义煤集团义安煤矿矿井设计及瓦斯抽采设计 毕业设计说明书.doc

i 摘 要： 本设计是根据河南省义煤集团义安矿井的实际情况进行的矿井通风设计。设 计的井田面积为 13.6 平方公里，矿井年产 120 万吨，井田内煤层赋层较深，倾 角较小，平均厚 7.0m，地质结构简单，瓦斯涌出量相对较大，煤层有自然发火 倾向，矿井涌水量不大。 矿井采用两水平上、下山开拓，第一水平为-50m 水平。采用走向长壁采煤 方法，综合机械化的回采工艺，主要对矿井开拓方式、准备方式、采煤方法以 及瓦斯抽放进行了初步设计，对矿井运输、通风、排水、瓦斯抽放等生产系统 进行了设备选型计算，对矿井各个生产系统的生产过程进行了描述，并对矿井 各个生产系统和各生产环节之间的相互联系和制约关系进行了有关说明。在设 计过程中，尽量采用先进的技术和设备，提高矿井的机械化装备水平和生产效 率。 关键词：义安煤矿 开拓方式 通风方式 机械化 目录 ii 1 引言 .1 2 矿井概况及井田地质特征 .2 2.1 矿区概况 .2 2.1.1 地理位置及交 通 .2 2.1.2 地形地势 .2 2.1.3 自然气象 .2 2.2 井田地质特征 .3 2.2.1 煤系地层 .3 2.2.2 井田地质构造 .3 2.2.3 主采煤层及顶底板特征 .3 2.2.4 煤质特征 .4 2.2.5 矿井水文地质 .5 2.2.6 开采技术条件 .6 3 井田开拓 8 3.1 井田境界及储量 .8 3.1.1 井田境界 .8 3.1.2 井田储量 .8 3.2 设计生产能力及服务年限 12 3.2.1 矿井工作制度 12 3.2.2 矿井设计生产能力 12 3.3 井田开拓 13 3.3.1 概述 13 3.3.2 井田开拓 13 3.4 井筒特征 21 3.4.1 井筒断面尺寸 21 3.4.2 井壁的支护材料及井壁厚度 23 3.4.3 井筒深度 23 3.5 井底车场及硐室 24 3.5.1 车场设计基本参数 25 3.5.2 线路总平面布置设计 26 3.5.3 井底车场通过能力计算 30 3.5.4 确定井底车场各硐室位置 32 3.5.5 确定井底车场主要巷道断面 34 3.6 开采顺序及采区、采煤工作面的配置 36 3.6.1 开采顺序 36 iii 3.6.2 保证年产量的同采采区数和工作面数 37 4 矿井提升、大巷运输及排水 40 4.1 矿井提升 40 4.1.1 设计依据 40 4.1.2 提升设备选型计算 40 4.2 矿井运输 48 4.2.1 大巷运输方式 48 4.2.2 大巷运输设备的选型 49 4.3 矿井排水 54 4.3.1 概述 54 4.3.2 排水设备选型计算 55 5 采区布置及装备 62 5.1 采煤方法的选择 62 5.1.1 布置要求 62 5.1.2 选用采煤方法的基本原则 62 5.1.3 采煤方法的确定 62 5.2 采区巷道布置及生产系统 62 5.2.1 采区走向长度 62 5.2.2 确定区段斜长及数目 63 5.2.3 煤柱尺寸 63 5.2.4 采区上下山布置 63 5.2.5 采区车场形式 63 5.2.6 采区硐室 64 5.2.7 确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数目 66 5.2.8 采区生产系统 67 5.3 回采工艺设计 68 5.3.1 概述 68 5.3.2 综采工作面回采工艺设计 69 5.3.3 综采工作面的主要设备及型号 74 5.3.4 工作面循环方式和循环作业图表的编制 75 6 采区通风设计 .78 6.1 采区通风设计 .78 6.1.1 采区通风系统的确定 78 6.1.2 采煤工作面实际需要风量 80 6.2 掘进工作面通风设计 82 6.2.1 掘进通风方法 82 6.2.2 掘进工作面所需风量 82 6.2.3 掘进通风设备选择 83 目录 iv 6.2.4 掘进通风技术管理和安全措施 84 7 矿井通风系统设计 .86 7.1 矿井通风系统的选择 86 7.1.1 选择矿井主要通风机的工作方法 86 7.1.2 选择矿井通风方式 86 7.2 风量计算及风量分配 87 7.2.1 硐室实际需要风量 87 7.2.2 矿井总风量计算 87 7.2.3 风速验算 88 7.3 全矿通风阻力计算 90 7.3.1 计算原则 90 7.3.2 计算方法 90 7.4 主要通风机选型 94 7.4.1 采区通风系统的基本要求 94 7.4.2 选择电动机 96 7.5 矿井反风措施 97 7.5.1 矿井反风的意义 97 7.5.2 反风方法及安全可靠性分析 97 7.6 矿井通风评价 97 7.6.1 矿井通风费用 97 7.6.2 矿井等级孔、总风阻 98 7.6.3 矿井通风系统综合分析 99 8 矿井安全技术措施 .100 8.1 预防各类矿山灾害的措施 .100 8.1.1 预防瓦斯爆炸的措施 .100 8.1.2 防尘措施 .100 8.1.3 预防井下火灾的措施 .101 8.1.4 防止井下水灾的措施 .101 8.2 各类矿山灾害发生后的应急措施 .101 8.2.1 顶板事故发生后的应急措施 .101 8.2.2 瓦斯、煤尘爆炸事故发生后的应急措施 .102 8.2.3 外因火灾事故发生后的应急措施 .102 8.2.4 内因火灾事故发生后的应急措施 .103 8.2.5 发生突水、溃浆事故后的处理 .104 9 矿山环保 .105 9.1 矿山污染源概述 .105 9.1.1 大气污染 .105 v 9.1.2 废水排放 .105 9.1.3 固体废弃物排放 .105 9.1.4 噪声污染 .105 9.2 矿山污染源的防治 .105 9.2.1 大气污染源防治 .106 9.2.2 矿山水污染的防治 .106 9.2.3 矿渣利用 .106 9.2.4 噪声的控制 .106 结 论 108 致 谢 109 参 考 文 献 .110 1 第 1章 引言 本次毕业设计是根据在义煤集团义安矿进行的毕业实习中所收集的矿井生 产资料和图纸，并作了一些改动以后，做的毕业设计。 