安全工程毕业设计（论文）陈四楼矿240万ta新井通风安全设计（含全套CAD图纸）

1、目 录 全套设计，联系全套设计，联系 153893706 一般部分一般部分 1 矿区概述及井田地质特征 .1 1.1 矿区概述.1 1.1.1 交通位置.1 1.1.2 自然地理概况.1 1.1.3 矿井建设的外部条件.2 1.2 井田地质特征 .3 1.2.1 勘探程度.3 1.2.2 地层.3 1.2.3 地质构造.4 1.2.4 水文地质.4 1.3 煤层特征.5 1.3.1 煤层.5 1.3.2 煤的特征.5 1.3.3 开采技术条件.6 2 井田开拓 .8 2.1 井田境界及可采储量.8 2.1.1 井田境界 .8 2.1.2 井田储量.8 2.1.3 矿井工作制度、设计生产能力及服

2、务年限 .12 2.2 井田开拓 .13 2.2.1 井田开拓的基本问题 .13 2.2.2 井筒形式确定.14 2.2.3 工业广场及井筒位置 .15 2.2.4 开采水平的确定 .15 2.2.5 大巷和井底车场的布置.15 2.2.6 矿井开拓方案比较.16 2.2.7 矿井的基本巷道.20 2.3 井下运输 .29 2.3.1 概述 .29 2.3.2 带区运输设备选型 .30 2.4 矿井提升.34 2.4.1 概述.34 2.4.2 主副井提升.34 3 采煤方法即采区巷道布置 .37 3.1 煤层地质特征.37 3.1.1 煤层的埋藏条件 .37 3.1.2 带区煤层特征.37

3、3.1.3 地质构造.37 3.1.4 顶底板特性.37 3.1.5 水文地质 .37 3.1.6 地表情况 .38 3.2 带区巷道布置及生产系统 .38 3.2.1 带区准备方式的确定 .38 3.2.2 生产系统 .39 3.2.3 带区内巷道掘进 .39 3.2.4 带区生产能力及采出率 .40 3.3 带区车场及主要硐室 .41 3.3.1 带区车场设计 .41 3.3.2 带区主要硐室 .41 3.4 采煤方法.43 3.4.1 采煤工艺方式 .43 3.4.2 确定采煤工艺方式 .43 3.4.3 采煤工艺方式.44 3.4.4 回采巷道布置.48 4 矿井通风 .50 4.1

4、矿井通风系统选择.50 4.1.1 矿井地质概况 .50 4.1.2 开拓方式 .50 4.1.3 开采方法 .50 4.1.4 变电所、充电硐室、火药库 .51 4.1.5 工作制、人数 .51 4.2 矿井通风系统的确定 .51 4.2.1 矿井通风系统的基本要求 .51 4.2.2、矿井通风方式的选择.51 4.2.3.确定矿井通风方法.53 4.2.4 带区通风系统的要求 .54 4.2.5、工作面通风方式的选择.54 4.3 矿井风量计算 .55 4.3.1 矿井风量的计算原则 .55 4.3.2 总风量的计算.56 4.3.3 矿井风量分配.58 4.4 掘进通风.59 4.4.1

5、 掘进通风方法的选择.59 4.4.2 掘进通风量.60 4.4.3 掘进工作面设备选择.60 4.5 全矿通风阻力的计算 .62 4.5.1 矿井最大阻力路线 .62 4.5.2 矿井通风阻力计算 .67 4.5.3 矿井通风总风阻.72 4.5.4 矿井通风等积孔.72 4.5.5 矿井通风系统的分析与评价.72 4.6 矿井主要通风机选型.73 4.6.1 矿井自然风压的计算.73 4.6.2 通风机的选择.73 4.6.3 电动机的选择.77 4.6.4 对矿井主要通风设备的要求 .78 4.6.5 对反风、风峒的要求 .78 4.7 矿井反风措施及装置.78 4.7.1 矿井反风的目

6、的和意义 .78 4.7.2 矿井反风设施的布置.79 4.7.3 对矿井通风设备的要求.79 4.8 概算矿井通风费用 .80 5 矿井安全技术措施 .82 5.1 矿井火灾.82 5.1.1 矿井自然发火概况.82 5.1.2 矿井自然发火分析.83 5.1.3 防止煤层自燃发火的预报及监测措施.84 5.1.4 防灭火措施.85 5.2 矿井瓦斯.89 5.2.1 矿井瓦斯地质条件.90 5.2.2 矿井及采区瓦斯涌出概况.91 5.2.3 矿井瓦斯防治措施.91 5.3 井下防治水措施 .94 5.4 避灾路线.94 参考文献： .96 专题设计部分 .98 英文原文 .119 中文译

