鄂尔多斯市某煤矿设计说明书

/第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置某煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗布尔台乡境内，东胜煤田的南部，巴图塔井田的西南角，其地理坐标为:东经:１1０°06′27″～1１0°0８′04″北纬:39°26′20″～3９°２７′4４″本区交通以公路、铁路为主，包神铁路通过井田边缘,且在巴图塔站设有煤炭集运站，包头～东胜为高速公路，东胜~府谷二级公路从井田东部通过，包府支线苏家梁~巴图塔公路在井田北部通过，区内外交通运输比较便利。矿井交通位置见图1-1-１.二、地形地貌井田内的地形特征为东北高,西南低，地形标高为1１60m～1260m，高差较小，为100ｍ。以风积沙漠地貌为主,呈波状起伏，微地貌形态有新月形沙丘、沙垄等,流水地貌分布在井田西部的乌兰木伦河，河流两侧可见Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级阶地,第四系萨拉乌素组湖积地层多为风蚀地貌。三、河流水系区内地表水系较发育，主要河流为位于矿区西部的乌兰木伦河及位于矿区东南部的乌兰木伦河支流～考考赖沟,乌兰木伦河发源于鄂尔多斯市巴定沟,于陕西省神木县汇入黄河，全长22８km，流域面积87０6km2，内蒙古境内长117km，流域面积３０41km2，为常年径流,年平均流量为3３7Mｍ3,其中净水3０4Ｍm3，年含砂量4４Mt。见交通位置图1-1－1考考赖沟发源于井田东北部，呈东北～西南走向,全长约6ｋm,至井田东南角流入乌兰木伦河,该沟为常年性地表溪流，流量一般为0．１5８m3四、气象及地震本区气候属于半干旱，半沙漠的高原大陆性气候，冬季严寒，夏季炎热，春季多风，秋季凉爽，全年少雨,昼夜温差大，无霜期短。降雨量多集中于每年７、8、9三个月，年降雨量为１00。8～５93.5mｍ，年蒸发量为2297．４～2833。7mm，是降水量的４~5倍。气温最高为36．6℃（1９７5年7月16日）,最低为－30。1℃（1974年12月１4日),年平均气温为6.2图１（1９64年3月１日）。依据“中国地震烈度区划图”划定，本区所处地域为地震烈度为６度以下,据调查本区近年来未发生过较大地震.五、矿区内工农业生产概况本区的农业受当地地理与经济状况的限制，耕作方式主要以传统的方式生产，生产十分落后.本区的主要经济支柱为采矿业,随着东胜煤田的大规模开发，矿区内外有许多大、中、小型矿井开采,许多从事传统农业的农民也加入到煤炭采掘的工作中，成为煤炭工人，农业剩余劳动力不多。随着煤矿采掘业的大力发展，当地第三产业也呈大力发展趋势，带动了地方经济的进一步发展。六、电源某煤矿附近现有电源如下：１、布尔台１10ｋV变电站,该站主变容量为５MVA变压器和0．8MVＡ变压器各一台，距本矿约5.０km2、新庙3５kV变电站，该站主变容量为2X４000KVA变压器两台,距本矿约25．0km.3、乌兰木伦35kV变电站,该站主变容量为2X160０0ＫVＡ变压器两台，距本矿约8.0ｋm七、水源矿井生活用水利用位于本井田内的神华集团水厂,井下消防洒水采用处理后的井下排水,不足部分利用乌兰木伦河水。八、矿山建设与生产简介某煤矿为平峒式地下开采，矿井始建于196５年，次年正式投产。设计生产能力为０。09Ｍt／a，实际生产能力为0．15Mｔ／ａ.现主要开采3-1－1煤层。该矿下设安技科、机电维修科、调度室等，生产工人50人，技术人员5人，其他服务人员８人。九、周边煤矿根据资源储量核实报告提供情况，本矿井周边有两个矿井：一个为神华集团神东公司乌兰木伦矿，井口位于本矿北约5km。于19９3年投产,设计开采能力为０．3０Mt/a，后几经扩建，现在实际生产能力已达到1。８0Mt/ａ，主要开采３-１－2、４—2煤层，开采方式为综合机械化采煤,采矿许可范围为7。79ｋm２。另一个为位于东部的个体煤矿～朝阳煤矿,始建于2０0０年,２０02年10月正式投产，设计生产能力为0.06Mt/ａ,主要开采3-1—2煤层，开采方式为斜井式炮采，开采范围面积为０。７0７５kｍ根据建设单位及储量核实报告提供的情况，本井田周边未有其他小窑存在，建议建设单位在技改前对本井田周边煤矿进行详细的调查,查清有无越界煤矿进入本井田,如发生越界煤矿应立即停止施工,通知行业主管部门进行处理。第二节地质特征一、地层井田内全部被第四系风积砂与黄土覆盖,没有基岩出露,据钻孔揭露资料，区内地层由老到新有:（详见地层厚度统计表：表1—2-1)1、三迭系上统延长组:（T岩性为灰绿、灰白色粗~中粒石英砂岩,含较多的云母及少量的暗色矿物，中上部夹煤线或油页岩,该组地层为煤系地层的沉积基底,钻孔揭露厚度为2.00~7８．10m,平均19．0１m.2、侏罗系中下统延安组(J1－２Y）该组为本区的含煤地层，岩性为青灰色、灰黑色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及灰白色、浅灰色各粒级砂岩与煤组成，该组地层的上部含煤性较好,发育的煤层厚度大,层位稳定,该组地层厚度为111．76～203.82ｍ,平均厚度为1６４．0１m，全区发育，与下伏地层呈假整合接触。3、侏罗系中统直罗组：(J2Z）岩性为紫红色、灰兰色泥质粉砂岩,局部夹褐黄色泥岩条带，偶夹砂岩透镜体或砾岩层，呈透镜状产出。勘查区内由于遭受剥蚀，地层厚度统计表表1－2-１地层单位地层厚度(米）与下伏地层接触关系最大最小平均第四系全新统（Q４）76.47０．7０2９.8９不整合侏罗系中统直罗组（J2Z)22.330．7７12．41假整合侏罗系中下统延安组(Ｊ1－2y)第五段(J1－２ｙ5）68。805.35３7。75整合第四段（J1—2y４）52.８21１。27４3.６6整合第三段（Ｊ１-2y3)１8．9８12.0514.2３整合第二段（J1-2ｙ2)6０.5715。８749.８6整合第一段（Ｊ１－2y１）48.978.2923．35假整合延安组（J1－2ｙ)203。８２1１1。７６164．０1三叠系上统延长组（T3Y)揭露厚度7８。1０２．００１9．01局部残存,厚度为０。7７~２２。3３m，平均厚度12.41ｍ，勘查区内有１０个钻孔揭露该地层,与下伏地层呈假整合接触。4、第四系上更新统萨拉乌素组（Ｑ3S）在井田南部边缘的考考赖沟两岸零星分布，岩性以灰褐色弱固结的亚砂土为主，局部见有胶结松散的细砂、粉砂，水平层理发育，厚度0～1。12m，与下伏地层呈不整合接触。５、第四系全新统(Q4）井田内广泛分布,不整合于老地层之上,底部为更新统马兰组（Q３m）黄土，岩性为淡黄色亚砂土，柱状节理发育,含钙质结核;下部为更新统淤积层,岩性为砂、粉砂及黑色土壤层,局部赋存;上部为全新统风积砂（Ｑ4ｅoｌ)，覆盖整个勘查区,据钻孔揭露，厚度为0．７０～76.47m不等，平均厚度为2９.89m二、地质构造本区基本构造形态与东胜煤田整体构造形态相一致，为一向南西倾斜的单斜构造，地层倾角1~3°。褶曲与断层均不发育,具有宽缓的波状起伏，无岩浆活动,属于构造简单地区。三、煤层煤系地层中下侏罗统延安组共含煤1７层,分为5个煤组,即2、3、４、5、６煤组,其中3、5煤组又分为3－1、3-２；５-1、5—2分煤组。（一)、可采煤层:井田内可采煤层为８层,即：３—1-1、3-1—２、3－2-1、3-2-2、4１、３-1—1煤层:全区可采，煤层厚度变化不大，属于稳定煤层，从1。97~3.０5m，平均厚度为２.72m，与3—１-2煤层间距为0.20～13.4１m，平均２、3—1-2煤层：全区可采，煤层厚度稳定、连续性较好，该煤层在井田东部与３－1－１煤层合并。煤厚为2．２2~3。4８m,平均厚度为2。95m，为稳定煤层，与下伏３-２－１煤层间距为１8.18～34.94m，平均为3、3—2—1煤层：该煤层发育较好，连续性好。区内工程点揭露煤层仅ZK１916孔不可采,煤厚为0．15~2．