通风与安全毕业设计是通风与安全专业全部教学进程中的最后一个环节。 作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这 四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。 在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理 论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。 设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯 彻矿产资源法 、 煤炭法煤炭工业技术政策 、 煤炭安全规程 、 煤炭工业 矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高 产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。 本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要 求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各 个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之 处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正，以便在以后的工作学习中改进。 矿井概况及井田地质特征 2 第 2章 矿井概况及井田地质特征 2.1 矿井概况 2.1.1 地理位置及交通 义安煤矿是义煤集团公司的矿井之一。正村井田位于新安县正村乡仓头镇 境内, 距新安县约 15km。陇海铁路在井田以南 15km 处通过，郑州潼关公路 也在井田以南 15km 处通过。新安煤矿铁路专用线距本井田约 5km。由新安县城 至正村乡往北至北冶的公路由井田内通过，正村乡至石寺、仓头的乡级公路从 井田西北部通过。 2.1.2 地形地势 义安矿井田处于豫西山区，地面丘陵连绵，沟谷纵横，对井口及工业场地选择影响较 大。 2.1.3 自然气象 正村井田走向长约 6.3km，倾斜宽 5.5m，面积 28.744km2。井田内村庄较多，在开采 影响范围内共有 21 个行政村、79 个自然村，分别隶属正村乡、仓头乡、王头乡。根据矿 区内生产矿井的开采经验，开采后地表将大面积沉陷，致使地面建筑受损，地表移动变形 对耕地的耕作条件产生不利影响。因此，对开采影响范围内的村庄需进行搬迁或修复。但 村庄搬迁是一项复杂的系统工程，投资大、影响面广，项目法人应结合当前的政策法规及 小城镇建设规划，搞好村庄搬迁工作。如大的村庄搬迁困难，则需进行村庄下采煤问题的 研究。所以，本设计对首采区影响范围内的村庄进行了详细的分析。 东一采区初期开采范围为：浅部以二 1 煤-200m 等高线为界，深部至二 1 煤-318m 等 高线，西到新安煤矿边界，东到 27 勘探线。走向长 2.4km，倾斜宽 1.5km，面积 3.6km2。 西二采区初期开采范围为：浅部以二 1 煤-318m 等高线为界，深部至二 1 煤-400m 等 高线，西到 22 勘探线，东到工业场地保护煤柱线。走向长 1.0km，倾斜宽 0.8km，面积 0.8km2。 东一采区初期开采影响范围内有马家窝、北岭、刁沟、刁岭、孔沟、岭南等 6 个自然 村，313 户，1225 人，西二采区初期开采影响范围内有许洼、许沟、孔家洼 3 个自然村， 235 户，937 人。 3 根据初步预测，东一、西二采区地表变形影响范围内 9 个村庄，大部分将遭受级采 动损坏破坏，需采取房屋整修加固措施（中修） 。但理论预测为全部开采完毕后的最终变 形结果，不能说明开采过程中地表变形情况。矿井开采过程中，项目单位应加强对地表下 沉过程中建筑物变形的观测，并收集有关变形参数，根据建筑物的变形程度及时采取维修 或搬迁措施。 2.2 井田地质特征 2.2.1 煤系地层 义安井田北起 f22断层，南至浮山寨断层，西至煤层露头，东至 38452000 人为边界，走向长 6.89km，倾斜宽 0.721.6km，井田面积 13.6km2。为一般 平缓的单斜构造，地层产状走向近东西向，倾向南，倾角 10-25，一般为 15左右。 井田内发育有走向 70、110的断层，落差多在 5 米以下，对回采有一 定影响。地质构造类型属中等。 义安煤矿地层出露不全，多为黄土掩盖，仅在河流两侧和深沟中见有零星 露头，地层系统由老到新有奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。 含煤地层主要有石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组及上 统上石盒子组。 2.2.2 井田地质构造 义安井田，为一平缓的单斜构造，地层产状走向近东西向，倾向南，倾角 10-25，一般为 15左右。地质构造类型属简单至中等。