采深度由870750M。各拐点坐标见表211。一井区拐点坐标表表211编号XY14666959822062677590246669598220625500003466550000206255000044665500002062677590二、资源/储量1、地质储量据104勘探队2011年编制了内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告及2012年1月11日内蒙古自治区国土资源厅颁发了“关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明”（内国土资储备字20121号），全矿区总储量为207362万吨，一井区储量为551万吨，其中控制的经济基础储量（122B）290万吨，推断的内蕴经济资源量（333）261万吨。2、工业储量依据国土资源部国土资发2002271号文件精神，根据矿床地质特征和地质勘查程度，本方案对于控制的经济基础储量122B全部采用，推断的内蕴经济资源量333采用80。经计算，本方案采用的工业储量为4988万吨。3、可采储量可采储量（矿井工业储量矿柱损失已采储量）回采率（49882598305）8514265万T各类保护矿柱按煤矿安全规程分别设定（1）、井田边界保护矿柱按20M留设；（2）、主要大巷保护矿柱按20M留设；（3）、采空区保护矿柱按20M留设；大巷保护矿柱在矿井服务年限完了矿井闭坑时方可回收，其它保护矿柱任何时间均不可回采。矿井回采率按85计算。经计算矿井可采资源/储量为14265万吨。具体详见可采储量计算表212。矿井可采储量计算表表212保护矿柱损失量（万吨）矿层编号储量类型工业储量万吨井田边界采空区大巷小计已采储量万吨回采率可采资源储量万吨2122B3334988586824118825983058514265第二节矿井生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日为330天，采用“三八”工作制，每天三班作业，每班工作8小时。采矿三班生产，边采边准。日提升时间为16小时。二、矿井生产能力根据该矿保有储量及开采技术、经济条件，结合矿井其它因素，确定矿井设计生产能力为6万T/A。3、矿井服务年限TZ/KA14265/136183年式中T矿井服务年限，年；K储量备用系数，取13Z矿井可采储量，万吨；A年采矿石量，6万吨/年；经计算，矿井服务年限为183年。第3节井田开拓一、井田开拓方式1、井田工业场地的选择的原则（1）、尽可能的少占地或在已征的土地内建井和工业广场；（2）、躲开村庄、公路、河流和较大冲沟；（3）、尽量减少各种矿柱损失，增大矿井服务年限；（4）、最大可能利用原有公共设施（公路、供电线路等）；（5）、与井田开拓方式相匹配。2、开拓方式方案一井区矿层赋存范围较大，区内有二个大断层斜交，断层内靠东部已被采空，仅在井田西南部保有部分储量。结合矿层分布情况、地表地形情况，以及委托方对开拓方式、井位要求，确定一井区采用斜井开拓方式，工业场地选择在井田西部边界中部矿层露头及F1断层外侧。矿井通过双斜井、石门、采区下山布置开拓开采，详见开拓布置平面图和开拓剖面图。2、井筒1、主井倾角22，直墙半园拱砌碹支护，净断面545，长度326M，采用轨道运输，辅设600MM轨距、18KG/M轻轨，提升容器为翻斗车。井筒内设有动力电缆、通讯电缆、信号电缆和安全监测监控电缆。设行人台阶和扶手。2、副井倾角22，直墙半园拱砌碹支护，净断面545，长度3203M，采用轨道运输，辅设600MM轨距、18KG/M轻轨，提升容器为人车、平板车、材料车及翻斗车。敷设排水管路、压风管路、供水管路等。井筒内设行人台阶和扶手。井筒特征详见表231。井筒特征表表231坐标断面（）井筒名称XY井口标高M井筒倾角（）井筒长度（M）方位角（）净宽（M）净掘进主井4666425206255609902232618025545786副井466642520625527990223203180255457863、施工方法采用普通钻眼爆破法施工，井壁随掘随筑，遇含水层需采用预注浆方法防治水。