48m，平均１.61m，煤厚由东向西呈变薄趋势，以至不可采，为基本全区可采的较稳定煤层,局部含夹矸1层，厚度为0。１3~０.23m,煤层顶板为各粒级的砂岩;底板为中~细粒砂岩及泥岩,与3—2—2煤层间距为０.１５～14。４5m,平均为7.22ｍ。4、3－２—2煤层:该煤层全区发育,可采区集中于井田北部,煤厚为０.１7～１．92ｍ,平均1。０7ｍm，煤层结构简单，局部含１层夹矸.煤厚总体上由北向南呈变薄趋势，以至不可采，为大部可采的不稳定煤层.煤层顶板岩性为粉～中砂岩及泥岩、砂质泥岩;底板为各粒级砂岩与砂质泥岩。与4—2煤层间距为2４.38～３1．94m,平均27.１5m。5、４-2煤层,全区可采，煤厚变化较小，区西北角略变薄，结构简单，一般不含夹矸,局部含夹矸1层,煤厚为2.83～4.58m，平均４。27m,为稳定煤层,煤层顶板岩性为粉～细砂岩及泥岩、砂质泥岩;底板岩性为泥岩、粉砂岩及细砂岩。该煤层区内的主要可采煤层。与5-1-1煤层的间距为15.9４～23.24ｍ，平均19.９0m6、6—1煤层：该煤层全区可采，煤厚变化很小,煤层结构简单,不含夹矸，煤厚为１．08~1．52m，平均1。34ｍ,为稳定煤层，煤层顶板岩性为细砂岩及泥岩、砂质泥岩；底板岩性为砂质泥岩、中砂岩。与6—２煤层的间距为3。19～14.26ｍ，平均5．47m7、６-2煤层：该煤层全区可采,煤厚变化很小，煤层结构简单,不含夹矸，煤厚为1.00~1．34m，平均1。１９m,为稳定煤层,煤层顶板岩性为粉～细砂岩、砂质泥岩；底板岩性为砂质泥岩、细～中砂岩。与6—3煤层的间距为1。9７~8．９１m，平均6．12ｍ。８、６-3煤层该煤层在区内大部发育,在北角尖灭为零。区内见煤点有4个点可采，煤厚为0～1.05ｍ，平均0.6４m（二)、不可采煤层区内可以对比成层的不可采煤层共有5层,叙述如下:１、２-1煤层该煤层区内大部发育,连续性较好，见煤点均不可采,煤厚为０～0.７８m,平均0。41ｍ,结构简单，不含夹矸，煤层顶底板岩性基本为细砂岩。与2－2煤层间距为０。75～5。58m，平均为2、2－2煤层该煤层在区中、南部发育，连续性较好，在区南角可采，可采面积约为全区的23％，煤厚由南向北逐渐变薄，以至尖灭，煤厚为0~0.83m，平均0．56ｍ,结构简单,不含夹矸，为零星可采的不稳定煤层.煤层顶底板岩性基本为中~细砂岩。与3-1-１煤层间距为9.01～19３、5—该煤层全区发育、均不可采,煤厚为0.29～0。6０m，平均0。４8m，厚度变化较小，不含夹矸。煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中砂岩；底板岩性为泥岩、粉～中砂岩.与5－１－2煤层间距为3.９7～11。０８ｍ４、5—该煤层基本全区发育，连续性好，仅在区北角ZＫ211５孔未见煤，全区均不可采，煤厚为0～0．44m,平均0.28m，厚度变化较小，结构简单,不含夹矸，煤层顶板岩性为泥岩、粉～中砂岩；底板岩性为中粒砂岩砂质泥岩。与５-２煤层间距为３．4６～8。41m，平均为5、５－2煤层该煤层全区发育，连续性好，仅在区东角可采，可采面积约为全区的26％，为零星可采的不稳定煤层。煤厚为0.43～0．9５m，平均0.69m，厚度变化较小,结构简单，不含夹矸,煤层顶板岩性为泥岩、粉～中砂岩；底板岩性为粉～中粒砂岩、砂质泥岩。与6-1煤层间距为１６。4６～2５．94m，平均为各煤层特征详见表1－2—四、煤质(一）、物理性质煤呈黑色，条痕褐黑色,暗淡的沥青光泽,局部为油脂光泽、丝绢光泽.性脆，内生裂隙较为发育，并具水平、垂直两组节理,其中垂直节理较为发育。节理中常充填黄铁矿和方解石薄膜。条带状结构,层状构造.（二）、煤岩特征1、宏观煤岩特征宏观煤岩组份以亮煤和暗煤为主，镜煤和丝炭次之,煤岩类型主要为半亮型和半暗型煤。２、显微煤岩特征1)、显微煤岩组分煤中有机显微组份含量很高,平均含量为91。0９～９8.6０％,其组成以镜质组和丝质组为主。镜质组为39。32~71.６0%，丝质组为21.80～49．30％,半镜质组为4.80~1１.48%，稳定组份含量相对较高。无机组含量很低,平均含量为1。40—8.91%，其组成为粘土组为主,平均含量0.６6-６.88%，其余均小于1％。２）、显微煤岩类型根据中国地质科学研究院显微煤岩分类方案,各可采煤层除５—2号煤层为丝质暗亮煤外均属丝质暗煤。3）、变质程度煤层特征一览表表１－2煤号煤层厚度夹矸岩性稳定类型可采情况煤层间距最小～最大最小~最大顶板夹矸底板最小～最大平均层数平均2－10~0.７8细纱岩细纱岩不稳定不可采0．４10。75～5．582—2０~0。8３中纱岩细纱岩不稳定零星可采3。260.569。０1～19。0９３1。97~3。05粉砂岩细纱岩泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩稳定全区可采13.052．72０。20～1３。４13－１2.2２~3。４8砂质泥岩、粉～中砂岩砂质泥岩泥岩、细~粗砂岩稳定全区可采12.7８2．９５１8.１9~３4.９4３0.15～2.480．13～0.２3细~粗砂岩泥质粉砂岩砂质泥岩、中细粒砂岩较稳定基本全区可采26．５41。6110.1５~14。４53-2０．17~1.9２0.27砂质泥岩、粉～中砂岩砂质泥岩砂质泥岩、细～粗砂岩不稳定大部可采7.２2１。0７１24.38～3１。944-22。83～4．５８0.15~0.3０砂质泥岩、粉～细砂岩泥岩泥岩、粉～细砂岩稳定全区可采27。154。２７１15.94～23。245－1０。29～0。60砂质泥岩、粉～中砂岩泥岩、粉~中砂岩不稳定不可采19。90０.483。97～1１.0８５－10～0.４4泥岩、粉～中砂岩砂质泥岩、中粒砂岩不稳定不可采6．14０．２83.4６～８.41５－20．4３~0。9５泥岩、粉～中砂岩砂质泥岩、粉～中砂岩不稳定零星可采6.31０.6916.46～25。９4６－11.08～1。52细砂岩、砂质泥岩中砂岩、砂质泥岩稳定全区可采２1.201。３43。1９~１４。266—21。00～1.34砂质泥岩、粉~细砂岩砂质泥岩、细～中砂岩稳定全区可采5。47１．19１.97～８．916-30~1.０5粉~细砂岩砂质泥岩、细～中砂岩不稳定局部可采6．１20．64煤的显微硬度为18。84—20.９9Kg/m2为0.389２—0.4683。煤的变质程度为低变质的烟煤Ｉ阶段.（三）、其它物理性质１、导电性本区煤变质程度低，和围岩导电性差别大,是相对的高阻层，其视电阻率值为96-76０Ω·M。2、真密度和视密度经测试真密度值一般为1.４3～1．59t/m3,平均值为１。４5～1.51t/m3。视密度值一般为1.07~1.85t/m3，１。50t／m3以上测值点仅零星分布，平均值为1.2５－1．35ｔ/m３.3、透光率和可磨性各可采煤层浮煤透光率为73-83%,原煤可磨性指数为58-65％,属可磨性差的煤。两项指标的统计结果见“真比重容重透光率可磨性一览表,表1—2－3煤的可磨性在总体上有向下略增大的趋势,反映出区内煤层随深度的增加变质程度逐步增强。随变质程度的增强可磨性有变好的趋势.（四)、化学性质1、工业分析真密度、视密度、透光率、可磨性一览表表1煤层真密度视密度透光率可磨性3－1-１１。461．258３52３1。４71.３0７3583-2－11。４71.3573583－21。5１1．29７７614—21。471.２77661６-1１。481.２9８26５6－21。511．298３62６-31.511.3２83611）、水分(Mad）区内各可采煤层水分（Ｍad）原煤测值一般为４．03％~11.40％,平均7。８3％～８．94%,浮煤测值为４。0３%~11.54%，平均7.94％~9.23％,原、浮煤变化较小.垂向上水分含量从上至下有逐渐增大趋势.各煤层水分含量情况详见煤层工业分析一览表(表1-2—2）、灰分（Ad）各煤层原煤灰分产率(Ａd）为3.45%～２6。