采矿工程毕业设计（论文）-鸡西矿业集团平岗煤矿3.0Mta新井设计【全套图纸】 .doc

i 摘 要 本设计为鸡西矿业集团平岗矿的新井设计，共有四层可采煤层，分别为： 25#，33#，35#，38#。平均煤厚为 5.9m。本矿煤层稳定，工业储量 438.92mt， 可采储量 299.58mt，服务年限为 71.3a。煤层工业牌号为 1/3 焦煤。 本矿井设计采用综合放顶煤采煤法，运输大巷和运输石门都采用宽 4000mm，高 3000mm 的巷道。本设计采用双立井方案开拓，井田划分两个水 平，有 24 个采区，两个工作面达产。并且采用集中大巷分组布置。大巷采用 14t 架线式电机车牵引 5t 底卸式矿车运输。井田采用中央边界式的通风方式。 关键字 ：可采储量 采煤工艺 走向长壁采煤法 综合机械化 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 ii abstract this is a design for hillock mine of ji xi mining industry group, there are four floor of coal bed to pick, respectively is: 25#, 33#, 35#, 38#. the thick of the average coal is 5.9m. this ore coal bed is stable, with commercial(industry) production 438.92mt, recoverable resources 299.58mt, and service life 71.3a. the industry trademark of the coal bed is 1/3 coking coal. this mine uses the synthesis design to put goes against the coal to pick up, both the big lane and rock cross-cut transporting use a tunnel 4000mm in width, and a tunnel 3000mm in heighth. this design uses the double vertical shaft plan development, dividing mine into two levels, with an area of 24 pick, two working surfaces reach producing, and uses concentrates the big lane grouping arrangement. the big lane uses the wire of 14t laying type electric locomotive to tow the 5t mining car. the well field selects the central boundary like well ventilated method. key words： recoverable resources mining coal craft moves towards the long wall to pick synthesis mechanization iv 目 录 摘 要 i abstract .ii 目 录 .iv 绪 论 .viii 第一章 井田概况及地质特征 .1 1.1 井田概况 .1 1.2 地质特征 .2 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 .3 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 .5 1.2.4 岩石性质 厚度特征 .5 1.2.5 井田水文地质情况 .6 1.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性 .6 1.2.7 煤质 牌号及用途 .7 1.3 勘探程度及可靠性 .9 第 2 章 井田境界、储量、服务年限 12 2.1 井田境界12 2.1.1 井田周边状况 12 2.1.2 井田境界确定的依据 12 2.1.3 井田未来发展情况 12 2.2 井田储量12 2.2.1 井田储量计算 12 2.2.2 保安煤柱的设计方法 .13 2.2.3 储量计算评价 14 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限14 第 3 章 井田开拓 17 3.1 概述 .17 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 17 v 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 17 3.2 矿井开拓方案的选择 17 3.2.1 