7、文 .127 参考文献: .132 致 谢 .133 1 矿区概述及井田地质特征 1.1 矿区概述 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 永城矿区陈四楼井田位于河南省永城市境内，行政区属于永城市城厢、陈集、 顺和三个乡，井田中心南距永城市区 8km。地理坐标为东经 1162220，北纬 300035。 矿区北靠陇海铁路，东临京沪铁路，青（青龙山）阜（阜阳）铁路从矿区东 南约 20km 处穿过，西有京九铁路商阜段。永城县城距商丘车站 95km，距徐州车站 97km，距宿州车站 74km，其间均有柏油公路相连。区内主要村镇之间亦有简易公 路相通，交通运输十分便利。 （见图 1.1） 山东 河 南

8、 江 苏 黄 海 商丘 永城 徐州 夹河 寨 连云港 淮安 南京镇江 常州 无锡 苏州 上海 南通 宣城 铜陵 芜湖 格溪 口 合肥 水 家 湖 蚌埠 阜阳 样集 夏邑 青 龙 山 邳县 骆马 湖 宿迁 清江市 宝应 博州 安徽 陈家集 芦苓 海 青町 唐 州 漯 阜 线 陇 线 京 杭 运 河 淮北矿 务局 淮南 矿务 局 青 阜 线 宿县煤田 津 线 阜 淮线 淮 南 线 长 江 白唐 淮 北京 郑州 永城矿区陈四楼矿 图图 1.11.1 永城矿区交通位置图永城矿区交通位置图 1.1.21.1.2 自然地理概况自然地理概况 井田位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面

9、 标高 32.4936.50m，一般为 3235m 之间，相对高差 3m 左右。地表广为巨厚的新 生界松散冲积物所覆盖。 区内地表水系不甚发育，仅有淮河支流沱河在井田南部 2km 处流过，井田内 用于灌溉的沟渠纵横交错。沱河发源于商丘市东北之响河，向东南流入安徽省的 新汴河，全长 120km，其流量受大气降水控制，年平均流量 12 m3/s，有记载的最 大流量 384 m3/s。 本区属半湿润，半干旱的大陆性气候，冬春干旱，夏秋雨多，四季分明。 据永城市气象站资料： 气温：19741984 年观测，月平均最高气温 2639（月份） ，最低-0.32， 年平均 14.3。日最高气温 41（195

10、9 年 7 月 30 日） ，最低-19（1957 年 2 月 21 日） 。 降雨量：最大降雨量 1022.5mm （1977 年） ，最小为 630.4mm，年平均 813.6mm；日最大降雨量 207mm（1957 年 7 月 14 日） ，一次最大降雨量为 443.4mm（1965 年 7 月 5 日 18 日） 。 蒸发量：历年最大蒸发量 1985.7mm（1978 年） ，最小 1603.2mm（1975 年） ， 平均 1745.4mm. 相对湿度平均 6873.16。 冬春季多西北风，夏季多东南风偶有东北风，最大风速 18.3m/s。 每年 12 月至下年 3 月为降雪和冰冻期

11、，最大冻土深度 19cm。 据中国地震烈度表载，本区属六度地震区。河南省地质局受永城煤炭工 业联合公司委托，提出“永城县地震基本烈度鉴定意见书” （）豫震烈字第 号文） ，该文在分析了地质构造及本区地震史之后，认为“本区不可能发生 六级左右地震，主要是受邻区强震影响，其地震基本烈度六度是适宜的” 。又提出 “鉴于永城煤炭储量丰富，现已投入建井，将来发展远景可观，据此建议，对特 别重要的工程和建筑物可提高一度设防。 ”煤炭部基建司对陈四楼矿井方案设计审 查意见明确：“建筑物地震烈度均按六度设防，但对六大要害系统按七度的构造 措施设计。 ” 1.1.31.1.3 矿井建设的外部条件矿井建设的外部条

12、件 矿井工业场地至矿区集配站的铁路专用线正线里程 15.86km 将与矿井同步建 设。新、老两条永砀公路，分别自工业场地两侧经过，将矿井工业场地与铁路干 线和土产材料产地连通，交通条件较好。 矿井永久电源，由永城 220 kv 变电站供给。由地方集资兴建的永城市 110kv 变 电站，可作为本矿井建井期的施工电源。为确保施工安全，另一回电源可取自新 庄矿井。矿区热电站应尽快建设。 经初步勘探证实，上第三系孔隙承压水，无论其水量和水质均可满足本矿井 永久水源的要求。 矿区北部的芒山生产白灰、石子、料石等土产材料。由国家统一分配的水泥、 钢材、木材等亦可通过公路运至本矿。矿井建设的外部条件比较落实