三、井底车场及硐室1、根据矿井开拓布置，主、副井筒相对位置，车场、石门运输方式及工业广场布置要求，确定主、副井井底车场采用直线式平车场，采用人工调车方式。主井井底车场标高为868M，副井井底车场标高为870M。采用直墙半园拱砌碹支护。2、水泵房及机电硐室水泵房及机电硐室采取联合布置，设在870M水平井筒联络巷中，通过吸水井与甲乙水仓连接，采用直墙半园拱砌碹支护。3、水仓水仓入口位于主井井底车场与运输石门交岔处，分设甲仓和乙仓，分别长34M和22M，容量能满足8小时矿井正常涌水量的要求。水仓采用直墙半园拱形混凝土支护。第3章大巷运输及设备第1节运输方式的选择一、运输方式的选择1、运输方式根据矿井开拓巷道布置、矿井设计生产能力、矿层的赋存条件及工作面的开采技术条件，本着尽量简化井下运输系统的原则，统筹考虑井下矿石、矸石、材料、设备的运输，确定本矿井运输石门、回风石门的运输方式为600轨距的窄轨矿车运输。2、运输系统（1）矿石运输系统工作面生产的矿石经工作面刮板输送机运到运输顺槽刮板输送机、后经运输下山矿车运至运输石门，再运至井底车场由主井串车提升至地面。（2）材料及设备运输系统材料及设备由副井串车放到副井井底车场，经回风石门、回风下山送到工作面回风顺槽、工作面。二、主要大巷断面、支护方式井下运输石门、回风石门为平巷，均采用人工推车，运输石门、回风石门采用梯形金属支架支护。运输石门、回风石门及运输下山、回风下山铺设18KG/M钢轨，回风顺槽铺设15KG/M钢轨。各巷道断面见断面图册。第2节矿车一、矿车选型矿井设计生产能力为6万T/A，依据矿井设计规范要求，矿井达到生产能力时所需各类矿车的型号及规格见表321。矿车规格特征表表321外型尺寸顺序车辆名称矿车类型容积M3最大载重量T长MM宽MM高MM轨距MM轴距MM自重KG数量1翻斗车KCS0760710165098011506005506801521T材料车MC16B12020008801150600550515431T平板车MP16A120200088041060055046524人车XRB156/3DS15人26550211300147460017501二、矿车数量根据矿井的生产能力和运输条件，选用翻斗车、材料车、平板车运送矸石、材料、设备等，矿井达到生产能力时，井上下用车地点的车数按排列法计算并考虑备用系数，经计算需翻斗矿车15台，材料车4台，平板车2台，XRB156/3DS型人车1台。第3节运输设备一井区运输下山、回风下山均采用JD16KN调度绞车牵引翻斗车、材料车、平板车运输。第四章采区巷道布置及采矿方法第1节采区巷道布置一、概况一井区首采矿层为2号矿层，倾角在14左右，厚度165278M，平均23，顶底板岩性均为深灰色泥岩。2、采区巷道布置主井在868M水平落平，设置直线式平车场，通过运输石门与采区运输下山连接；副井在870水平落平，设置直线式平车场，通过回风石门与采区回风下山连接；采区采用双下山布置，运输下山布置在矿层底板岩石中，回风下山沿矿层倾向布置，两下山分别与工作面的运输、回风顺槽连接形成工作面生产系统。3、主要生产系统1、矿石运输系统工作面生产的矿石由工作面刮板输送机、运输顺槽刮板输送机、工作面储矿仓、采区运输下山矿车、经运输石门、主井井底车场、主井运到地面储矿场地。2、材料运输系统工作面需用的材料由地面经副井、井底车场、回风石门、采区回风下山、回风顺槽运至工作面。3、通风系统新风由地面经主井、井底车场、运输石门、工作面进风行人巷、运输下山、工作面运输顺槽到达工作面。工作面产生的泛风经工作面回风顺槽、回风下山、回风石门、副井井底车场、副井送到地面。第2节采矿方法一、采矿方法的选择根据该井田泥炭矿层的赋存及巷道布置情况，选用走向长壁式采矿方法。2、采矿工艺根据矿井生产能力、矿层赋存状态条件，结合当地采矿技术水平及委托方要求，本设计采用炮采回采工艺。