井硐形式和井口位置 17 3.2.2 开采水平数目和标高 20 3.2.3 开拓巷道的布置 21 3.3 选定开拓方案的系统描述22 3.3.1 井硐形式和数目 22 3.3.2 井筒位置及坐标 22 3.3.3 水平数目及高度 22 3.3.4 石门 大巷数目及布置 22 3.3.5 井底车场的形式选择 24 3.3.6 煤层群的联系 24 3.3.7 采区划分 25 3.4 井硐布置和施工.26 3.4.1 井硐穿过的岩石性质及井硐支护26 3.4.2 井筒布置及装备 26 3.4.3 井硐延深的初步意见 29 3.5 井底车场及硐室.30 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 30 3.5.2 井底车场的布置 储车线路 行车线路的布置长度 31 3.5.3 井底车场通过能力验算 33 3.5.4 井底车场主要硐室 34 3.6 开采顺序.34 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 34 3.6.2 沿煤井田倾向的开采顺序 34 3.6.3 采区接续计划 35 3.6.4 “三量”控制情况 35 第 4 章 采区巷道布置及采区生产系统.38 4.1 采区概述 38 4.1.1 设计采区位置、边界、范围、采区煤柱 38 4.1.2 采区的地质和煤层情况 38 4.1.3 采区的生产能力、储量及服务年限 38 4.2 采区巷道布置.40 vi 4.2.1 区段划分 40 4.2.2 采区上山布置 40 4.2.3 采区车场布置 41 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 44 4.2.5 采区硐室简介 45 4.2.6 采区工作面接续 46 4.3 采区准备 47 4.3.1 采区巷道的准备顺序 47 4.3.2 采区主要巷道的断面示意图及支护方式 48 第 5 章 采煤方法50 5.1 采煤方法的选择 .50 5.2 回采工艺51 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 51 5.2.2 选择采面循环方式和劳动组织形式 52 第 6 章 井下运输和矿井提升.54 6.1 矿井井下运输.54 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .54 6.1.2 矿车的选型与数量 54 6.1.3 采区运输设备的选择 59 6.2 矿井提升系统 60 6.2.1 矿井主提升设备的选择及计算 60 第 7 章 矿井通风与安全.62 7.1 矿井通风系统的确定.62 7.1.1 概述 62 7.2 风量计算与风量分配63 7.2.1 风量计算 63 7.2.2 风量分配 65 7.2.3 风量的调节方法与措施 65 7.2.4 风速的验算 66 7.3 矿井通风阻力计算68 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 68 7.3.2 矿井等积孔计算 70 vii 7.4 通风设备的选择 .71 7.4.1 主扇的选择计算 71 7.4.2 电动机的选择 71 7.4.3 反风措施 72 7.5 矿井安全生产措施.72 第 8 章 矿井排水74 8.1 概述 74 8.2 矿井主要排水设备75 8.2.1 排水方式和排水系统简介 75 8.2.2 主排水设备及管路选择计算 76 第 9 章矿井主要技术经济指标 .80 致 谢 83 参 考 文 献 84 附录 1 .85 附录 2 91 viii 绪 论 经过不懈的努力终于要完成大学学业，心情万分激动，但是这最后的一关 毕业设计将是考验我们对这四年学习成果。所以我们要尽自己最大的努力把所 学到的知识发挥出来，完美的结束大学生活。在大学里我们学到了各种专业知 识，它们包括：采煤方法、采区设计、井田开拓及矿井开采设计、矿井及其他 开采方法、通风安全。我们会很好的利用每一点知识来更好的完成设计。在这 大学的四年里，老师们对我们关怀有加。我在这里衷心的表示感谢。 我真的希望我能顺利的通过毕业设计这一关，因为这对我大学四年的学习 是一种肯定，只有这样我以后才能更好的工作，才能在采矿专业方面更加有信 心的作出自己的贡献。我也希望通过这次考核能很好的锻炼自己，使自己有飞 跃的成长。 1 第一章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 （一） 交通位置 本区位于黑龙江省鸡西哈达、平岗两镇之间。其地理坐标在北纬 4521，东经 13110。勘探区内公路四通八达,南部有林口至密山铁路线, 国家级公路方虎线。通往平岗矿有铁路专用线,距牡密线的平岗站，哈达河站 约 10km，公路可通鸡西，密山，交通较为方便。 （二） 地形 地势 平岗煤矿地处完达山与老爷岭结合部,地表为丘陵地带。西部玄武岩覆盖, 地势稍高,往东地势渐平,多为农田。