41%,平均值为７。２８％～12.８5％，极值点少且呈孤立分布，浮煤灰分产率均小于10%，一般为６%以下，故本区煤层除３—2-2煤层为低灰煤外,其它均为特低灰煤，在垂向上中部煤层灰分产率较低,各煤层灰分含量情况详见煤层工业分析一览表（表13）、挥发分（Vdａf）可采煤层原煤挥发分产率为3１。０４～50.１6％，极值点少且孤立分布,数值变化较小,平均值为3３.７6～3６.29％，洗选后挥发分产率略有增高,为3１.07~44.０3％，平均值为3４。0６～36。81％，在垂向上挥发分产值率有向下减少的趋势。各煤层挥发分含量情况详见煤层工业分析一览表(表1-２－4）。4）、固定碳(FCaｄ）固定碳含量为27。50~6０。８1，平均含量为51。５５~55．9０%.数值变化小，标准差小于４。26，变异系数小于7%.煤经洗选后，固定碳含量略有提高,数值变化进一步减少。煤层工业分析一览表表1煤层洗选情况水分(Ｍａd）%灰分（Ad）％挥发分(Vdaf）%最小~最大平均最小～最大平均最小～最大平均3-1-1原５．0６～10．218.035.55~27.859。4626.25～47．2733．05浮５。５0～10307。923.30~11．43４。７229.63～46．623３.803-1原6。０２~１1。４07．96３.４5～2６.４11２。8531。04～５０.1636．4５浮４.03~11.549。233.1０~９.７８5。0631.08～4４．０336。８13-2原４.４6~13。008.393．0５～39.56９．9５２9．09~50.１６３5．17浮4．03～１2。８８8。４４4。０３～12。888。４444。５３～28.5535。513－２-2原6。18~１0。02７。9６６．24~22.４211。８432。38～39.0４３5。４8浮4。３8～10。44７.833.74～6.2８4．8432.4１~3９.５３３6.5８４-2原５.３8～9.818．５7４。8９~17。01７.2832.72～3９.２236。２9浮4.９0~1１.4３8。253．5７~4.8１４。0832。９7～40.2436。076-1原4．３8～１１。847．９2２.７1～19．8８７．84２7．98～４０.4４33.69浮４.５8~11。677.5０2。６１～１１.274.4229．5３～40.３93３.966-2原6．1４~9．838。175.88～14．239。6031。84～３９.9635．22浮5。22～9.84８.29３．２７～5。044．2５32．2１～39．7135.466－3原7.３8～1０。068。945。23~１7。５911.５931。12～37。2633．76浮5。06~11．0２9。1６3。02～5.5２4．373６．8８～36.8934.0６(五）、工艺性能1、发热量1)、干基弹筒发热量(Qb。d)干基弹筒发热量原煤为20.13～３1。０５ＭＪ/Ｋg，平均值为2６．45~29.５５ＭＪ/Ｋg，数值变化小,洗选后发热量增高,浮煤发热量为２9.７7~30．57ＭＪ/Kg,平均值为29。88~30。46MJ／Kg,经统计和灰分产率呈较强的负相关。2）、干燥无灰基弹筒发热量(Qｂ。ｄａｆ）干燥无灰基弹筒发热量原煤为2６．２9~32.42MJ/Kg，平均值为30.5９～3１.53MJ/Ｋｇ,数值变化小，洗选后发热量增高，浮煤发热量为29．66~３1.96MＪ／Kｇ,平均值为29．66～31。35MJ/Kｇ，经统计和灰分产率呈较强的负相关.3）、干基低位发热量（Qnet。d）干基低位发热量原煤为２０。４６~２9。5９MJ/Kg,平均值为26.4５~28。03ＭJ/Kg,数值变化小，洗选后发热量增高，浮煤发热量为28．6７~３０．４6ＭJ/Kｇ,平均值为２9。61～２9。７８MJ／Kｇ，经统计和灰分产率呈较强的负相关.各煤层发热量情况详见煤层发热量一览表（表１-2—（六）、粘结性和结焦性据巴图塔井田资料：煤的粘结指数，自由膨胀序数，胶质层最大厚度，奥亚膨胀度均为零，焦块熔合状况为“粉状～胶结”,葛金焦型为“A”,少数为“B"，焦渣特征为IＩ类,表明区内煤的粘结性弱，结焦性差。煤在干馏时收缩较大，最终收缩率为43毫米，收缩度为15%.(七)、煤类根据中国煤炭分类国家标准(GB×５75１－86)，区内各煤层胶质层最大厚度和粘结指数为零，透光率在73％以上,原煤挥发分均小于３7%，故该区所有煤层均属于不粘煤31。（八）、煤的可选性1、筛分试验据巴图塔井田资料:生产大样和简选样分别进行了－15０～0mm和13~0mm的筛分试验。简选样因粒度所限,筛分结果不理想.生产大样的筛分结果表明，煤的灰分产率与粒度之间关系较大,随着筛分粒级的减小,煤的灰分产率逐渐增高。-5０mｍ以上各级灰分均小于１0％,为特低灰煤，数量占总样的3８~5８％，含矸率为2.8～７。6％，在－3ｍm各级煤中，有部分粒级的灰分大于10％，最高为1２．69%；但综合各粒级的成果仍在10％以内，其数量占总样的86。75～90。98%。后两级灰分产率明显增加，３～０。5mｍ级灰分为12.１0～１５。0４%，０.5～０mｍ级都超过２0%.２、浮沉试验生产大样和简选样均使用八种比重液分九个级别进行浮沉试验。试验结果具有如下特征:１)、浮煤产率选液比重０～1．３时各煤层浮煤产率为4.60~32。4３％.选液比重为1。４时累计浮煤产率可达６1.66～８7。1９%,浮煤产率提高57％。选液比重为１．5以上时，累计浮煤产率为７1.８~90．33%，提高３～40％。煤层发热量一览表表1-２-５煤层洗选情况发热量(MJ/ｇ）Qb．ｄQｂ.dafQnet。d最小~最大平均最小～最大平均最小～最大平均3－1-１原2２．77～30．29２8。4８29。99～３2.2８31。4９27.13~28.5３２７．78浮29.85～30。4７30.３031。01～3１.9931.3429.01~３０.０629。5４3-1原20。13～31.052６．452６.２9~32。１６30．9520。46～２８。９026。45浮29。81~30．1329.9７31.08～3１.523１．3029.05~30。4529。61３原18.62～31。9９28．482２.1１~3２．7431．441９。6１～29．872７。39浮２9。75～31．９730.213０。66~31．６5３1.3128。3７~３1。1629。66３-２-2原2４。4７～２9．４２２７．６22６。23～31。6０3０.５９２3．62～29.7３27．78浮29.7７~30．5730。１７29.66~31．0５2９.6628.７2～30。622９.２74-2原28。73～3０。31２9．５530。9９~32.01３1．5325.48～2９。３2２7.9０浮29.86～30。０329.953１.09～３1。33３１。２12８.６7~3０.232９.706—1原27．3０~29.３３28．60２8．2２~3２。4２31．0７26.06~29.1１27.54浮30.07～30．8５30.4629。82～31.5730。7０28.81~30。3529.7８6－2原24.96～2８．8527。５330.28～31.963１.4４26.5６~29.７3２8.０3浮30.07～32．5230.5８31。33～３２.0231．６8２８。76~30。46２9。62６－3原２１．7５～３２．3328.５125。60～3２．4２31。592０.66~29.5９2７。74浮3０。０4～３2．4630.7４3１。35～3２。1531.7３２8.6９~30。４4２9．58选液比重为1.3以上时，累计浮煤产率增加很少。2）、浮煤灰分-1。3和１。３～１。4两级浮煤灰分小于1０%,为特低灰级。１．4~1。5级浮煤灰分大于10%,但三级综合值小于1０％,1．5以上各级浮煤灰分产率均在20%以上。３、可选性评价据巴图塔井田资料：4－2煤层当洗选后灰分(Ａd%)在4.5%时为中等可选,灰分(Ad%）在５.0～５.5%时属易选,灰分（Ad%）等于6．