义安井田北部以 f22 断层为界，该断层性质为南升北降的正断层，走向北东东，倾向北北西， 倾角 70 左右，落差 14-72 米，一般为 40 米左右；南部以浮山寨断层为边界， 该断层隐伏在郭岗滑动构造之下，为南升北降的正断层，走向北东东，倾向北 北西，倾角 70 左右，落差中部大（144-190 米） ，东西两端小（西端 38-90 米， 东端 72-98 米） ，断层在地表未出露。 该区的郭岗滑动构造为芦店滑动构造东延部分，在区内南部 116 勘探线 南端低角度出现，滑动构造走向呈北西西东西展布。 井田内发育有走向 70、110的断层，落差多在 5 米以下，对回采有一 定影响。 井田区内油房沟断层为浅部区南部边界断层，西端在第 15-17 勘探线间交 矿井概况及井田地质特征 4 与浮山寨断层，区内长度 7.5km。断层性质为南升北降的正断层，走向北东 14，倾向北，倾角 70左右，落差 14-72m，平均 40m。断层在地表油房沟中 有出露。 2.2.3 主采煤层及顶底板特征 义安矿区含煤层数 26 层，分属九个煤组，含煤地层总厚 670 米左右， 可 采煤层为二叠系山西组下部之二 1煤层和石炭系上统太原组的一 1煤层。义安 矿区主采煤层为二叠系山西组下部之二 1煤层，其直接顶为泥岩或砂质泥岩， 平均厚度 6m；老顶为中细粒砂岩（大占砂岩） ，平均厚度 7m；直接底为泥岩或 砂质泥岩，平均厚度 16m；老底为 l7-8灰岩，平均厚度 10m，为一富水性较强 的含水层，距煤层底板间距变化大，一般为 16m 左右，但在薄弱地层或构造发 育地段，会产生底板裂缝隙造成底板出水，对矿井安全生产有影响。二 1煤层 分布稳定，结构简单，偶含夹矸一层，夹矸为泥岩、炭质泥岩。二 1煤层厚度 0.8123.39 m，平均厚度 7m，常见厚度 613 m，属较稳定煤层. 二 1煤层属腐植煤类型，煤质较稳定。特低硫、高熔难熔、高磷、中灰、 难选。混煤灰分 27.68%，混煤硫分小于 0.35%。煤类为 pm。 2.2.4 煤质特征 本井田主要可采煤层一 1、二 1煤层的成因均属腐植煤类型，煤质稳定。 一 1煤层属富-高硫、高熔、特底磷、中灰贫煤；二 1煤层属低-微硫、高熔 难熔、高磷、中灰、难选贫煤。结焦性均为不结焦至弱结焦，发热量均大于 29.4mj/kg。可作为动力用煤和民用煤。 一 1煤呈块状及粉沫状，结构均一，为光亮型。颜色及条痕为黑色，玻璃 光泽，贝壳和平整断口，具明显的擦痕，表面布星散状黄铁矿，燃烧时微烟无 焰，显红色，有臭味，煤具透镜状条带状结构，硬度结构，硬度较大，不易碎。 二 1煤为煤沫状，局部受构造影响呈鳞片状，半亮全亮型，颜色为黑色、 灰黑色，条痕灰及棕黑色，玻璃、油脂光泽，参差状及不规则断口，节理发育， 常具滑感，有时具方解石脉，煤易燃，微烟无焰，无膨胀现象，具均一状和不 清晰的条带状结构，硬度小，性脆，无碎。 义安煤矿煤为黑色、灰黑色，条痕为棕黑色，玻璃金刚光泽，内生裂隙 不发育，受滑动构造影响，有扭曲、揉搓现象，煤的原始结构、构造难以辨认， 5 多呈粉末状及鳞片状，疏松易碎。煤层中下部常见光泽较暗的硬煤分层，致密 坚硬，可观察到宏观煤岩成分，主要为亮煤及镜煤，暗煤次之，含少量丝炭； 宏观煤岩类型以半亮型为主，兼有少量光亮型及半暗型。真密度 1.35，视密度 1.31。 油浸物镜下镜质组平均最大反射率 romax=2.052.44，平均 2.15，属高 变质阶段贫煤。11 采区二 1煤水分（mad） 、灰分（ad） 、挥发分(vdaf)含量表 2-2-1。 表 2-2-1 煤层原精煤工业分析结果统计表 tab. 2-2-1 seam coal industry the results of the analysis the original 原煤工业分析 浮煤工业分析 指标范围 水分 mad() 灰分 ad () 挥发分 vdaf() 水分 mad() 灰分 ad () 挥发分 vdaf() 最大 1.29 2.67 17.31 1.38 10.30 13.76 最小 0.15 9.93 11.38 0.64 7.18 11.71 最小 0.79 16.36 13.53 1.02 8.44 12.50 2.2.5 矿井水文地质 本矿井水文地质条件简单中等，二 1 煤层底板直接充水岩层为太原组灰 岩，含岩溶裂隙承压水，含水性弱或中等，且不均一，水头压力大。二 1 煤层 底板泥岩、砂质泥岩及粉砂岩等组成的隔水层，因厚度不大，隔水性不佳，同 时二 1 煤层距奥陶系灰岩含水层也较近。因而，开采二 1 煤层时，一方面要保 护煤层底板隔水层的完整性，另一方面要根据实际需要，采取先疏水降压后开 采或底板注浆加固隔水层等有效技术措施，防止煤层底板灰岩突水而发生水灾 事故。采用先进的勘探措施，如小构造探测仪、瞬变电磁、直流电法等，及时 预测、预报水文地质情况。勘探施工的 2809 孔遗留有部分钻杆（自孔深 662.0948.0 孔底）以及施工钻孔封孔后未进行启封检查，在开采时要高度重 视，以防钻孔导水。 矿井概况及井田地质特征 6 (1)含水层 在建的黄河小浪底水库的提黄工程位于井田北侧外围 3km，建成以后可以为本井田 提供充足的供水水源。但黄河水浊度高含沙量大，水处理困难。而附近的畛河地面流量很 小，旱季时流量趋近于零。地下水：奥陶系灰岩在井田西侧外围大面积出露，是区域强含 水层，可以考虑在西侧浅部地段施工供水钻孔，开采奥灰地下水，但供水管道较长，且管 理不便。地下水水质良好，为 hco3-cama 类型，各种离子含量及总固溶物、总硬度等指 标，均符合生活饮用水水质标准，根据水质资料分析结果计算，适用于工业锅炉用水，对 混凝土亦没有腐蚀性。井田内上二叠系平顶山段为中粗粒长石石英砂岩，局部地段裂隙 比较发育，可以选择合适的地点施工供水钻孔，就近解决供水水源。