13、、可靠。 1.2 井田地质特征 1.2.11.2.1 勘探程度勘探程度 本井田自 1957 年普查找煤开始，至 1986 年 4 月提交精查地质报告，历时 30 年，共施工钻孔 283 个，平均每平方公里近 3.9 个钻孔，钻探工程量 152372.67m， 全国储委煤炭专业委员会于 1986 年 5 月 24 日至 2 7 日对该报告进行了审查， 地质 11 队根据审查意见，对报告进行了修改补充，于 7 月 22 日送交煤委复查。 1986 年 8 月 27 日获正式批准。 该井田地质勘探工作基本符合煤炭资源地质勘探规范的规定，勘探手段 的确定基本合理，报告对井田地质构、地层、煤层、煤质、水

14、文地质及开采技术 条件等方面的研究，基本上达到了精查勘探的要求。 正式批准后的井田精查地质报告可作为矿井设计和建设的依据. 1.2.21.2.2 地层地层 永城煤田为华北型沉积，地层分区属华北区、鲁西分区、徐州小区的范畴。 本井田无基岩出露，全部被新生界冲积层所覆盖，缺失上奥陶统至下石炭统、三 迭系至第三系古新统两段。钻探揭露的基岩地层上至石千峰组（平顶山砂岩)，下 至中奥阳统马家沟灰岩，厚度 1100m。自下而上叙述如下: 1、中奥陶统马家沟组(o2m)，由白云质灰岩、灰岩组成，井田内揭露厚度 3040.20m。 2、石炭系(c23)，假整合于中奥陶统之上: 中统本溪组(c 2b)，由铝质泥

15、岩及山西式铁矿组成，厚度 222m。 ，平均 8.7 8 m；上统太原组（c 3t)，由 911 层薄至中厚层状灰岩和泥岩、砂质泥岩及粉、细 砂岩组成，间夹不可采煤层 3 5 层，厚度 93164m，平均 133 m； 3、二迭系(p)，揭露厚度 961.2m， ，下统齐全，上统 k6 标志层以上多被剥蚀： 山西组（p1s)，厚度 89.94131.78 m，平均 106.43m，由泥岩、砂质泥岩、砂 岩及煤层组成。二2煤层斌存于中部，下以 k3 灰岩标志层顶界与石炭系分界，上 以 k4 鮞状铝质泥岩底界与下石盒子组分界； 下石盒子组（p1x)，厚度 48.63112.27m，平均 74.92

16、m，由泥岩、砂质泥岩、 砂岩及三煤组组成，以 k5 砂岩标志层底界与上石盒子分界； 上石盒子组（p2s)，钻孔穿见厚度 728.98 m，共分四段，每段底部都以一层稳 定的砂岩标志层相分界(k5k9，)，其岩性组成也是以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及 砂岩为主，不含具有工业价值的煤层。 4、新生界(rz) 井田内覆盖层中，仅有上第三系和第四系，缺失下第三系。厚度 300430m。 平均 333.73 m，由粘土、亚枯上、亚砂土及中、细、粉砂交互成层。上第三系为 河湖相沉积，直接覆盖于古生界之上。 1.2.31.2.3 地质构造地质构造 1、褶曲 井田内褶曲较少。 2、断裂 井田内断裂构造较少，均为正

17、断层。其中 f39 断层沿煤层倾向将井田一分为 二，f39 断层落差在 040m。 1.2.41.2.4 水文地质水文地质 1、含水层及隔水层特征 自上而下分为四个含水组： （1）新生界孔隙含水组：区内松散地层沉积为冲积及湖积，其厚度受古地形 影响而东薄西厚、南薄北厚。含水砂层一般为 1 12 层，平均总厚 86.34m，浅部 以大气降水垂直渗入为主，中部及深部以水平侧向渗透为主。属孔隙承压水， q=0.0047.0t/sm ，k=0.623m/d。含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳 定的枯土层，形成天然的隔水屏障，局部地段与基岩处有透镜状砂层，即所谓 “天窗” ，对浅部开采会具有一定影响

18、。 （2）二迭系砂岩裂隙，孔隙含水组：主要由上、下石盒子组及山西组砂岩裂 隙孔隙承压水组成。其补给方式以水平侧向渗透补给为主，渗透能力差，富水性 弱，迳流滞缓，以静储量为主，易于疏干。q=0.1213t/sm ，k=0.5683.91m/d，水质类型为 so 4-n 型。 （3）石炭系灰岩岩溶裂隙含水组：主要含水岩层为石灰岩(11 层)，次为砂岩。 灰岩以 l2，l3，l4，l7，l8，l9，l10七层比较稳定，岩溶裂隙比较发育，但多被泥质或 钙质充填。 （4）奥陶系岩溶裂隙含水组：区域范围内，在安徽省闸河煤田东西两侧出露， 本煤田仅在芒山有局部出露。岩溶发育，富水性强。 2、井田水文地质条件