0％时属难选。其它煤层未作可选性试验。四、瓦斯、煤尘及煤的自燃1．瓦斯区内可采煤层可燃物中气体含量较低，每克可燃物中甲烷平均含量为0．00～0。81ml，属低沼煤层，ＣＯ2平均含量０。09～0.23ml。各煤层均属低沼区ＣＯ２～N2带。经调查邻区矿井采用明火照明，从未发生瓦斯爆炸事故，但随着开采深度的加深,瓦斯涌出量会有所增加，如果通风不畅,瓦斯会聚集以至发生爆炸事故,故矿井建设和生产中应加强通风,以免发生爆炸事故。2．煤尘区内各煤层在急速加热时火焰长度可达400mm以上，煤尘爆炸性指数为３9％，属易爆煤层。避免煤尘爆炸所需填加岩粉量在60~90％,因此在生产过程中应采取降低煤尘措施.３.煤的自燃据巴图塔井田资料：区内煤的变质程度低,燃点低,丝炭含量高,吸附氧的能力强,还原燃点和氧化燃点差为1６～42℃，除4-2煤层为较容易自燃煤层外,其余为易自燃煤层。在邻区地表煤层出露处可见煤自燃的现象和遗迹。包头神华集团万水泉煤炭转运站煤堆放一个月就有自燃现象。煤的发火期为40～60天。因此，在煤的开采和堆放过程中对煤的自燃应予以足够的重视。4。煤层顶、底板岩性根据钻孔揭露情况,主要煤层顶、底板岩性主要为泥岩类，次为粉砂岩类，局部为砂岩类.1)、泥岩类岩组:包括粉砂质泥岩，裂隙极不发育，自然状态下较为坚固，日晒易于破碎,饱水后强度降低并具明显塑性。其力学性质：自然状态下抗压强度4.6～29．９MＰa，吸水状态下强度降低为1。6～１9。7Mｐａ，普氏系数0．４7～3。05;软化系数0.06~0.94，抗拉强度0。91～1。０6Mpa，弹性模数３。2×103Mpa,泊松比０。13，内摩擦角3１°3３′；凝聚力5.０1MPa.岩石质量指标RQD值74％。该组岩石按软化系数评价，工程地质性比较差，按RQD值评价为中等完整岩层。综合评价该岩组为:自然状态下为中等完整、中等坚固岩层，吸水后强度降低。2）、粉砂岩类岩组：包括泥质粉砂岩，泥质胶结,局部钙质胶结，岩芯在风吹、日晒下基本能保持原来的状态，吸水后的岩芯没有明显外观改变。其力学性质：抗压强度8。7~26.2Mpａ，普氏第数0．89~2.67，抗拉强度0。74～1.06Mpa，弹性模数4．1×103Mpa,岩石质量指标RＱD值７２%。综合评价该组岩层为:中等完整、中等坚固岩层,遇水后强度稍有降低。3)、砂岩类岩组：包括细砂岩、粗砂岩，以细砂岩为主。裂隙不发育,钙质胶结的岩石坚硬,锤击不易碎。泥质胶结的锤击易碎.其力学性质：抗压强度3.1~47。2Mｐａ，普氏系数0．３２～4．8１，抗拉强度0。76~1．５４Mpa,弹性模数３。9×10３～1。2×104Mpa，岩石质量指标RＱD值７5％。综合评价该岩组为：中等坚固、中等完整岩层。五、水文地质(一）、一般概况井田位于乌兰木伦河、束会川两河分水岭西侧，紧靠乌兰木伦河，为半干旱、半沙漠地区.地形东北高,西南低,植被稀少。附近最大的地表水为乌兰木伦河,长年有水，水量随季节变化较大.区内最大河谷为考考赖沟，发源于勘查区东北部龙王庙滩,经矿区东南边缘流向区外，汇入乌兰木伦河。根据储量核实报告,在该报告“水系”介绍中,乌兰木伦河最低侵蚀基准面为1228。2３m,最高洪水位为１2３8.66m，而该报告未说明侵蚀基准面和最高洪水位的测量时间和测量地点,而乌兰木伦河全长为2２８km，仅提供数据而不提供地点不能说明问题。在该报告“水文地质条件”介绍中,矿区内最低侵蚀基准点标高1１65m，而根据现场调查情况，最低侵蚀基准点标高在该标高以下10m处,说明储量核实报告数据来源不准确,根据建设单位提供情况,在本井田附近有大桥一座，该大桥桥面标高为+11５8.7６m，也说明储量核实报告数据不准确,本矿井现有两个井口在乌兰木伦河岸二阶台地上，井口标高为+1１6０m,从未发生井口被淹事故，建议本矿井在技改前一定要掌握确切的数据，以指导矿井的建设。区内风积沙广布,多为波状沙丘及平沙地，基岩没有出露,该层厚度0。７0—76。４7米（二)、含水层本区按地层岩性可划分两大类A、Ｂ、Ｃ、D、E、Ｆ六个含水层位，这些含水层由于受地层沉积厚度的不同和岩性变化及顶部地层被剥蚀的程度不同，其分布面积含水性有较大的变化。１、孔隙潜水含水层全新统风积沙（Q4eol）Ａ含水层区内广泛分布,常形成沙漠地形，钻孔揭露厚度0.7０～76.47m,平均为29。８9m。该层未胶结，渗透性强，可直接接受大气降水的渗入，起到了维持补给地下水的作用。该层在地形低洼处含有少量地下水,多为透水不含水层。２、侏罗系碎屑岩类孔隙裂隙含水层（1)B含水层区内该层大部分被剥蚀，仅有2个钻孔见到该层含水层，分布面积很小。（2）Ｃ、D含水层该层在区内大范围分布，为主要含水层,单位涌水量0。００88l／s.m，渗透系数0。０116ｍ/d,水质为重碳酸钙型水,水位标高为1254．９9m.其中C含水层厚度0～５9。95m，平均厚度29。１９m，Ｄ含水层厚度1．2～3１。54ｍ,平均厚度17.1１m。注：邻区抽该段水单位涌水量0.016８～0.0５93l/ｓ．m，渗透系数0．０36８m/d。（3)、E、Ｆ含水层由于该区仅抽一段Ｊ１-2Ｙ混合水,故渗透系数、单位涌水量同C、D含水层。其中E含水层全区分布，厚度为4。58~３7。74m,平均厚度１７．82m，F含水层井田内分布范围较小，厚度0~25.６2m。平均厚度7．３7m。巴图塔井田抽该段水结果:单位涌水量0.００５４l／s.m,渗透系数0.0166m/d，水质为重碳酸、氯化物钠型水,水位标高为1２６2.64ｍ。(三）、隔水层含、隔水层组合关系一览表表1时代组合关系Q4A含水层J1—２Y第一隔水层（侏罗系泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、下同)B含水层(侏罗系细、中、粗砂岩，下同)第二隔水层(含2-３煤层）C含水层第三隔水层（含３－2煤层）D含水层第四隔水层（含4－２煤层）Ｅ含水层第五隔水层（含5—2煤层）F含水层第六隔水层(含6－2煤层）从表１—(四）、井田水文地质类型区内完全被第四系风积沙掩盖，易接受大气降水补给，且渗透性好，为一透水沙层.下伏地层可直接接受第四系沙层的渗透补给，因此，矿床以孔隙水、孔隙~裂隙水充水为主,孔隙~裂隙水具有较高的水头压力,单位涌水量均小于０。01升/秒·米，地表无大的水体及建筑，但各抽水段地质构造简单,无大的断层及裂隙带，矿井疏干排水不会引起地表变形。因此，井田水文地质条件简单.但考虑到考考赖沟水源地保护、矿体位于侵蚀基准面以下等因素。该区水文地质类型应属第一～第二类,第二型,属于水文地质条件中等矿区。（五)、充水因素分析矿坑充水是影响矿井正常开采的主要因素，矿坑充水条件可以综合为两方面，即充水途径和充水水源。只有二者有机的结合起来，才能形成矿坑水.１、充水途径本区地质构造简单，基本表现为平缓的单斜构造形态，未发现大的断层及裂隙带，地表大面积被第四系风积沙掩盖。因此,本区充水途径浅部主要以顺岩层孔隙、裂隙渗透为主,深部则以沿地层层面及岩层的孔隙、裂隙侧向迳流为主.另外，煤层开采后，可使采空区产生顶板昌落,形成冒落裂隙带向矿坑充水。2、充水水源区内可构成矿坑充水的水源主要有大气降水、地表水及地下水。1)、大气降水充水因素分析据伊金霍洛旗气象资料,该区年降水量为19４。7～531.６ｍm，平均356.4mm,降水多集中在每年的7、8、9三个月。由于勘查区全部被第四系风积沙掩盖，可直接接受大气降水的渗入（经验数据：渗入量约占降水量的5％左右）起到收集大气降水的作用,也起了维持补给地下水的作用。大气降水在该层滞留后经基岩风化裂隙和岩层层面缓慢渗入,补给下伏充水含水层，即发生间接补给.本区受大气降水影响的主要是3－1煤组，由于局部煤层顶板薄,大气降水可直接通过第四系沙层直接或间接渗入煤层中,使矿坑充水。2)、地表水充水因素分析区内主要地表水为考考赖沟,发源于井田东北部龙王庙滩,长年有水,下游沟口实测流量190～500l/s，沟两侧堆积有较厚的第四系风积沙，从现有资料分析，在矿体未来开采时,地表水主要以地表迳流排泄于区外，渗入地下很少。