3、工作面支护及顶板管理（一）、工作面支护设计1、根据经验公式计算工作面合理支护强度PT981HK98118256265KN/M2式中PT工作面合理支护强度，KN/M2。H工作面采高，M。顶板岩石比重，一般取25T/M3。K取6。2、支柱实际支撑能力计算RTRK250085210KN式中RT支柱实际支撑能力,KN/根。R支柱额定工作阻力KN。K支柱阻力影响系数，一般取085。3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱支撑力求得工作面合理支柱密度NPT/RT265/210126根/M2式中N支柱密度，根/M2。PT工作面合理支护密度，KN/M2。RT支柱实际支撑能力，KN/根。4、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作的支护柱距L柱N/IL排126（210）063M式中L柱工作面支柱柱距,M；N工作面顶板压力要求的支护密度根/M2；I工作面控顶距基本柱的排数；L排工作面支护排距；5、根据实际情况，确定排距为1000MM、柱距为06MM，则工作面最大控顶距为32M，最小控顶距22M。经计算工作面需单体225根，则支护密度225/4532156KN/M2，因实际支护密度156理论支护密度126KN/M2，所以确定排距为1000MM、柱距为600MM满足支护要求。（二）、支柱选择本工作面选用DW25型单体液压支柱配合HZJA1000型金属铰接顶梁支护，支柱参数见表421。表421支柱技术参数型号工作阻力（KN）支护强度KNM支撑高度M工作压力（MPA）自重TDW252102651725318055（3）、乳化液泵站在液压泵房安设2台乳化泵，一台使用，另一台备用,一台水箱，供采面的支护和推溜用。泵站至采面采用直径38MM无缝钢管供液，采面用25MM高压胶管连接，每隔10M串连一个液压阀。液压泵压力18MPA,浮化液浓度35。（四）、采空区处理1、控顶方式工作面支柱采用“二三排”管理，排距1M，柱距08M，最大控顶距32M，最小控顶距22M，放顶步距10。附采矿方法及工作面支护图。2、采空区处理回采工作面顶板管理方式为全部垮落法，采用密集支柱切顶。如悬顶面积过大顶板不冒落时，可采用人工打眼放炮强制放顶。在强制放顶无效时，采取留设隔离矿柱（8M）,重新布置开切眼（工作面）进行回采。四、工作面运输设备工作面采用SGB320/185型刮板输送机运输，顺槽采用一台SGB320/185型刮板输送机运输和一台GJP650型胶带输送机联合运输。五、工作面特征及矿井年产量预计工作面特征根据泥炭矿层赋存状况，考虑矿井设计生产能力，本设计确定回采工作面循环进度为10M，日进度为三班一循环10M，月进度30M，年进度330M，正规循环率90。附工作面正规循环作业图表。回采工作面长度确定为40M，采高23M。工作面特征见表421。工作面特征表表421工作面装备数量采高（M）长度M年推进度M年生产能力MT1、ZY24凿岩机、风镐2、WGD420/185刮板输送机3、单体液压支柱、金属顶梁4、回柱绞车123403300578工作面生产能力工作面产量计算ALL1HRCC330452319809509057820T/A式中A工作面年生产能力，T/AL工作面年推进度，ML1工作面长度，MH工作面采高，MR矿石容重，T/M3C工作面回采率，C工作面正规循环率，矿井生产能力矿井两个回采工作面同时生产，掘进产量按回采工作面产量的10计算，则矿井年产量为QA（110）0578（110）064MT/A六、生产时主要材料消耗指标坑木50M3/10KT火药4500KG/10KT雷管7000/10KT第三节巷道掘进一、巷道断面及支护形式井下各类巷道断面按通风及设备的通过能力要求确定，其形状和支护材料按其服务年限和围岩的物理力学性质确定。本矿井服务年限较短，井底车场、机电硐室、水仓、等采用直墙半园拱料石砌碹支护；运输石门、回风石门、运输下山、回风下山采用梯形金属支护，工作面上下顺槽采用梯形金属支护；工作面采用矩形金属单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护。