19、 本井田水文地质类型为中等简单，其主要依据是： （1）直接充水含水层，三煤层和二煤层顶板砂岩含水性弱，单位涌水量一般 小于 0.01t/sm，本应为简单类型，但 f18 以北存在太原组灰岩补给； （2）上覆新生界含水层与基岩界面之间有厚度大于 30m 的粘土层阻隔，正常 地段对煤系地层无充水作用； （3）下覆太原组灰岩含水层与二2煤层之间有砂岩和泥岩组成的隔水层，厚 度在 50m 以上，正常地段二2煤层的开采不存在底板突水的威胁； （4）井田内断层富水性及导水性弱 q0.001t/sm； （5）主采煤层顶底板岩层稳定； （6）矿床远离地表水体。 3、矿井预计涌水量 井田南部和西部均以断层构成阻

20、水边界，东部煤层露头与粘土隔水层相接， 只有北界 f11 断层使二2煤与对带太原组灰岩相接，可视大弱补给边界。 采用“集水廊道”法计算，矿井预计正常涌水量 894 m3/h （其中：k5砂岩 328 m3/h.，三煤组 291 m3/h，二煤组 275m3/h；最大涌水带 1627m3/h。 1.3 煤层特征 1.3.11.3.1 煤层煤层 井田内含煤地层自下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒 子组及二迭系上统上石盒子组。共含煤 1720 层，煤层总厚 13.85m。其中有经济 价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。 该两含煤地层总厚度平均 181m，煤层 总厚 10.42m，含

21、煤系数 58%。其中山西组的二2煤层为主要可采煤层，下石盒子组 中可采和大部可采的煤层有三1、三 22、三 4三层。见表 1-1 二2煤层为一稳定较稳定、结构简单（偶含泥岩夹歼一层)的厚煤层，全区稳 定可采，为本设计主要考虑可采煤层。 三1煤层，层位稳定，平均厚度卫 1.30m，其可采范围集中在 08 线以南。04 线以南以单层结构为主，以北渐变为双层结构，未受岩浆岩破坏。 三 22煤层，较稳定，平均厚度 1.5m，受岩桨岩破坏范周约占十分之一，从南 向北由单层结构渐变为双层至三层结构。 三4煤层为一较稳定不摇定煤层。在可采范围内平均厚度约为 1.6m，单层与 双层结构的穿见层次基本相等，受岩

22、浆岩影响的范围约占三分之一，煤层变质为 天然焦，而且结构变得复杂。 1.3.21.3.2 煤的特征煤的特征 各煤层均为高变质阶段的年青无烟煤。二2煤层低灰分，特低硫、磷，高发热 量；理论分选比重 1.7 时，可选性为易选至极易选；化学活性好；抗碎强度及热 稳定性中等，可作动力及民用煤，亦可用于气化。 三煤组各煤层煤质的共同点是，中至富灰分（三1煤为富灰） ，特低硫、磷， 高熔点，中至高发热量；理论分选比重 1.7 时，可选性中等；化学活性一般不佳； 热稳定性差中等；强结渣，不易磨。可作动力、发电及民用煤。 表表 1.11.1 各煤层情况表各煤层情况表 煤质 煤层 名称 煤层厚度 最小最大 平均

23、 原煤灰分 ad(%) 挥发分 vdaf(%) 原煤全硫 st，d(%) 发热量 qgr，daf(mj/ kg) 煤种 牌号 20.9610.970.5933.93 21.098.440.5433.60三4 0-2.19 1.6 31.396.330.4330.65 贫、 无烟、 天然 焦 23.9715.800.5635.41 20.881.100.7233.75 21.218.520.5933.59 三 22 0-2.90 1.5 31.397.850.7828.85 瘦、 贫、 无烟、 天然 焦 25.0414.800.4835.73 21.3911.220.6633.94 21.218

24、.480.5834.43 三1 0-5.78 1.3 25.966.550.8429.40 瘦、 贫、 无烟、 天然 焦 15.9010.270.4834.37 13.798.130.5134.67二2 5.50-6.65 6.0 23.987.120.6732.46 贫、 无烟、 天然 焦 1.3.31.3.3 开采技术条件开采技术条件 1.煤层顶底板 二2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不 会发生“底鼓” ；三煤组各可采煤层由于层间距小，砂岩厚度薄且稳定性较差。 2.瓦斯 井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于 1cm3/g ；由于构造和岩桨岩的热力作用， 仅个别点