只有在煤层顶板较薄处开采时,由于开采时的振动和采空后产生的冒落带，可使地表水沟通，造成矿坑充水。本区3-1煤组局部地段顶板较薄，开采时应避开这些地段，或采取有效防护措施,避免事故发生。3）、地下水充水因素分析矿井开采方式为井下开采，故地下水是矿坑涌水主要的直接充水水源之一。区内3-1煤组以上基岩因受剥蚀，局部较薄,有利于大气降水的直接或间接渗透补给,易形成地下潜水,在３－1煤组埋藏较浅处,在开采时潜水为主要充水水源.４－2煤及以下煤组顶底板大部都有较稳定的隔水层,地下水类型为承压水。根据抽水试验结果得知：该段水量较小,地下水充水来源主要以侧向迳流补给为主，对矿坑充水影响较小.4-2煤层则选用承压水计算公式,开采时涌水量应是4-2煤层以上的总和,即：264３。5２m3(六）、涌水量计算结果分析本次涌水量预算，由于含水层厚度受人为划分及抽水试验受时间限制等因素,故计算参数不同程度的受到一些影响，涌水量也相应受到一定的影响。经与实际调查相邻的乌兰木伦矿实际开拓巷道涌水量（Q＝２160～２64０m３/d）比照,认为所选参数及计算方法正确，数据可靠，可作为预算矿坑涌水量的依据.并建议生产部门在开采过程中根据实际涌水量及时调整排水设施。（七）、供水水源神东公司已在本区西南部考考赖沟建有水厂，并在井田区以北公捏尔盖沟拟建水厂.第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界采矿许可证由内蒙古国土资源厅颁发,发证日期为２003年１月30日，证号28,开采深度为1221m至１1６6ｍ，有限期至2006年1月,内蒙古国土资源厅于２0０4年3月９日《关于伊金霍洛旗煤炭集团公司更正采深的意见》将本矿开采深度调整为1260m至９９９m。矿区范围拐点坐标为：（见表２-1－1）表2-2-1井田拐点坐标表点号ＸY１436９20０．003７4240０0.0０２４36８５５0。00３742３180。00343６７700。0037４２3820．0044368420.0０37424680。0０5４3684８0.０0374２４700．00643６９１50．00３７４25500．０07４3７０28０.0037424５50.0084369550．0０３74２3700．0０井田东西长约2．2Km,南北宽约1~1．5Ｋm，面积为2。76９4K二、储量1、资源储量据内蒙古自治区煤田地质局151勘探队提供的《内蒙古自治区鄂尔多斯市巴图塔矿区某煤矿煤炭资源储量核实报告》,全井田可采煤层共８层,全井田共获得矿井地质资源总量48.6９Mｔ.资源储量汇总见表２－1－2。2、煤柱留设在本矿井西南边界处建有考考赖沟水厂,同时沿考考赖沟北侧，即井田的南部边界地下埋设有大量的输水管道,在储量核实报告中对该区域的资源储量进行了单独的计算,计算范围根据地面和地下的输水管道留出了一定的安全煤柱,本矿井的开拓设计中也充分考虑了水厂和管道的情况，为合理利用煤炭资源,开拓设计中将井筒、大巷以及井下的主要硐室均布置在了该区域的西北部边界，压覆煤柱量作为保护煤柱全部留设。设计对井田境界按各煤层分别留设20m工业场地处在井田外部,因此不计算工业场地煤柱。井筒保护煤柱按岩石移动角计算,副井北侧留设50ｍ保护煤柱已满足需要。某煤矿煤炭资源保有储量汇总表表２－1—矿区煤层原报告本次资源储量核实标高级别累计查明资源储量变化消耗保有类型编码石圪台煤矿3－1-１A７3157０03７5１９5121b1130︱117３１6101611２1ｂ压C21２1２60126033３压86086合计94３９43０５０1442３A8０862000620１２１b1125︱116９18801８８121b压C21０１24０01243338６0８６３33压合计1０18101８00１０183A８８88０0８812１ｂ１108︱１1４6B２44150０01５01２2ｂ940９41２２b压Ｃ21２13０—40１３033３（正常）78０7833３（压覆)合计54４5４4005443－2A０0000１107︱1１3000０B00００000０Ｃ24020700２07333(正常）3303３3３3（压覆）合计24０240002４０４—2A120088６00886121ｂ1071︱11003140314121ｂ压C3４21930０193３33(正常)１4９０149333（压覆）合计１5４2１54２00１54２6—1A３4３4０03４12１ｂ101１︱1０４6B344239００2391２２b１０501051２2b压C1１664006４333（正常）520523３3（压覆)合计４９4４94０049４６－2A323200３2121b1００6︱10３４Ｂ29７20600２06122ｂ91091122ｂ压C9３50００50333(正常）4３0４33３3(压覆）合计42２４2２00４226—3A00０00999︱１0２7０00Ｂ0０000000C171９40０943３3（正常)7７０７7333(压覆）合计1７117１00171总计53745３70—4５014869999～１１７3运输大巷和辅运大巷之间留设30m保护煤柱,运输大巷和回风大巷之间留设40m保护煤柱，辅助运输大巷北恻留设４０m保护煤柱，大巷南恻为水厂压覆区。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，铁路煤柱按照岩石移动角计算，两侧留设70ｍ保护煤柱已满足需要。井田范围内有小的沟谷存在,这些沟谷在枯水季节一般干涸无水，但在丰雨季节,可形成短暂的溪流或洪流,洪流具有历时短,一般在雨后2４小时后即可恢复正常。地面河流对矿井开采影响不大，本次设计暂按不留煤柱考虑.地质报告及现场勘查表明，井田范围内无大的村庄存在,仅有零星散户存在，数量极少，本设计暂按不留煤柱考虑。3、可采储量按照上述煤柱留设原则，根据矿井资源储量计算结果，同时扣除各种煤柱损失和开采损失（薄煤层回采率为８5％,中厚煤层为８０％，厚煤层为７5％）共计算出矿井设计可采储量为19．93Mt。剩余资源储量＝（可利用资源储量—煤柱占用资源储量)×可信度系数。可信度系数：推断的内蕴经济资源量(33３）取0。8，其它类别可利用资源储量取１。可采储量计算见表２-1－3。表2－１－３设计可采储量估算表单位：万吨煤层编号资源储量（编码)保有资源储量压覆资源储量可利用资源储量煤柱损失资源储量设计利用资源储量可信度系数剩余资源储量回采率(％）设计可采储量井田边界井筒及大巷铁路小计3－１－１121b3561611９5８11２2４1１541．0１54８012３33３86860.88０3－1-212１b８081886２02567371294911．04９1８03９3３3321０861241２1０83０９４0。8７5８06０3１2１b、122ｂ３329423８81５1942１961.０１96８0１５733３２０878130510１63199０.879806３3－233324033２０７8131９401670。８１3４８５1１44—2121b1200３1４886355８1061９9６871．06８７７5５153３３342１4９19３8１１1３3２1610．８129７59７６—112１b、1２2ｂ３781０５273１1182４5３220１。0２208518733311652６4３3３９5５0.84485３７6-2121ｂ、12２b3299１2381０172350１881。0188851603３3９34350１225450.83685３16-333317177９472211830.8６６8556合计＝ＳUM（ABＯVE)4869＝ＳUＭ(ＡBOＶＥ）155７3312141２37２94672264024991９９３第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，日三班作业，其中两班生产,一班准备，每班工作8h,每天净提升时间为16h.