矿井排水：根据河 南省新安煤田正村井田勘探报告提供的矿井涌水量为：正常 312m3/h，最大 580 m3/h， 突水 2680 m3/h。矿井排水由于受井下生产及人员活动的影响，细菌含量及悬浮物含量超 标，其他水质指标接近地下水原水水质，经净化、消毒处理后可供矿井生产使用，多余部 分供附近电厂用水。工业场地供水水源：工业场地独立供水。工业场地供水系统和办公、 生活区供水系统互为备用。供水水源采用地表水、地下水、矿井排水三个方案进行比选。 水源为地表水：提黄工程作为供水水源。优点：水量充足，无需交水资源费。缺点：黄河 水浊度高含沙量大，水处理困难，操作复杂，投资高。水源为地下水：地下水作为供水水 源。优点：水质好，符合人们的饮用习惯，不需建净化设施，投资省，管理技术要求简单。 缺点：电耗大，运行费用高。水源为矿井排水：处理后的矿井排水作为供水水源。优点： 水量充足，水资源充分再利用，节省排污费用，有利于保护环境，无需交水资源费。缺点： 水处理工艺相对繁琐，操作稍复杂，投资较高。推荐方案：工业场地生活用水量少。该区 地下水水质好，符合人们饮用习惯，投资省，管理简单。建议打井取用地下水作为工业场 地生活用水水源。矿井排水经过处理后作为矿井生产用水水源，多余部分供附近电厂用水。 (2)隔水层 1）在瞬变电磁法探明的灰岩富水区，回采工作面应实施预先加固底板隔 水层。 2）矿井主要运输巷布置在煤层顶板岩层内，以保证底板隔水层的完整性， 减少底板灰岩突水可能性。 7 3）井田内所有断层均留设有断层防水煤柱，f29 断层煤柱宽 100m。设计 矿井浅部井田边界煤柱留设 100m，深部井田边界煤柱为 60m。 4）掘进工作面配有探水设备，井下采掘应坚持有疑必探、先探后掘的原 则。必要时应采取超前预注浆堵水措施，并要求矿井建设期间尽快建立矿井永 久排水阵地，以防施工突水，保证施工安全。 5）主要水仓容量能容纳 8 小时的正常涌水量，矿井井底水平设计有 8 台 pj200b9 型水泵，最大排水能力达到 3314m3/h，矿井有足够的排水能力。 6）矿井主排水泵房和中央变电所通道内设有密闭门，一旦发生突水时能 即刻关闭，以保证水泵正常工作。 2.2.6 开采技术条件 义安井田煤层顶板直接顶为泥岩或砂质泥岩，平均厚度 6.0m，老顶为砂岩， 平均厚度 37.13m；底板直接底为泥岩，平均厚度 10m，老底为 l8灰岩,平均厚 度 2m。爆炸指数由煤科总院重庆分院 2004 年 5 月鉴定结果为 14.99%，煤尘具 有爆炸危险性。煤层自燃发火倾向等级为三级，属不易自燃煤层，最短发火期 为 65 天。2005 年矿井瓦斯鉴定相对涌出量为 18.7m3/t，绝对瓦斯涌出量 12.6m3/min，瓦斯等级为高瓦斯矿井。根据矿井实际测温资料，工作面温度一 般在 20-26之间，煤巷温度一般在 21-25之间，大巷温度在 10-21 之间。地温随开采深度的增加而变化，近似的地温梯度为 1.19/100m，未发 现地温异常现象。 矿井概况及井田地质特征 8 岩 性 描 述岩石名称层厚(m)地 层 系 统系 统 组 顶底板 岩 石 特 征二 老顶下 山叠 统 直接顶 伪顶 煤层西组系 直接底 老底石炭系 上统 太原组 中粒砂岩砂质泥岩 炭 质泥 岩二煤 砂质泥岩 石灰岩 地 层 综 合 柱 状 示 意 图浅 灰 色 ， 中 粒 ， 成 分以 石 英 为 主 。深 灰 色 ， 灰 黑 色 ,含 云母 碎 片 ， 互 层 状 结 构 。 黑 色 ， 局 部 存 在 ， 破 碎易 跨 落 。黑 色 ， 有 玻 璃 光 泽 。深 灰 色 ， 致 密 ,含 植 物化 石 。深 灰 色 ， 黄 铁 矿 结 核 ，浅 灰 色 ， 隐 晶 质 结 构 ，方 解 石 脉 发 育 。9.344.87.013.6 图 2-2-1 地层综合柱状图 fig. 2-2-1 formation integrated histogram 9 第 3 章 井田开拓 3.1 井田境界及储量 3.1.1 井田境界 义安井田北起 f22断层，南至浮山寨断层，西至煤层露头，东至 38456722 人为边界，走向长约 6.89km，倾斜宽 0.721.6km，井田面积 13.6km2。abcdefgh 图 3-1-1 井田边界示意图 fig. 3-1-1 schematic mine the border 井田范围见图 3-1-1，境界拐点坐标见表 3-1-1。 表 3-1-1 境界拐点坐标 tab. 3-1-1 inflection point coordinates realm 拐点序号 经度坐标（ x） 纬度坐标（ y） a 38445115.00 3818703.00 b 38446597.84 3818682.27 c 38449708.28 3819704.08 d 38452000.17 3819561.03 e 38451999.16 3817385.95 f 38449233.54 3816981.97 g 38446268.08 3817344.35 h 38445180.04 3817848.84 3.1.2 井田储量 (1)矿井工业储量 1）计算储量的工业指标 矿井概况及井田地质特征 10 根据煤炭工业部颁发的生产矿井储量管理规定规定，计算储量的煤层 工业指标如下： 采厚度在煤层倾角小于 25时取 0.80m，2545时取 0.70m； 最高灰分指标为 40； 夹矸剔除厚度0.05m。 2）储量级别 由于本矿井含煤地层沿走向、倾向的产状变化不大，断层稀少，没有或很 少受岩浆岩的影响，属“一类一型”井田，根据全国矿产储量委员会 1986 年 12 月颁发的煤炭资源地质勘探规范规定的勘探网度圈定各级储量；a 级 7501000 米，b 级 15002000 米，c 级 30004000 米。 