25、有富集现象（二2煤层 6707 孔 6.56 cm3/g ，6919 孔 3.49 cm3/g ） ；瓦 斯风化带分布很广很深，除个别富集点之外，都属瓦斯风化带，直至-800m 以深。 一般认为，瓦斯风化带界面处的相对瓦斯涌出量为 2 m3/td 左右。二2煤层相对 瓦斯涌出量为 2.0 m3/td 3.煤尘无爆炸性到具弱爆炸性。 4.各煤层均无自然发火倾向。 5.地温 二2煤层在-650 m 以深，除 63 至 65 线范围地温低于 31，其余均高于 31， 属一级热害区；三2煤层仅在 0312 孔至-650m 以深出现小范围的一级热害区。井 田内其余地段地温均属正常 2 井田开拓 2.12

26、.1 井田境界及可采储量 2.1.12.1.1 井田境界井田境界 “永城矿区总体设计”及井田精查地质勘探所确定的井田境界为：东起二2煤 层露头线，西至 f2 及 f9 断层；北起 f11 断层，南到 f6 断层与城郊井田为邻。井 田南北走向长 12km ，东西宽平均 6km，井田面积约 73 km 2。本次设计作者在原 图上取一块南北走向长约为 7km，东西宽约 4km，面积为 28 km 2部分作为设计对 象，如图 2.1。 2.1.22.1.2 井田储量井田储量 1. 全矿井工业储量的具体计算 根据煤层分布的情况把煤层分为 a，b，c，d，e，f，g，h，i，j 十个部分， 根据其对应情况

27、，如图 2.1。 各块段地质资源量的计算公式为: cos/zsmr 式中：地质资源量，万 t；z 块的面积，； s 2 m 煤层厚度，m； m 煤层容重，取 1.4 t/； r 3 m 块段煤层的倾角，。 矿井地质资源量计算详见表 2.1 3944200039442500 3944300039441500 39443500394450003944450039444000 3763000376350037640003765000 3765500376650037670003766000 -720 -740 -660 -560 -520 -500 -640 -600 -480 -740 -700

28、-720 -560 -540 -660 -420 -380 -360 -340 -400 -580 -420 -400 -340 -320 -380 -460 -640 -420 -580 -520 -500 -480 -460 -440 -380 -600 -580 -560 -620 -520 -560 -540 -520 -500 -460 -440 -760 -540 f39 h=0-30m -680 -780 -800 -700 -680 -720 -700 -760 -800 -440 -480 -400 -680 -580 -560 -340 -320 6801 1004 670

29、8 0907 6802 1019 7616 6706 6603 0804 0810 1003 6707 0803 6504 6505 0707 0706 0703 0605 0614 0609 6309 0510 0517 0505 0402 0408 0410 6507 0808 0905 6.05 36.43 -542.96 -572.28 34.79 6.07 -649.99 34.36 6.15 -675.66 34.605.96 -461.68 34.57 6.15 -502.26 35.16 5.99 34.96 -472.43 34.84 5.89 -444.29 34.74 6

30、.14 -433.80 32.79 6.15 -409.35 6.20 -420.73 34.80 6.03 -618.44 34.51 5.95 6.33 34.43 -728.60 -441.42 34.42 6.16 -519.31 34.565.95 -435.08 34.72 5.98 -407.76 34.68 5.99 -513.49 34.34 5.93 -583.31 34.34 5.95 -531.31 34.69 6.20 -441.36 34.44 6.00 -454.82 34.345.87 -483.59 34.71 6.20 -581.99 34.26 5.95

31、-645.37 34.13 6.00 -677.10 34.15 6.03 -712.69 34.16 4.05 -734.73 34.08 6.12 -738.34 34.72 6.15 -654.12 34.08 6.10 -542.72 35.06 5.97 -636.85 33.94 6.06 6.10 -730.14 33.81 6.30 33.80 -810.50 34.48 -603.49 5.98 -522.18 34.62 6.20 -583.47 34.40 -506.69 6604 0911 34.75 6.10 6306 6406 0716 34.25 34.14 11

32、06 1107 0909 0910 6703 1002 6702 1017 0902 6602 6607 0811 0806 6503 0705 0718 0701 0719 0721 6403 6404 6402 0601 0602 0509 6305 6304 0504 6303 0502 6204 6201 6205 6206 0426 0406 0429 0405 0422 0404 0427 0407 0607 -333.39 35.496.55 -390.47 34.86 5.96 -389.67 34.53 6.25 -374.37 34.47 6.22 -362.44 34.9

33、6 6.13 -381.03 34.82 6.10 -354.89 35.01 6.16 -337.59 34.746.06 -316.62 35.23 6.43 -314.34 34.81 6.42 -364.78 34.52 6.08 -315.47 34.73 6.33 -311.03 34.70 6.59 -346.51 34.79 -331.27 34.47 5.88 -380.22 34.53 5.97 -360.03 34.46 6.12 -333.27 34.68 6.15 -323.37 34.586.05 -309.11 34.52 6.36 -362.77 35.04 6