二、矿井设计年生产能力矿井设计生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量、煤层赋存条件、采煤机械化装备水平等诸多因素有关。随着国家西部大开发战略的实施，我国中西部地区煤炭资源开发速度明显加快。按照国家产业政策,在条件许可的情况下，应以建设高产高效的矿井为主。根据设计委托书，矿井年设计生产能力为0．4５Ｍt/a。设计认为该能力较为合理,其理由有如下几个方面。1、井田储量丰富煤炭资源储量是决定矿井生产能力的重要因素之一，本井田内可采煤层8层，矿井保有资源量为48．69Mt。扣除各种煤柱损失和开采损失以后,设计可采储量为19．93Ｍt，具备建设现代化矿井的资源条件。按0。45Ｍt/a生产能力计算，考虑1。4的储量备用系数，矿井服务年限为3１．6年。矿井服务年限基本合适，理由如下:按《煤炭工业技术政策》规定,技术改造矿井服务年限为2０—30年，本矿井的服务年限符合要求。２、煤层埋藏浅,具有斜井开拓条件本井田各煤层均为单斜构造,倾角1°~３°，煤层埋藏浅，工业场地与首采的３—1－2煤层标高差仅为53ｍ３、煤层开采条件较好,适合机械化工作面开采决定工作面产量的两个重要因素为工作面开采技术（工作面装备水平)条件和煤层赋存条件.煤层的赋存条件主要包括煤层的倾角、厚度、煤层结构、地质构造;煤层的开采技术条件主要包括煤层的顶底板岩性、瓦斯涌出量大小、水文地质条件等。本井田煤层赋存稳定，煤层倾角１°~3°。煤层结构简单。地质构造简单，井田内无大断层。瓦斯含量低,煤层顶底板较稳定。矿井主要开采煤层厚度适中，初期投产的3—１—2煤层平均厚度２．95m４、其它方案设计曾考虑矿井生产能力0。60Mt/a的可能性,经过对矿井储量、煤层开采条件、工作面接续等综合分析后认为,矿井生产能力过大,存在以下几方面的问题：矿井生产能力为0.60Ｍt/a时,１。４考虑的储量备用系数，矿井服务年限仅为2３．７年，服务年限不符合要求。井田内先期开采的３-1—综上分析,设计确定矿井生产能力为0．45Mｔ/a是合理和可行的。三、矿井服务年限矿井服务年限：T＝Zk/(A·Ｋ)式中T—矿井服务年限,ａ；Zk—矿井设计可采储量，Ｍt;Ａ—矿井设计生产能力，Mt／a；K-储量备用系数,取1．4；则T=Zｋ/（A·Ｋ）=1９.93/（0。４5×1。4)＝31．６a即矿井服务年限为3１。６a第三节井田开拓一、矿井开采现状某煤矿建于19６５年，设计生产能力0。09Mt/ａ，实际生产能力已达０.15Ｍt/ａ,工业场地位于井田西南边界，场地内有一号斜井、二号斜井，为矿井主、辅提升井；风井场地位于井田东南角，有回风井和通风行人井两条井筒。井下设有东西向大巷两条,均沿3—1—二、井口及工业场地位置的选择井田内的地形特征为东北高,西南低,地形标高为1160～1２60m,高差较小，为100m。以风积沙漠地貌为主,呈波状起伏，微地貌形态有新月形沙丘、沙垄等,流水地貌分布在井田西部的乌兰木伦河，河流两侧可见Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级阶地，第四系萨拉乌素组湖积地层多为风蚀地貌。结合井田煤层赋存条件、开发条件、地面地形条件、交通条件，可选择的工业场地有两处.方案一：工业场地位于包神铁路的西侧该方案工业场地位于包神铁路的西侧,靠近井田西南部边界处，该工业场地的优点是靠近包神铁路,煤炭外运条件好，另外该场地目前已形成地面部分设施,矿井技改后可利用地面的部分设施，可减少矿井的重复投资，而且煤层埋藏较浅,井巷工程量较小，井筒易施工,建设工期较短；缺点是工业场地面积较小,地面坡度较大，平场费用较高,另外需修建防洪坝。方案二：工业场地位于井田东北部的风井场地工业场地位于井田东北部的风井场地，该场地面积较大，地形平缓，易于布置地面设施，但其处在整个井田内地形较高地带，地下煤层埋深较大,从井巷工程量上考虑,井筒较长，建设工期较长。该方案的优点是不易受乌兰木伦河洪水的影响；缺点是工业场地地势较高,煤层埋深较大，建设工期较长;需修建井口至铁路站场的专用运煤公路，从整体考虑存在井上下煤炭运输的大折返现象,煤炭的运输费用较高。对以上两方案的取舍,需结合井田开拓方案来确定。三、井田开拓方式的确定1。开拓方案方案一：利用现有井筒及大巷开采井田东北部３—1-1煤剩余的储量。将原井田铁路西侧的两条井筒改造为一号副斜井和二号副斜井，作为矿井的辅助运输井，原井田东北部的斜井改造为回风斜井,担负矿井的通风任务，同时在风井广场新建一个主斜井，担负整个矿井的煤炭提升任务，井下大巷布置采用“三巷制”,布置胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷。对于下部各煤层的开采采用延伸井筒或者布置暗斜井的方式进行开采。具体布置见图2—3方案二：井口及工业场地选择在井田西南侧铁路西侧的二阶台地上。对于原有的井筒及井下所有巷道不再利用。在新工业广场布置三条井筒，分别为主斜井、副平硐和回风斜井,副平硐布置在主斜井的北侧，回风斜井布置在主斜井的南侧,井下大巷布置采用“三巷制”,布置胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷,三条大巷均沿压覆区西北边界布置。3－１-1煤层在井田的西南部已经大面积回采，在井田的东北部还有小部分没有开采，没有开采的3—1—1煤层约占整个井田面积的三分之一左右,根据矿井的开拓布置情况，井筒落底点距离3-1-1煤层的未开采区域较远，由3－1—1煤层的赋存特点和矿井的开拓布置情况,设计确定矿井的首采煤层为井田西南部的3-１-２煤层,待井田西南部的3－1－2煤层开采完接近井田东北部的３—１－１煤层时,由井下各大巷分别分叉掘上山斜巷进入3-1—1煤层,在3-1—1煤层中布置盘区巷道开采.整个矿井设置三个开采水平，主水平布置在4—2煤层中,在3、6号煤层分别设置辅助水平。矿井前期建设将井下水仓、主要硐室布置在4—2煤层中，服务于４—2煤层以上各煤层的开采,对于4-2以上煤层的开采采用由上至下的开采方式，矿井首采的煤层为3－1－2煤层，由三条井筒见煤点沿煤层掘进三条大巷，工作面条带垂直于大巷方向布置。矿井前期通风系统采用中央并列抽出式,后期由于通风距离较长需增加一回风立井，解决后期的通风问题.具体布置见图2-３-3、图2—3—4。２。方案比较开拓方案经济比较见表2—3—１。开拓方案技术比较如下:方案一:优点：Ａ、利用现有大部分井筒及大巷，可节省矿建投资。Ｂ、井筒及大巷改造速度快，整个矿井的建井工期较短。图2-3图2-3图2-3－32-3-4开拓方案可比部分经济比较表表2序号项目方案一(Ａ）方案二(B）方案比较（A-B）技术特征及工程量投资（万元）技术特征及工程量投资（万元）技术特征及工程量投资（万元）一井筒工程1主井135ｍ67。53１５m１57.5－１８0m—112．5２副井７４6ｍ373.0－74６m－３７3.０３风井1６0m80.0-16０m-80.０小计１３5m67.5１221m=SＵＭ(ABOVE）610.５—-56５．5二开拓工程1大巷1100m1６0。617０５m51１。5—－１８1．5三场外公路3km3３00。5km７.6５２。5ｋm322.35合计5５8.111２９。65-571.５5Ｃ、主井工业场地不易受乌兰木伦河洪水的影响缺点：Ａ、辅助运输距离长,辅助运输不流畅.B、矿井通风采用分列式布置，风量不便于控制。Ｃ、主井工业场地布置在井田中部,煤柱损失量大.D、主井工业场地的煤炭需经过场外公路运抵铁路站场，场外公路长达3kｍ，从长期看煤炭运营费用较高。Ｅ、主、副井分场地布置,不便于矿井的管理.Ｆ、井下大部分巷道利用已有巷道，受已有巷道布置的制约不便于布置井下安全设施.方案二：优点：Ａ、井田的煤柱损失量最少，有利于资源的合理利用。Ｂ、主、副、风井均布置在工业场地内，便于矿井的管理.C、井口距离铁路站场较近，生产运营费用较省,生产成本较低.D、可利用现有地面部分设施,减少矿井地面的重复建设.E、井筒及井下巷道均为新建，便于井下安全设施的设置。