3）块段划分 划分各级储量块段原则上以相应控制程度的勘探线，煤层底板等高线，构 造线等分界，对于小而孤立的块段，虽达 a 级或 b 级，未单独划分。 4）定量计算方法 进行计算储量时，选用地质块段法，由于矿区内煤层倾角的变化范围介于 1225之间，一般为 15左右，采用斜面积和真厚度，采用的计算公式为： （3-1-1）dmsqsec 式中： 储量，万吨； 平面积，平方米； 块段煤层平均倾角，度； m块段煤层平均真厚，米； d容重，均采用 1.35t/m3； 所以： q= 13638937.921.03571.35=133399042.1t (2)矿井设计储量 矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有 的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量；计算 公式如下： 矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱等； 11 本井田范围内无河流，村庄及其他构筑物实施搬迁，无需留保护煤柱；其 边界有断层，因此只需要计算断层保护煤柱和井田边界保护煤柱。 井田边界煤柱在设计井田一侧可按 2030m 留设；断层煤柱按 3050m 留 设。 由煤层底板等高线图知：本井田边界长 17066.81m，井田内断层警戒线长 9449.67m。 计算得井田边界保护煤柱损失为 17066.817.0201.35=3.23106t， 断层警戒线保护煤柱损失为 9449.677.0301.35=2.68106t，合计总的 保护煤柱损失量为：5.9110 6t。 故，矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 =133.41065.9110 6 =127.49106t (3)矿井设计可采储量 矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱 后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下： 矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率 保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山等保护煤柱。 因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有 关，其煤柱损失量待井田开拓、采煤方法确定后才能够确定。为了便于利用矿 井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道 煤柱损失等可暂按工业储量的 57%计入。 井田及工业场地保护煤柱的计算如下： 1)井下主要巷道设计煤柱损失计算 井下主要运煤巷道为皮带大巷、轨道大巷，皮带大巷和轨道大巷之间设计 间距为 30m，皮带大巷和轨道大巷设计外侧为 20m 保护煤柱，计算井下主要巷 道设计煤柱损失为：68907.0（40+30）1.35=4.5810 6t 2)按规范规定，见表 2-2-1：年产 120 万 t/a 的中型矿井，工业场地占地 面积指标为 910 公倾/10mt。 故可算得工业场地的总占地面积：s=0.190=9 公顷=0.0910 6m2 用垂直断面法确定工业广场下安全煤柱。其计算参数如下表所示。 矿井概况及井田地质特征 12 表 3-1-2 工业广场保护煤柱设计参数表 tab. 3-1-2 protection of coal industry square tab. column design parameters 煤层倾角 （ ） 煤 厚 （m ） （） （ ） （） （ ） 埋深 （ m） 15 7.0 45 75 50 75 74.8 图 221 工业广场保护煤柱计算图 fig. 2-2-1 industry square pillar calculated plan to protect 所以，经计算得工业广场保护煤柱损失为 8.0 mt。 根据厚煤层采区回采率不低于 75%，可矿井设计可采储量大致得出： 设计可采储量 =（设计储量巷道保护煤柱工业广场保护煤柱）回采率 =（127.494.588.0）10 685% =97.67mt 13 表 3-1-3 矿井可采储量汇总表/mt tab. 3-1-3 mine recoverable reserves matrix / mt 矿井设计储量(万 t) 矿井可采储量( 万 t) 永久煤柱损失 设计煤柱损失煤 层 名 称 工业储量 (a+b+c) (万 t) 断层 煤柱 境界 煤柱 构筑 物煤 柱 其 它 煤 柱 设计 储量 工业 场地 煤柱 井下 巷道 煤柱 其它 煤柱 可采 储量 二 1 13339.9 368.0 323.0 0 0 12749.0 800.0 458.0 0 9767.0 3.2 设计生产能力及服务年限 3.2.1 矿井工作制度 煤矿安全规程第 14 条规定：矿井设计能力按年工作日为 330d，每天 净提升时间为 16h 计算。每天 3 班作业，其中 2 班生产，1 班准备。 3.2.2 矿井设计生产能力 矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供 应以及国家需煤等因素确定。