二、巷道掘进进度指标岩石巷道60M/月；半岩巷道90M/月；其它巷道150M/月。三、掘进工作面1、巷道掘进巷道掘进方式井下巷道均采用钻爆法掘进方式。掘进工作面个数及掘进机械配备为满足生产和工作面接续的需要，全矿井共配备1个掘进队掘进作业。掘进工作面装备ZY24凿岩机、风镐、FBD6/211型和FBD5/255型局部扇风机及相应运输设备。矿井生产时采掘比例为11。掘进工作面位置掘进工作面布置在下山另侧，与回采工作面的同一个区段内，为回采工作面接续做准备。2、井巷工程量本矿井移交生产时井巷工程量为25443M，其中岩石工程量16143M。矿井总工程量为13762M。井巷工程量汇总表见表431。一井区井巷工程量汇总表表431达产时井巷工程量（M）序号工程名称角度（）岩巷其它合计1主井223263262副井22320332033机电硐室、水泵房30304主、副井井底车场75755井筒联络巷60606水仓、通道、吸水井83837运输下山及储矿仓1490908回风下山1465659运输石门29029010回风石门32032011石门下山联络巷206080121201运输顺槽及进风巷410410131201回风顺槽350350141201工作面45451516合计1614393025443第5章矿井通风与安全第1节概况一、瓦斯根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行瓦斯采集和鉴定工作。矿井开采矿种为炭质泥岩，系煤系地层伴生矿产，具备存在瓦斯的可能性。根据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2013年10月30日对该矿相邻矿井（松山区柳村第五煤矿）瓦斯等级鉴定结果，矿井瓦斯相对涌出量为59M3/T，瓦斯绝对涌出量为164M3/MIN，二氧化碳相对涌出量为338M3/T，二氧化碳绝对涌出量为094M3/MIN，松山区柳村第五煤矿矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。本设计采用松山区柳村第五煤矿相关瓦斯数据，矿井建设实际揭露矿层时补充鉴定工作，按鉴定结果进行相应修改。二、粉尘根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行粉尘爆炸性鉴定工作。内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2013年10月对松山区柳村第五煤矿粉尘检测结果，该矿粉尘无爆炸性。本设计采用松山区柳村第五煤矿相关粉尘数据。三、矿石自燃根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行矿石自燃倾向性鉴定工作。内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2013年10月对松山区柳村第五煤矿矿石自燃倾向性检测结果，该矿矿层为类不自燃。本设计采用松山区柳村第五煤矿相关矿石自燃倾向性数据。第2节矿井通风一、矿井通风方式根据矿井的开拓方式、巷道布置及矿井瓦斯含量等因素，矿井的通风方式选用中央并列式，主井进风，副井回风。其通风系统为主井运输石门运输下山进风行人巷工作面运输顺槽工作面工作面回风顺槽回风下山回风石门副井地面。二、掘进及硐室通风掘进工作面采用带消音器的FBD5/255型局部扇风机压入式通风，风机设在新鲜风流中。机电硐室设在井筒联络巷内，主井进风，通过风门调节风量。三、矿井风量、通风阻力及等积孔（一）、风量计算本设计采用按需分配方法计算矿井风量1、按井下同时最多工作人数Q矿井4NK矿通430125150M3/MIN25M3/S式中N井下最多同时工作人数，30人；K矿通矿井通风系数，取125。