缺点：A、井巷工程较大,建井工期较长。B、距离乌兰木伦河较近，容易受洪水的威胁，需在地面建设防洪坝.综合上述技术及经济比较结果，从投资上看方案一较方案二少，但由于方案一距离铁路站场较远,从长远看运营费用较高，其煤炭运营费用高出部分将远大于矿建节省的投资;从井下安全条件看,方案二较方案一优越,井下安全设施便于布置，而方案一由于利用了大量的已有巷道，井下的安全设施不便于布置；从资源的利用情况看方案二较优越,煤柱的损失量最少。经过综合分析,设计推荐方案二作为井田开拓方式，即斜井、平硐综合开拓方式。四、水平划分及标高、大巷布置1.水平划分及标高整个井田布置三个开采水平,主水平布置在4—２煤层中，担负４—2以上煤层的开采任务，在3号煤层和６号煤层分别设置辅助水平,矿井前期建设将井下水仓、主要硐室布置在4—２煤层主水平中,服务于4－2煤层以上各煤层的开采，对于４-２以上煤层的开采采用由上至下的开采方式，矿井首采的煤层为３—1—2煤层，由三条井筒见煤点沿煤层掘进三条大巷，工作面条带垂直于大巷方向布置。主水平标高＋1０76m，3号煤层辅助水平标高+2．大巷布置大巷布置本着以煤巷为主的原则，同时为了通风方便,减少风桥工程量，设计将上水平的三条大巷（辅助运输大巷、运输大巷和回风大巷)布置在矿井首采的3－1-２煤层中。辅助运输大巷沿煤层底板布置，运输大巷沿煤层中部布置，回风大巷沿煤层顶板布置，三条大巷沿压覆区北部边界布置。五、矿井通风方式及系统选择矿井采用机械抽出式通风方式。根据矿井井田范围和设计的开拓部署，矿井前期通风系统采用中央并列式，即由主斜井（副平硐）进风，由回风斜井回风。矿井后期由于通风距离较长，通风阻力加大，通风困难，设计在矿井的后期增加一回风立井，解决矿井后期的通风问题。六、盘区划分为了达到集中生产、系统简单、管理方便、设备利用率高及高产高效的目的，设计将井田划分为一个盘区，即全井田为一个盘区，工作面推进长度一般为800ｍ——1５0０m第四节井筒一、井筒装备及布置根据推荐的井田开拓方式，本矿井移交生产及达到设计生产能力时共布置主斜井、副平硐和回风斜井三条井筒,均位于工业场地内。1.主斜井井筒断面为半圆拱形，净宽4．0ｍ，净断面积13。48m２，斜长315ｍ,倾角16º。井筒内铺设B=８00mm宽大倾角强力胶带输送机、检修轨道(轨型２２kｇ/ｍ，轨距600mm井筒断面布置见图2—４—1.2。副平硐井筒断面为半圆拱形,净宽4。０m,净断面积１3。４８m２,斜长746m,倾角7º井筒断面布置见图２—４—2.３.回风斜井井筒断面为半圆拱形，净宽3.40m，净断面积８。０３m２，斜长160ｍ,倾角2２º。担负全矿井污风排放任务及安全出口。井筒内设台阶、扶手。井筒断面布置见图２—4-3，井筒的主要特征见表井筒主要特征表表２—4-1井筒名称井口坐标提升方位角井筒倾角井筒斜长(m)井筒宽度（m）井筒断面（m2）支护方式备注纬距（X)经距（Ｙ)标高(Z)净掘净掘１1６72３０.８１6°31513．4８15.３2锚喷1167２3０．87°74６1３。４815．3２锚喷1１67２30。8２2°１6０8．0３9。１3锚喷二、井筒支护主、副、风井井筒表土段采用混凝土砌碹支护方式,基岩段一般采用锚喷支护方式。第五节井底车场一、井底车场本矿井下主运输设备为皮带运输机，辅助运输为无轨胶轮车，因此运输大巷均不需辅轨,井底不设专门的车场,只需考虑胶轮车的错车和调头，所以设计采用可调头的车场绕道即可满足要求。为此在下列地点可进行胶轮车的错车和调头：1、副井井底与大巷连接处可进行胶轮车的错车和调头；2、运输大巷、辅输大巷横川处可进行胶轮车的错车和调头；3、采煤工作面运输顺槽、辅输顺槽的横川处可进行胶轮车的错车和调头。二、井底车场硐室1。井底车场硐室名称及位置井底车场设有中央变电所及中央水泵房、管子道、水仓、消防材料库、井底煤仓、爆破材料发放硐室、调度室等硐室。2。井底煤仓的形式及容量井筒断面布置见图２-４—１。井筒断面布置见图２—４—２.筒断面布置见图2—４—390°，计算有效容量为3８0t。３。水仓容量根据开拓布置和主排水泵房位置，设计将水仓布置在副井井底北侧,水仓入口设在辅助运输大巷。（1）、水仓容量计算：井底设主、副水仓。水仓容量:Q=8Ｑｚ＝８×1１0=880式中:Q——水仓容量m3；8——时间h；Q２——矿井正常涌水量ｍ3/h；则水仓容量取为９０0m水仓净断面S净＝8。１m水仓的长度为L=设计取水仓长度为15０m，则水仓及通道总长度取1８0（2）、水仓的清理方式井底设主、副水仓，两仓定期交替清理,清理方式为人工清理，无轨胶轮车运输。４。井下火药发放硐室的形式、容量及通风井下火药发放硐室采用壁槽式，其容量可存放炸药466kg5．主井井底清理撒煤方式主井井底清理撒煤采用人工装入矿车由无轨胶轮车运输清理。6.井底车场巷道和硐室的支护方式井底硐室除水仓采用混凝土砌碹支护外，其余井底车场巷道和硐室均采用锚喷支护,在围岩破碎地段采用挂网锚喷或增加锚索支护.ﻬ大巷运输及设备第一节运输方式的选择一、大巷运输方式的比较及选定1．煤炭运输方式本矿井机械化程度较高、产量大，为减少运输环节,简化井下运输系统，实现煤炭自井下至地面的连续运输,设计井下大巷采用胶带输送机运煤，必要的转载点增加溜煤眼或煤仓，采用胶带输送机运输具有以下优点.1、胶带输送机对巷道坡度的变化适应性强；2、运输能力大，增产潜力大；3、环节少、系统简单、用人少、生产经营费用低;4、便于生产集中管理和监控.运输工艺：工作面采煤机割煤→可弯曲刮板输送机→转载至运输顺槽皮带机→通过溜煤眼将煤装大巷皮带→经运输大巷→井底煤仓→主井皮带→地面.2.辅助运输方式本井田煤层倾角平缓，倾角小于3°，大巷沿煤层倾向布置，倾角小于3°，工作面巷道沿煤层走向布置，倾角不超过1°，井下具备采用轨道矿车和无轨胶轮车运输的条件，两种运输方式各有优缺点，具体比较见下表3-1—辅助运输方式经济比较表表3-１—1序号项目无轨胶轮车（A）轨道矿车（B）经济比较（A-B)型号／数量投资（万元)型号／数量投资(万元)一设备１矿车ＴY6/２0ＦB/3１501吨矿车/６0182矿车WY2／14０2吨平板车/53.53矿车ＴY6／20FB/1605吨平板车/21．64矿车DZＹ1５/1（租赁)1吨材料车/20８5铺轨2500ｍ25０６道岔20组3０7蓄电池电机车2辆６08柴油机车５辆７５9调度绞车４台810钢丝绳5０0m２小计40０45６。１-46.1二井巷工程１躲避硐室20巷道交叉点4５－25合计２７0501。1-2３９．1经过上述对两种辅助运输方式的经济比较，采用无轨胶轮车运输可节省约81.１万元,从技术角度出发采用无轨胶轮车运输，巷道施工较容易,建井速度快，建井工期短。经技术经济比较,设计推荐采用防爆无轨胶轮车运输作为矿井的辅助运输.运送材料及设备：通常无轨胶轮车担负生产期间的运送材料和设备.一般材料运输有水泥、砂、石、坑木、型钢、管线、火药雷管等；一般设备有局扇、水泵、支柱、顶梁等,这些均可由胶轮车负责完成。特殊情况，如采煤机不可拆卸的最大件的井下运输,可考虑租借专用设备运输车给予解决.本矿井拟建一条斜井作为辅助提升。辅助运输系统如下：井下所用材料及设备由斜井无轨胶轮车下放→至井底→经辅运大巷→辅运斜巷→辅运大巷→采、掘工作面及各使用地点。3、人员入井由于煤层赋存浅，副井井筒坡度７°、垂深８７m、斜长７4６m，设计暂时不考虑人车,人员出入井采取步行方式。二、主要运输巷道支护方式运输大巷和辅运大巷服务期较长,采用锚喷支护，在围岩破碎地段采用挂网锚喷或增加锚索支护.1、运输大巷运输大巷在煤层中布置，断面形状为矩形，掘进宽度３.８m，掘进高度２.８m，断面积1０。99m2，巷道支护型式为锚喷，净断面积１0.13m２、辅助运输大巷辅助运输大巷与皮带大巷平行布置，两巷间距40m左右,辅助运输大巷断面形状为矩形，掘进宽度３.8m,掘进高度2．8ｍ,断面积１0.９９m2，巷道支护型式为锚喷，净断面积10。