地面最大高差约 110m. （三）气象 地震 本区处中温带湿润区,属大陆性多风气候, 区内由 11 月至翌年 4 月为冻结 期，冻结深度为 1.5 至 2.0m，最高气温在零上 27至 31，最低气温在- 29至-34，有两条季节性小溪由北向南流过,夏季有水，冬季干涸，夏季地 表水通过这两条小河排泄向南汇入穆棱河。汛期常发生在每年的七、八月份。 年平均降水量 533.3mm，季内最大降水量 312.5mm。唯哈达河在六五年八月十 日，连续几天暴雨后，洪水位置骤然上升，溢出河床。淹没了井田内标高 183184m 以下的田地，是解放后最大一次洪水泛滥。 虽本区地处地震多发带，有感地震亦有过记载，但未矿井生产造成影响。 （四） 水源及电源 平岗矿区水源来自开采地下水，能够满足生产与生活需要。生产与生活用 电均来自鸡西市供电局。 2 图 1-1 平岗矿交通位置图 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 平岗矿区位于鸡西盆地北部条带东端，基底是元古界麻山群，含煤地 层为中生界上侏罗统鸡西群，包括滴道组，城子河组和穆棱组，勘探区地 层层序表如表 1-1。 3 表 1-1 勘探区地层层序表 界系统群组接触关系 地层 厚度 m 第四系全新统 q4冲积层 q4 1-20 新 生 界 第三系上新统 n2玄武岩 0-40 穆棱组 j3m 6 城子河组 j3ch 660-740 中 生 界 侏罗纪上统 j3 鸡西 群 滴道组 j3a 0-130 元 古 界 麻山群 ptms变质岩系 整和 整和假整和 整和假整和 整和 整和 1500 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 鸡西煤盆地的古构造轮廓受近于南北向压应力的影响，大体上可分为二组： 一是位于盆地中央的平阳麻山古背斜，在古背斜轴部发育一条逆冲断裂称平 麻断裂，将鸡西煤盆地的基底分成了中间凸起，走向近东西的南北两个凹陷 盆地。二是走向近北东或北西方向的剪切断裂。 侏罗纪晚期，含煤地层形成。沉积前的古构造以及后来的燕山运动都对汗 煤地层起了一定的控制作用。在煤田形成之后，南北向压力进一步加强，使东 西向褶皱和北东、北西断裂进一步发展，形成了煤田的今日构造形态。 平岗矿区位于鸡西煤盆地北部条带的东端，地层走向近东西、倾向南、单 斜。地层倾角 1025之间。矿区所涉及的断层分述如下： f31:为勘探区北部边界断层，发育规模较大，延展长度在 5km 以上，为较 大的枢纽断层，其转动枢纽处在 5 剖面线附近，西部是是逆掩短断层，东部为 4 正断层，走向 ne55105近东西弧形，向南北倾斜，倾角 5075，落 差由转动枢纽处向东西两侧逐步加大，在 0210m 之间， 1 线11 线 11 条剖 面控制，程度可靠。 f31a:位于勘探区西部，走向 ne20，倾向 nw390，倾角 80，落差 420450m。第 10 剖面 1 号和 2 号孔控制，正断层，属推断断层。 f31b:为勘探区西部边界断层，走向 ne15,倾向 nw285，倾角 55，落 差 100220m，逆断层。由 912 号孔实见，程度基本可靠。 f48:为勘探区东部边界断层，走向 nw20ne5，大致为南北弧形，向 东倾斜，倾角 75，落差约 240m，正断层，延展长度 3 公里以上，由 8019 号钻孔控制，程度基本可靠。 f52:位于勘探区东北部，走向 nw15，倾角 25，落差在 05m 之间， 逆断层，规模较小，上部尖灭，未在地表出露，由 8124 号孔控制，程度基 本可靠。见断层发育及落差表。 表 1-2 断层发育及落差表 产状 位置 编 号倾向倾角 性 质 落差 （m） 控制程度备注 北部勘探 区边界 f31 nw325 - ne15 50- 70 枢 纽 0-210 1121 剖面，控 制可靠 来源于81 年报告及 生产实见 东部勘探 区边界 f48 ne70 -95 75 正 断 层 240 基本可靠，80 19 号孔控制孔实 见 资料来源 于以往地 质报告 勘探区东 北部 f49ne1575 正 断 层 68 基本可靠，80 11 孔实见，61 110、8015 孔控 制 资料来源 于以往地 质报告 5 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本区城子河组地层，含煤性好，主要可采层总厚 15m，煤层最大总厚度 23.4m，地层总厚度 700m，含煤系数 3%。本区煤层发育较稳定，标志层清楚， 物性特征明显，煤岩层对比可靠。 可采煤层特征如下： 25 号煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采层，煤层结构复杂，厚度 较大，煤质较稳定，肉眼鉴定为半亮半暗型、块状。本煤层有多层夹矸，多 数见煤点为 13 层夹矸，岩性为煤页岩或页岩，厚度在 0.030.09 之间。煤 层厚度 4.95.4m，平均厚度 5.2m，顶板粉砂岩，平均厚度 3.77m，底板粉砂 岩，平均厚度 3.09 米，下距 33 号煤层约 120m。 