34、.13 -410.95 34.42 6.07 -318.30 34.48 5.93 -377.23 34.62 5.97 -421.83 34.975.85 -537.95 33.795.65 34.26 5.95 -413.87 34.70 5.95 -439.97 34.32 5.94 -370.87 34.476.15 -370.62 34.00 6.40 -335.99 34.02 5.96 -385.55 34.10 5.98 -436.04 34.11 6.10 -525.82 33.19 5.88 -450.42 33.806.00 -417.54 33.68 6.10 -394

35、.74 34.16 6.09 -370.62 33.88 6.57 -391.39 33.66 5.90 -321.08 33.92 5.94 -563.86 33.876.18 -501.86 34.086.17 -336.71 34.44 5.85 0606 6.25 6405 34.34 -324.14 6302 5.94 -440.44 6501 6401 34.55 34.40 0503 -387.73 34.02 5.95 0906 0904 6.65 -304.03 -534.31 6.20 6.20 -679.44 -303.44 5.96 -300-320-340-360-3

36、80 图图 2.1 储量计算区域划分示意图储量计算区域划分示意图 表表 2.12.1 各区域储量计算各区域储量计算 区域面积()煤厚(m)倾角 cos 容重储量(t) a37334036.6550.99621.434890566 b12678966.4280.99031.411507472 c25237305.98120.97811.421601746 d904197.26.2690.98161.48072926 e42956255.99120.97811.436829682 f15833806.4070.99251.414294292 g54058326.6160.99451.4503022

37、32 h27523085.99160.96131.424010044 i14889256.5870.99251.413819624 j10262426.3490.98771.49222359 合计 总储量 224550943 2.矿井工业储量 矿井工业储量的计算方法如下： k33322m211m2b122b111zg 式中：矿井工业储量，万 t； zg 探明资源量中经济的基础储量，占探明资源量的 80%，万 t； 111b 控制资源量中经济的基础储量，占控制资源量的 80%，万 t； 122b 探明资源量中边际经济的基础储量，占探明资源量的 20%， 2m11 万 t； 控制资源量中边际经济的

38、基础储量， 占控制资源量的 20%， 2m22 万 t； 推断的资源量，占地质资源量的 10%，万 t； 333 系数，取 0.70.9。 k 其中：探明资源量占地质资源量的 60%； 控制资源量占地质资源量的 30%； 矿井工业储量： =22455.09430.60.8+22455.09430.30.8+22455.09430.60.2+2 zg 2455.09430.30.2+22455.09430.10.9 =22230.5（万 t） 3.3. 矿井可采储量 1） 永久煤柱损失量 包括工业广场煤柱损失量、断层煤柱损失量、井田边界煤柱损失量和井筒保 护煤柱。 1) 工业广场煤柱损失量的计算

39、。 工业广场占地面积： s =1501010000 1 =0.15 k m2 选取长为 400m， 宽为 375m.另外根据规定留设 20m 的围护带宽度。所以， 实际的工业广场面积为： s = 420395 =165900 m2 工业广场保护煤柱见图 2.2 所示。 根据垂直剖面法设计保护煤柱，经测量保护煤柱的投影面积为 1666168 m2 煤柱体积为： v=16661684/ cos6= 6701383m3 所以，煤柱损失量为： pg=v =67013831.4 =938.2 (万 t) -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 -300 -400 -500 -

40、600 -700 -800 +33 图图 2.22.2 工业广场保护煤柱工业广场保护煤柱 断层煤柱损失量 断层煤柱留设 30m 宽，则断层保护煤柱损失量为：86.97 万 t。 井田边界煤柱损失量 井田边界保护煤柱留设 30m 宽，则井田边界保护煤柱损失量为 274.26 万 t。 井筒保护煤柱 主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量 为 0。 大巷保护煤柱约占 700 万 t. 各种保护煤柱损失量见表 2.2。 2） 矿井可采储量： zk=(zg-p)c =(22230.5-1999.43)0.85 =17196.41 （万 t） 其中，c表示带区采出率，厚煤层不

41、小于 0.75；中厚煤层不小于 0.80；薄煤 层不小于 0.85，在这里取 0.85。 表表 2.22.2 保护煤柱损失量保护煤柱损失量 煤 柱 类 型储 量（万 t） 井田边界保护煤柱 274.26 断层保护煤柱 86.97 工业广场保护煤柱 938.2 井筒保护煤柱 0 大巷保护煤柱 700 合 计 1999.43 2.1.32.1.3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 1. 矿井工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井设计年工作日为 330 天， 工作制度采用“四六制” ，每天四班作业，三班生产，一班检修，每班工作 6 小时。 矿井每

42、昼夜净提升时间为 16 小时。 2.矿井设计生产能力及服务年限 1）确定依据 煤炭工业矿井设计规范第 2.2.1 条规定：矿井设计生产能力应根据资源 条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比 较或系统优化后确定。 矿区规模可依据以下条件确定： 1.资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿 井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大； 2.开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市） ，交通（铁 路、公路、水运） ，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应 加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模； 3.