1３m辅助运输大巷的功能主要是运送材料、设备以及出矸（极少)，大巷的运输设备为无轨胶轮车,为主要进风大巷。3、回风大巷回风大巷与皮带大巷、辅助运输大巷平行布置,三巷间距20m，回风大巷断面形状为矩形，掘进宽度3。4m，掘进高度2.８m，断面积１０．2７m2,巷道支护型式为锚喷，净断面积9。４1m第二节运输设备选型一、煤炭运输设备根据矿井的开拓布置，整个井田的运输大巷总长度约为2．3kｍ，为了减少矿井初期的设备投资,设计确定初期选择的大巷胶带输送机,最长长度为60０ｍ,其服务于一盘区的4个工作面条带，服务年限约为4年，4年后矿井增加一部胶带输送机，采用搭接方式，解决后期煤炭的运输.初期井下大巷主运输输送机选型计算如下:（一）设计依据１、运量:Ｑ=20０t/h２、运距：L＝6０0３、运输大巷倾角：小于1°4、煤的松散容重:0。9t／m3５、胶带输送机带速:V=2。５m/s（二）选型计算1、带宽确定煤的最大粒度取dmaｘ＝３00mｍＢ≥2ｄmaｘ+200=2×3０0+2０0=800m取带宽为８０02、带速的确定V＝Ｑ/360０A·r·C=式中：Q—-皮带输送机运量,t/ｈ；A——装载截面积,m２；г-—煤的松散容重，t/m3;C-—输送机倾角系数,取为1。大巷皮带带速为2．5ｍ/ｓ.3、传动滚筒驱动轴功率计算：P=（L＋50)()=（6０0＋5０）（＝39。４9式中：P——传动滚筒驱动轴功率，km;Ｌ——皮带水平投影响长度,ｍ；W—-单位长度机器运动部分质量，kg/ｍ；Ｖ——带速，m/s；H——皮带输送机高度,m.４、电动机驱动功率计算：N=皮带功率取为90ｋW。式中:N-—电动机驱动功率,kＷ;Ｐ——传动滚筒驱动轴功率,kW；Ｍ——电动机功率备用系数;η—-传动总效率。根据上述计算取,选用DSP1０8０/８0０固定带式输送机一台,电机功率为９0kＷ，带宽为80０mｍ，长度为6第三节无轨胶轮车根据矿井地面生产系统布置情况,矿井选用ＷY—3型防爆无轨胶轮车，用于井下的辅助运输。一、选型依据:矿井移交三个掘进工作面,每日掘进煤矸量约1３0t,年工作日3０0ｄ,每日净运输1６h。ＷＹ－2型和TY30６1FB型防爆胶轮车，最高车速10km/h，最大爬坡度8°，载重量３t.运输线路坡度均小于7°运输线路长度:重车从回采工作面顺槽至地面储煤场平均运距25０0m，空车从储煤场至回采工作面顺槽平均距离２4０0二、胶轮车数量计算1、每台胶轮车往返一次所需时间t=Ｌ1/V１+L2/V２+t1+t2＝２50０/1５０+24０0/1０0+4+3=1６。７＋24＋4＋３＝47。７min式中：L１――地面储煤场到井下掘进顺槽装车点平均距离，m；L2――掘进顺槽装车点到地面储煤场平均距离，m；V1――空车运行速度,150m/ｍinV２――重车平均运行速度,１００m/mint1――装煤时间，取4ｍin；ｔ２――卸煤时间，取3mｉｎ.２、每日每台胶轮车运输次数n=T×60／ｔ=１6×60/４7.7=2０．１次取21次。式中：T――每天净运输时间，16ｈ；t――胶轮车往返一次所需时间，36min；3、每日每台车运输量Q＝nｇ＝21×3＝63ｔ/d4、所需胶轮车台数m=Ａ/Q＝１３0/63＝2．06台,取３台。５、掘进出煤:按三个掘进头考虑,每个头1台，共3台。6、采煤工作面一个:配１台。７、全矿井所需胶轮车台数4台。三、选型结果经计算，全矿井选用运输防爆无轨胶轮车4台。四、ＷＹ—2型防爆胶轮车主要技术参数１、柴油机型号:ＮＪ38５FＢ，２、额定功率:17kW，3、载重量：３ｔ；4、空车重量:４.2t;5、驾驶方向：双向驾驶；６、最大爬坡度：8°；７、车速:１0kｍ8、外形尺寸：６５00×1600×1700ｍｍ五、TY3０６1FB型防爆胶轮车主要技术参数1、柴油机型号：ＮＪ３85FＢ,2、额定功率：17kW，3、载重量：3ｔ;4、空车重量：4．２t;5、驾驶方向：双向驾驶；6、最大爬坡度：８°;7、车速：1０kｍ８、外形尺寸：650０×１600×１70０mm三、辅助运输设备选型井下辅助运输主要为下放材料、运输人员，运量较少，副井井筒为7°，本次设计选用一台TY6/2０FB防爆无轨胶轮车作为运人车辆，最大载人数２０人,客货两用防爆无轨胶轮车TＹ3061FB型２台,作为下放材料及运输设备，支架搬运车DＺY-15型1台(租赁),作为井下支架设备的搬运设备。运输设备型号及数量见表３－2-1。防爆胶轮车型号、数量一览表表3-2-1序号型号功率（kＷ）数量(辆）功能1TY6/20FＢ２51运输人员２ＴY３0６1ＦB173材料及部分掘煤3WY—217１清理水仓及掘煤第四章盘区布置及装备第一节盘区布置根据井田开拓部署,煤层赋存条件及开采技术条件、工作面装备水平，通风条件,设计确定位于井田西南部的一盘区为矿井的首采盘区，移交生产时在一盘区布置一个工作面,即可达到设计生产能力。矿井初期生产的工作面布置在盘区储量较可靠的位置，采用走向长壁条带开采方式。各回采工作面运输顺槽及回风顺槽沿各煤层垂直于巷道布置,并分别与运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷相连，形成完整的运输、通风、行人运料及排水系统.工作面煤炭由运输顺槽胶带输送机运至运输大巷胶带输送机，经运输大巷胶带输送机运抵井底煤仓，然后经主斜井胶带输送机提升至地面；回风顺槽直接与辅助运输大巷相接，通过联络巷与回风大巷相连。回采方式为工作面后退式。第二节采煤方法一、采煤方法选择矿井初期开采的3-1－2号煤层，全区可采,煤层厚度稳定、连续性较好.煤层厚度为２．22m～3．48m,平均厚度为2．95m,为稳定煤层,与下伏3-2-1煤层间距为18．１8～34。９4ｍ，平均为26。54m。煤层结构简单,不含夹矸.顶板岩性以砂质泥岩为主,局部为砂岩;底板岩性一般多为砂质泥岩，个别孔为粉砂岩和细砂岩.根据3-1-2煤层赋存条件,结合国内外煤层开采技术发展现状，设计认为3—1—２煤层可供选择的采煤方法较多，如:综合机械化采煤、高档普通机械化采煤和普通的炮采采煤方法等。综合机械化采煤设备投资大，工作面产量高，一套普通的国产采煤设备年产量就可达到1．0０Mt/a,而本矿井为一中型矿井，年生产能力为0。４5Mt／a,虽综合机械化采煤设备适合本矿井的地质条件，但其产量大，不符合设计的规模要求。炮采采煤方法也适合本矿井的煤层赋存条件，但其产量较小,按本矿井的设计规模，需要布置两个工作面，容易造成生产人员多，管理分散，产量不集中的确定。根据国内外煤层开采技术发展现状，设计推荐高档普通机械化采煤,该采煤方法一个工作面的产量可达0。5０Mt/a,而本矿井的设计生产能力为0。45Mｔ/ａ,符合本矿井的设计规模要求，而且采煤技术投资少、见效快，产量大,适合本矿井的现状。设计推荐采用高档普通机械化采煤。二、工作面采、装、运方式及设备选型工作面采用双滚筒采煤机割煤，落煤后直接到刮板输送机，由刮板机经转载后至顺槽皮带，然后经大巷皮带,主井皮带运出地面。本矿井为现代化矿井,设计对３-１－2煤层采用高档普采采煤法，一个工作面产量保证矿井的产量、因而工作面产量大、生产集中，管理方便。针对工作面的特点,工作面主要设备选型时,考虑以下主要原则：a、技术先进、运行可靠、操作简单、维修方便.b、各设备间相互适应、能力匹配、运行畅通。C、参照国内类似条件矿井开采经验,设备选型立足于国内设备。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型1、采、装、运方式采煤机破煤→刮板机运煤→转载至皮带运输顺槽→大巷溜煤眼→皮带运输大巷。２、设备选型1、采煤机:本井田煤质硬度适中，工作面生产能力大,根据目前国内采煤机的使用情况,结合本矿井具体条件，设计选用MG１７０H型双滚筒采煤机.采煤机功率验算N=（６0×B×Ｈ1×V×HW)／3．6式中：N——采煤机功率,ｋWB——截深B=０．6ｍＨi-—采高H＝2。HW—-能耗系数HＷ＝2。5V——采煤机牵引速度，２．0ｍ/min则:N＝