2、按各用风地点实际需风量计算Q矿井（Q采Q掘Q硐Q它）K式中Q采回采工作面实际需用风量总和，M3/MIN；Q掘掘进工作面实际需用风量总和，M3/MIN；Q硐独立通风硐室实际需用风量总和，M3/MIN；Q它除采掘及硐室以外其它实际所需用风量总和，M3/MIN；K矿井通风系数，取121251）、回采工作面需风量Q采按瓦斯涌出量计算Q采100Q采KC100164162624M3/MIN式中Q采回采工作面需风量M3/MINQ采回采工作面绝对瓦斯涌出量矿井绝对瓦斯涌出量为164M3/MIN；KC工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,炮采取16。按工作面人数计算Q采4NC42080M3/MIN式中4每人每分钟应供给最低风量，M3/MIN。NC回采工作面同时工作最多人数。按炸药量使用计算Q采25AC259225M3/MINAC回采工作面一次使用最大炸药量，；按工作面温度计算Q采60VCSCKI601054092916M3/MIN取300M3/MIN式中VC回采工作面适宜风速10M/S；VS回采工作面平均有效断面54M2；KI工作长度系数取09按二氧化碳涌出量计算Q采100Q采KC100094161504M3/MIN式中Q采回采工作面需风量M3/MINQ采回采工作面二氧化碳绝对涌出量为094M3/MIN；KC工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,炮采取16。以上五项取最大值为按温度计算回采工作面实际需风量为300M3/MIN。按风速验算根据煤矿安全规程，回采工作面最低风025M/S,最高风速为4M/S的要求进行验算。即回采工作面风量应满足。15SCQ采240SC式中SC回采工作面平均有效断面，M2；15594891M3/MIN300M3/MIN24059414256M3/MIN300M3/MIN891M3/MIN1070212001，因此，钢丝绳在滚筒上缠绕2层。3）最大静拉力Z2FSINCOS1596302185634061DTKQLPFKG说明选用的绞车是合理的。5提升系统选型1）天轮选择DT1600MM,选用TSG1600/11型天轮，适用钢丝绳直径185MM20MM,符合要求。2）道岔位置、过卷距离等数据的确定上井口至甩车道岔尖水平距离15米，道岔尖至钩头停车点的水平距离12米，过卷水平距离102米。3）井架高度确定井架高度取井架高度8SIN38SIN1075JTHLRM米滚筒中心至井架天轮中心的水平距离LS取LS30米012821549SBLMTG按允许的偏角求滚筒中心与井架天轮中心间的钢丝绳弦长2222SJTG3086103LXHRCM钢丝绳偏角18171720KG,24,V191M/S,电机功率75KW，电机转速730RPM。2）滚筒缠绕宽度及缠绕层数计算每层平均容绳量为1200（1515）314159122376（米）预估要2层缠绕，则滚筒的缠绳每层宽度BTML7DG35073142518752PBDEMKC因为滚筒宽度B1200，钢丝绳在滚筒上缠绕两层时每层宽度875MM,由于12002875212001，因此，钢丝绳在滚筒上缠绕二层，符合规程不超过两层的规定。3）最大静拉力，说Z2FSINCOS17035847056183061DTKQLPFKG明选用的绞车是合理的。5、副井提升系统的选型1）天轮直径DTDT80151200MM，选择天轮直径1200MM，选用TSG1200/85/型固定天轮，变位重量104KG。TG2）井架高度的确定（1）道岔位置、过卷距离等数据的确定上井口至甩车道岔尖水平距离15米，道岔尖至钩头停车点的水平距离12米，过卷水平距离102米。（2）井架高度确定井架高度9米，井口中心距绞车主轴水平距距离68米，天轮中心距绞车主轴中心距离30米，栈桥倾角13度，栈桥斜长39米，栈桥钢丝绳倾角13度，滚筒出绳仰角1382。绞车电控系统采用绞车配套设计的PLC程序控制变频调速装置。滚筒中心超出井口和井架水平的标高差C确定C1000MM3天轮中心线至滚筒中心线的最小水平距离取LS275米，实际取30米4）提升系统玄长MLX25315钢丝绳偏角16。