43、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿 区规模的一个重要依据； 4.投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加 大矿区规模，反之则缩小规模。 2）矿井设计生产能力 陈四楼井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小， 厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质无烟 煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。矿井设计生产能力为 240 万 吨，根据可采储量、井型与服务年限之间的想适应关系得： 矿井服务年限为：t=zk/(ak) = 17196.41/(2401.3) = 55.1(年) 其中，k表示矿井储

44、量备用系数，一般取 1.21.4。这里取 1.3。 符合规范中的要求：设计生产能力为 120240 万吨的大型矿井在非缺煤 地区的服务年限不少于 50 年。所以设计生产能力为 240 万吨/年是合理的。 2.22.2 井田开拓井田开拓 2.2.12.2.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题 井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入 媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓 的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓 方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。 井田开拓主要研究如何布置开拓

45、巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研 究。 1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置； 2.合理确定开采水平的数目和位置； 3.布置大巷及井底车场； 4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； 5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造； 6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。 确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经 全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则： 1.贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造 条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量， 节约基建投资，加快矿井

46、建设。 2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。 3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。 4.必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电 系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。 5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、 发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。 6.根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益 矿物的综合开采。 本井田开拓主要考虑以下几个因素： （1） 煤层赋存稳定，倾角为 5到 17，平均为 9，新生界地层厚度为 300430m，平均为 348.

47、73m，煤层厚度平均为 6m. （2）矿区地势平坦，地面标高变化于+32m+35m 之间，其多为农田，没有大 的地表水系和水体。 2.2.22.2.2 井筒形式确定井筒形式确定 井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之， 立井最复杂。 平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山 岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满 足同类井型水平服务年限要求。 斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进 速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及 硐室都比立井简单，井筒延伸施

48、工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威 胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井 井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点 是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长 度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。 立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采 深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有 利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力 小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容 易施工

49、；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状 的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水 平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。 由于本地区的地势条件所限制，故不能用平硐开拓。 根据陈四楼矿井的自然地理条件，技术经济条件等因素，综合考虑其实际情 况： 地势低洼平坦，地面标高+32+35m，平均 33.73 m，煤层埋藏较稳定，距 地面垂深在-300-800m 之间； 矿井年设计生产能力为 240 万 t/a，为大型矿井。 综上所述，本矿可以采用立井开拓。 2.2.32.2.3 工业广场及井筒位置工业广场及井筒位置 （1）工业广场及井筒位置

50、确定的原则 工业广场应尽量位于井田中央或走向煤炭运量的中心，以形成双翼井田， 降低运输、通风、巷道维护费用，做到均衡生产，综合经济效益好； 工业广场应不压煤或少压煤； 工业广场有较好的地形和工程地质条件； 井筒应有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平；有利于井底车场和主要 运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少； 有利于首采区或带区布置在井筒附近的富煤地段，以保证有良好的前期效 益； 井筒不宜穿过厚表土层、厚含水、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱 煤层； 离水源、电源较进，矿井专用铁路线短，道路布置合理。 （2） 井筒数目和位置的确定 根据以上的一些基本原则，本矿井采用立井开拓在技术、经济、安全

51、等方面 综合起来最合理。工业广场位于井田储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双 翼井田，可以使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网络最短，通风阻力最 小。根据情况在工业广场内布置一个主井、一个副井、两个风井形成两翼对角式 通风。 2.2.42.2.4 开采水平的确定开采水平的确定 本矿井煤层倾角较小，可以考虑划分一个或两个水平。根据煤炭工业设计 规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为 200350m。用两水平时，需考虑第 一水平的服务年限和第二水平的延伸。根据本矿的实际情况决定单水平开拓时， 水平布置在-520，两水平时一水平布置在-520，二水平布置在-720，二水平延深 方法考虑用立井延

52、深或者暗斜井延深。 2.2.52.2.5 大巷和井底车场的布置大巷和井底车场的布置 考虑到系统的可靠性和生产的方便，单水平开拓时决定开拓一条运输大巷、 一条回风大巷，由于服务于整个井田，根据条件可以选择将大巷布置在底板岩层 中或者煤层中。两水平开拓时两个水平分别布置一条运输大巷、一条回风大巷。 大巷均布置在煤层底板岩层中。 2.2.62.2.6 矿井开拓方案比较矿井开拓方案比较 方案的说明 根据前述的比较分析决定，提出以下四种在技术上可行的方案。如图 2.3 所 示。 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 -300 -400 -500 -600 -700 -800