对于储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、 开采技术条件好的矿区应建设大型矿井。当煤层赋存深、表土层很厚、井筒需 要特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数目，节约建井工程量和 降低吨煤投资，以建设大型矿井为宜。 依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发条件，同时结合按 期达产、采掘接替应变能力强，稳产和增产有保障可持续发展的条件创造；综 合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低、经济效益高登技术条件。参考 煤矿设计手册 ，各类井型井田的特征，初步确定矿井设计生产能力为 1.2mt/a。 矿井设计服务年限： （3-2-1）kazt 式中： t矿井设计服务年限，a； 矿井可采储量，mt；kz 矿井概况及井田地质特征 14 矿井设计年产量，mt/a； 储量备用系数，这里取 1.4； 所以义安煤矿设计服务年限为： t= =58.150a，4.1203976 按设计规范规定，井型为 120 万 t/a 的矿井的服务年限不得小于 50 年， 经计算后的矿井服务年限为 58.1 年。满足设计规范规定的服务年限，初步确 定矿井生产能力为 120 万 t/a。 若设计生产能力为 150 万 t/a。则矿井服务年限： t kaz 4.1503976 46.550 a 不符合矿井服务年限要求。 所以此矿井设计生产能力为 120 万 t/a，设计服务年限为 58.1 年。 3.3 井田开拓 3.3.1 概述 由于义安煤矿水文地质条件复杂，上覆表土层薄，煤层埋藏浅，井筒需特 殊法施工，所以采用立井开拓。立并开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、 厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。技术上也比较可靠。当地质条件不利于平 硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。其优点如下： (1)能通过复杂的地质条件，提升能力大机械化程度高，易于自动控制。 (2)井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大，通风条件好， 管线短，人员升降速度快。 影响设计矿井开拓的主要因素： (1)矿井井田形状不规则，走向长约 6.89km，倾斜宽 0.721.6km。 (2)井田地质条件简单，绝对瓦斯涌出量为 12.6 m3/min，相对瓦斯涌出 量为 18.7m3/t。按照煤矿安全规程规定，义安煤矿属高瓦斯矿井。 (3)涌水量涌水量为 900 m3/h。 (4)义安煤矿煤层倾角 10-25，一般为 15左右。 15 3.3.2 井田开拓 (1)对井田开拓若干问题分析 1)井田内划分、开采水平数目及位置 由于本井田的平均倾角为 15，井田沿倾向的高差不大，煤层赋存完整， 可直接将井田划分为三个阶段。依据煤层的延展方向在井田中央布置大巷，在 大巷两侧各布置两个采区。该井田设置两个水平，井田煤层倾角为 15，煤层 赋存稳定，涌水量不大，适合采用多水平上、下山开采。在矿井生产前期，采 用上下山开采；生产后期，采用下山开采。第一水平的服务年限满足设计要求。 阶段内沿走向没有大的地质构造变化，每个阶段划分为两个采区，每个采 区的走向长度在 2000m 以上，符合设计规范。 2)井硐形式、数目及其配置 井硐形式的选择 义安煤矿井田内煤层埋藏浅，表土层不厚，水文地质条件复杂，井筒需特 殊施工，故采用立井开拓（即主、副、风井都采用立井） 。 井筒数目 主立井提煤，副立井辅助提升兼进风。由于井田走向长度偏长，所以本设 计采用采区风井通风，11（13） 、12（14）采区的回风井设在井田北部部的采 区上部边界， 21 采区的回风井设在井田南翼的采区下部边界，即整个井田有 3 个回风井。 井筒位置的选择 为了使井田两翼可采储量基本平衡，水平运输大巷的运输费用最低，同时 在生产中保持两翼均衡生产和采区的正常接续，将主立井、副立井井筒位置选 择在井田走向方向的储量中央。此处地面较平坦，地质构造简单，开采条件较 好。 3)运输大巷和总回风巷的布置 运输大巷的布置 运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以及通风、排水和管线敷 设，服务年限很长。由于本矿井的主要运输大巷服务年限长，煤层较软，所以 运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层的距离为 30m。 总回风巷的布置 矿井概况及井田地质特征 16 本设计的通风方式为采区风井通风，清洗过工作面的风先经过区段回风平 巷，再经过专用回风巷后至回风石门，直接从风道排出，所以本设计不布置总 回风巷。 高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开 采容易自燃煤层的采区，必须设置至少 1 条专用回风巷。 (2)开拓方案的提出及技术比较 根据上述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种，如下： 方案 i：立井两水平开拓。主、副立井井口及工业场地位于井田中央位置， 工业场地地形平坦。地面标高为+224.8m，第一水平标高为-50m，第二水平标 高为-250m。采用立井开拓，主、副井井筒至第一水平长 274.8m。