53、 +33 方案一 立井单水平开拓，回风大巷布置在岩层中 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 方案二 立井单水平开拓，回风大巷布置在煤层中 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 方案三 立井两水平开拓，暗斜井延深 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 -300 -400 -500 -600 -700 -8

54、00 +33 -300 -400 -500 -600 -700 -800 +33 方案四 立井两水平开拓，立井延深 图图 2.32.3 开拓方案比较示意图开拓方案比较示意图 开拓方案技术经济比较 .对以上四种方案所需费用进行粗略比较 。具体比较程序为：方案一和方 案二比较，方案三和方案四比较。 如表 2.3 和表 2.4 所示。 方案一和方案二的主要区别在于回风大巷布置在岩层中还是煤层中。方案二 比方案一高出 43.7%，两方案相比，方案一巷道维护条件好，维护费用低，且巷道 施工能够保持一定方向和坡度，可以少留或者不留煤柱。方案二大巷两侧要留 30- 40m 的煤柱，煤炭损失严重，且巷道容易受

55、采动影响，维护成本高。综合考虑选用 方案一。 方案三和四的区别仅在于第二水平是用暗斜井还是立井直接延伸。两方案的 生产系统较简单，两方案相比，第三方案需要多开立井井筒、阶段石门和主井井 底车场，并相应增加了井筒和石门的运输、提升和排水的费用。第四方案则多开 了暗斜井井筒和暗斜井上下部车场，并相应增加了斜井的提升和排水费用，粗略 比较两方案相差 14.6%。综合考虑选用方案三。 余下的方案一和方案三，两方案均属技术上可行，水平服务年限也均符合要 求（大型矿井第一水平服务年限应大于 25 年） 。因此两方案需要通过详细经济比 较，才能确定其优劣。 表表 2.32.3 方案一和方案二粗略比较方案一和

56、方案二粗略比较 方案方案一方案二 回风大巷掘进费/万元 2702.5740010-4=2000.02413.0740010-4=1785.6 回风大巷维护费/万元 1240.1740010-460 =47169.8 1778740010-460 =67627.0 总计/万元 49169.869412.6 百分率 100% 143.7% 表表 2.42.4 方案三和方案四粗略比较方案三和方案四粗略比较 方案方案三方案四 主暗斜井 开凿 935105010-4=98.2 立井 开凿 220030001 0-4=120 副暗斜井 开凿 935115010-4=107.5 石门 开凿 17288001

57、0- 4=138.24 上下斜井 车场 80090010-4=72 井底 车场 100090010- 4=90 基建费 /万元 小计 277.7 小计 348.24 暗斜井提 升 1.27041.220.9350.48 =3792.1 立井 提升 1.27041.220.733 0.85=5264.4 生产费 /万元 立井提升 1.25566.580.5331.02 石门 1.25566.581.728 =3631.6 运输 0.381=4397.8 排水(斜、 立井) 2752436560（0.063 +0.127）10-4=2746.3 立井 排水 27524365600. 152510-

58、4=2204.2 小计 10170.0 小计 11866.4 总计 费用/万 元 10447.712146.4 百分率 100%114.6% .对方案一和方案三进行详细的经济比较。 方案一和方案三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经验 费的经济比较结果如下面表 2.5、表 2.6、表 2.7、表 2.8、表 2.9 所示。 表表 2.52.5 建井工程量建井工程量 项目方案一方案三 主井井筒/m 553+20553+20 副井井筒/m 553+5553+5 风井井筒 553553 井底车场/m 10001000 运输大巷/m 800800 初期 回风大巷/m 23002300 主

59、暗斜井/m 0935 副暗斜井/m 0935 上、下斜井车场/m 0800 风井井筒 553553 运输大巷/m 660014100 后期 回风大巷/m 510012900 表表 2.62.6 生产经营工程量生产经营工程量 项目方案一 项目 方案三 运输提升/ 万 tkm 工程量 运输提升/ 万 t/km 工程量 立井提升 1.27041.220.553=4672.6 立井提升 1.212607.80.553=8366.5 暗斜井提升 1.25566.580.935=6245.7 一水平排水 (立井) 2752436533.510-4=8070.2 排水/ 万m3 275243656010-

60、4=14454 二水平排水 (暗斜井加 立井) 2752436526.510-4=6383.9 维护工程量 /万am 1.2602740010- 4=106.6 维护工程量 /万am 1.2（740033.5+750026.5） 210-4 =107.2 大巷运输/ 万 tkm 1.27.412607.8/4=27989.3 大巷运输/ 万 tkm 1.2（7.47041.22+7.55566.58 ）/4=28156.3 表表 2.72.7 基建费用表基建费用表 方案方案一方案三 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 5783