水平运输大 巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层 30m。开拓方式示意图见图 3-3-1。 250204.8 图 3-3-1 方案 i 开拓方式示意图 fig. 3-3-1 schematic diagram of the program i open up the way 方案 ii：立井两水平开拓。主、副立井井口及工业场地位于井田中央位置， 工业场地地形平坦。地面标高为+224.8m，第一水平标高为-50m，第二水平标 高为-400m。主、副井井筒至第一水平长 274.8m。水平运输大巷布置在煤层底 板的岩石中，距煤层 30m。开拓方式示意图见图 3-3-2。 204.8 图 3-3-2 方案开拓方式示意图 fig. 3-3-2 schematic diagram of the program open up the way 方案：立井一水平加暗斜井开拓。主、副立井井口及工业场地位于井田 17 中央位置，工业场地地形平坦。地面标高为+224.8m，第一水平标高为-50m， 从-50m 水平往下开暗斜井，长度为 927m。主、副井井筒至第一水平长 274.8m，水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层 30m。开拓方式示意 图见图图 3-3-3。 250204.8 图 3-3-3 方案开拓方式示意图 fig. 3-3-3 schematic diagram of the program open up the way 方案和方案的区别仅在于第二水平是采用上山开采还是下山开采。两 方案的生产系统较简单可靠。两方案对比，第方案多开立井井筒（2350m） ， 阶段石门 475m。而第方案则增加了矿井的运输、提升和排水费用。粗略估算 表明：虽然第方案在运输、通风、提升和排水方面较第方案好得多，但考 虑到其开拓巷道太长，成本太大，故舍去。所以决定选用方案。 方案采用立井两水平开拓，井筒工程量和石门工程量和方案相当，两 方案均属于技术上可行。水平服务年限等也符合要求（大型矿井第一水平服务 年限应大于 25 年） 。两者相比，其初期投资相当，很难看出谁优谁劣，因此， 两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。 矿井概况及井田地质特征 18 表 3-3-1 阶段主要参数 tab. 3-3-1 phase of the main parameters 服务年限（a ） 序号 划分阶段 数目（个） 阶段斜长 （m） 水平垂高 （m） 水平实际 出煤量 （万 t） 水平 采区 966 250 648 2001 2 704 150 7325.25 44 6 966 250 648 2002 1 704 150 2411.75 14 6 3 说明 水平采煤量计算中把储量备用系数 1.3 所指的备用储量， 一半化为地质储量，另一半则化为增产储量；该增产储量合并 计入水平实际采出煤量中。采区服务年限按设计平均服务年限 加上一年产量递增、递减期计算。 (3)开拓方案经济比较 由于方案 i 与方案 ii 在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同， 对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在 对方案 i 和方案 ii 两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差别的基建 工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表 3-3-2、表 3-3-3、表 3-3-4、表 3-3-5。通过费用汇总表 3-3-5 在经济上来比较两方案的 优越。 在上述经济比较中需要说明以下几点： 1)两方案的各采区均布置两条采区上、下山，且这些上、下山的开掘单价 近似相同。考虑到全井田中采区上、下山的总开掘长度相同，即两方案的采区 上、下山总开掘费近似相同，故未对比计算。另外，采区上部、中部、下部车 场数目两方案虽略有差别，但基建费的差别很小，故也未予计算。 2)立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均占运输费用的 20%进 行估算。 3)井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总回风巷等均布置在坚硬的岩层 19 中，它们的维护费用低于 5 元/ ，故比较中未对比其维护费用的差别。am 4)采区上、中、下部车场的维护费用均按占采区上下山维护费用的 20%估 算。采区上、下山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估 算。 表 3-3-2 基建工程量 tab. 3-3-2 the volume of infrastructure projects 时 期 项目 方案 方案 主井井筒/m 174.8+30 174.8+30 副井井筒/m 174.8+5 174.8+5 井底车场/m 1015 1015 主石门/m 230 230 早 期 运输大巷/m 2740 2740 主井井筒/m 200 927 副井井筒/m 200 927 井底车场/m 1035 1035 主石门/m 557 / 后 期 运输大巷/m 2680 2680 矿井概况及井田地质特征 20 表 3-3-3 基建费用表 tab. 3-3-3 costs of infrastructure 方案 方案 方案 项目 工程量 /m 单价/ 1m元 费用/ 万元 工程 量 /m 单价 1m元 费用/ 万元 主井井筒 204.8 11004 225.4 204.8 1100 4 225.4 副井井筒 179.8 11004 197.9 179.8 1100 4 197.9 井底车场 1015 2543 258.1 1015 2543 258.1 主石门 230 2543 58.5 230 2543 58.5 运输大巷 2740 4399 1205.3 2740 4399 1205.3 早 前 期 小计 1945.1 1945.1 主井井筒 200 11004 220.1 927 4798 444.8 副井井筒 200 11004 220.1 927 4798 444.8 井底车场 1035 2543 263.2 1035 2543 263.2 主石门 557 2543 141.6 / / / 运输大巷 2680 4399 1178.9 2680 4399 1178.9 后 后 期 小计 2023.9 2331.7 共计 3969.1 4276.8 21 表 3-3-4 生产经营费用 tab. 3-3-4 cost of production and operation 项目 方案生产经营费用/万元 项目 方案生产经营费用/万元 石门 运输 1.27352.251.10.241 2338.9 1.22411.751.10.241 767.2 石门 运输 1.27352.251.10.241 2338.9 1.22411.750.550.241 383.6 提升 1.27352.250.4120.843 3064.3 1.22411.750.4120.843 1005.2 提升 1.27352.250.4120.843 3064.3 1.22411.750.170.843 414.8 排水 9002436558.10.11210-4 =5130.2 排水 90024365440.11210-4 =3885.2 90024365140.05610-4 =618.1 合计 12305.8 合计 10704.9 表 3-3-5 费用汇总表 tab. 3-3-5 summary costs 方案 方案 方案 项目 费用/万元 百分率/ 费用/万元 百分率 / 基建工程费 3969.1 92.8 4276.8 100 生产经营费 12305.8 100 10704.9 86.9 总费用 16274.9 108.6 14981.7 100 由对比结果可知，方案 1 和方案 2 的总费用近似相同，所以，还需进一步 做综合比较。 (4)技术经济综合比较 从上述技术经济比较结果来看，虽然方案的生产费用略高于方案，但 是其基建投资费用则明显低于方案。从矿井生产后期来说，由于煤层地板较 软，其支护比较困难，影响生产，甚至是无法进行生产，所以决定采取方案 矿井概况及井田地质特征 22 。 3.4 井筒特征 确定了开拓方式后，还应对主要井筒（包括主、副、风井）的横断面布置 形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。 3.4.1 井筒断面尺寸 井筒断面尺寸，主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备 的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸 来确定。 (1)主井 主井主要用于提煤。井筒直径 5.0m，采用 8t 单绳绞车式提煤箕斗进行煤 炭提升。井底设有缓冲煤仓，安装了 kgz4007 型核子秤定重自动装载控制并实 现了提升系统自动化运行。主副井提升系统电控均为 plc 可编程电控系统。 支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度： 基岩段 350mm，冻结段 700mm。井筒装备有方形钢管罐道，方形钢管规格为 1801808.0mm,罐道梁规格为 1801008.8 mm,层间距 4000mm。井深 204.8m。断面图为： 图 3-1 主 井 井 筒 断 面 图 图 341 主井井筒断面图 fig. 3-4-1 shaft main shaft sections (2)副井 副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为 6.0m，断面积 28.30m，井 23 筒内装备一对 1.5t 双层四车多绳罐笼，井筒主要用于提料、运人、提升设备， 矸石等，并兼作通风、排水。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐 道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口， 并设有管子道，电缆道。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层 砼结构；井壁厚度：基岩段 400mm，冻结段 800mm。井深 179.8m。断面图为： 图 3-2 副 井 井 筒 断 面 图图 342 副井井筒断面图fig. 3-4-2 vice-shaft cross-section map 副井风速校核： v=q/msvmax 式中： v通过井筒的风速，m/s； q通过井筒的风量，m3/s； s井筒的净断面积，m2； m井筒的有效断面系数，圆形井为 0.8； vmax安全规程规定的允许最大风速。 矿井风量可初步按瓦斯相对涌出量计算： q=0.09