33 号煤层：全区发育稳定，本区主要可采层，浅部较复杂，含多层夹矸， 岩性为煤页岩，厚度 0.040.19m，深部煤层结构较简单，肉眼宏观煤岩型为 半亮型、粉、块状。20、21 剖面线深部受玢岩影响成为天然焦，煤层顶板为 粉砂岩或细砂岩，平均厚度为 3.7m，底板是粉砂岩或中砂岩，平均厚度 4.81m，煤层厚度 7.68.2，平均厚度 8m，下距 35 号煤层约为 196m 左右。 35 号煤层：全区发育，较稳定，12-19 剖面线之间局部可采，结构单一， 宏观煤岩为半亮型、粉状。煤层厚度 5.45.9m，平均厚度 5.6m。煤层顶底板 为粉细砂岩，顶板平均厚度 2.22m，底板平均厚度 2.43m，下距 38 号煤层约为 197m。 38 号煤层：全区发育较稳定，原煤灰份在 46%左右，而被列入表外量，16 线以西含夹矸，岩性为煤页岩，厚度 0.050.09 米。16 线以东，煤层结构单 一，肉眼鉴定宏观类型为半亮半暗型，块状。煤层厚度 4.44.8m，平均厚度 4.6m，煤层顶板为粉砂岩或页岩，平均厚度 1.22 米，底板是粉砂与细砂岩， 厚约 1.94m。 1.2.4 岩石性质 厚度特征 本区内岩性较细，主要由粉砂岩、细砂岩、粉细互层、中砂层及煤层组 成，仅有较少的粗砂岩，含烁砂岩。 6 煤层和岩层的物性差异均比较明显，各岩层的密度差别较小， 曲 线在各种岩层反应平直煤层异常反应明显，岩石硬度多数为中等硬度的砂岩类。 1.2.5 井田水文地质情况 冲积孔含水层：分布在河流两面岸，成狭长条带状相等距离的由东往西分 布排列，宽为 50120m。含水层厚度一般东薄西厚，其厚度主要决定于河流 的大小而异。西部：哈达河冲积层一般 814m，富水性强，渗透系数为 35.88m/day，单位涌量为 237m3/h。部分地段由于表土复盖较薄，仅 0.51m，且含水层直接受地面水的补给，因次地下水呈自由水出现。东部： 自长山沟以东厚 1.54.5m，含水性弱，渗透系数为 0.0091.802m/d，单位 涌量为 0.10.122m3/h，由于表土复盖较厚，25.5m，对降水的补给与渗透 起到到控制作用，使地下水呈承压水出现。 地下水补给来源主要是大气降水和冲积孔含水层水，水力性质呈潜水状态， 对浅部矿井充水造成良好条件。构造裂隙含水带：埋藏于风化裂隙含水量水带 之下，两者为渐变过渡关系，呈承压水，据简易水文，抽水及矿井调查证实， 此带含水性弱，岩芯较为完整，在 60m 以上冲洗液消耗不大于 0.35m3/h，以 下则不大于 0.15m3/h，随着深度的增加涌水量则显著减少。矿井涌水量一般 为 236.65 m3/h，最大涌水量为 278.88m3/h。 1.2.6 沼气 煤尘及煤的自燃性 本矿属于瓦斯高突矿井，相对涌出量 20.4，绝对涌出量为 13.6 。随着开 采深度的延伸，瓦斯赋存条件好涌出量大给矿井的安全生产带来一定的困难。 煤尘爆炸指数为 34.86 ，属于有爆炸危险的煤层。 开采煤层均属高沼气煤层，矿井属高沼气等级矿井，属有煤尘爆炸危险煤 层，属低硫特低磷不易自燃煤层。随着今后矿井开采深度的不断增加，瓦斯涌 出量也逐步加大，这给矿井生产会带来不利影响，因此，未来矿井通风、瓦斯 防治技术措施将需进一步增强。 7 1.2.7 煤质 牌号及用途 本矿区内的煤层是由高等植物所形成的腐植煤，其肉眼煤岩成份主要是亮 煤、暗煤、夹镜煤丝带、丝炭较少，黑色光亮内生裂隙发育，质脆，黑色条带 状，层状结构，其煤岩类型多为光亮型、半亮型和半暗型；镜下鉴定为煤岩组 成多是凝胶物质体，色鲜红以镜煤煤化物质为主树脂胶体占次要地位，矿物杂 质多见。 原煤灰分变化较大，一般在 20.15至 31。净煤灰分一般在 10左右， 胶质层厚度在 56.0 至 63.5mm，粘结指数 g 在 75-85%之间，原煤分析基高位发 热量为 5800-6400 千卡规律，精煤挥发分一般在 32%左右，硫含量在 0.22- 0.37之间。磷含量一般在 0.003-0.014之间。是低硫、低磷的 1/3 焦煤。 主要工业用途以冶金用煤为主，火电厂作动力用煤次之。 8 层号 深灰色、以石英为主、坚硬、层理不明显 灰白色、以石英颗粒为主坚硬、水平层理 灰色、石英砂岩、坚硬 黑灰色、半亮型、沥青光泽 黑灰色、坚硬 灰色、石英砂岩硅质胶结、坚硬 黑色、较硬、半亮型、具有玻璃光泽 深灰色、颗粒分选差、坚硬、层理不明显 灰白色、以石英为主、坚硬、层 理明显 黑灰色、坚硬、水平层理 黑灰色、半亮型煤、玻璃光泽 灰色、石英沙砾、硅质胶结、坚 硬 灰白色、石英粒粉、坚硬、层理 不明显 黑灰色、石英为主、胶结致密、 坚硬、层理发育较好 浅灰色、快状、层理不明显 灰色、水平层理、致密坚硬 黑色、上部夹0.05泥页岩、粉度 松软 灰色、水平层理、夹煤线 浅灰色、水平层理、硅质胶结、 致密坚硬 灰白色、快状、粒度分选不均匀 灰白色、粒度不均匀 灰色、水平层理、致密坚硬 黑色、半亮型、无夹矸、媒质好 浅灰色、石英颗粒、曾状构造、 泥质胶结 粗砂岩 煤 粉砂岩 细砂岩 粉砂岩 中砂岩 煤 粉细互层 粉砂岩 中砂岩 粉砂岩 煤 粉砂岩 中砂岩 粉细互层 煤 粉砂岩 粉细互层 中砂岩 粉砂岩 中粗砂岩 粉砂岩 煤 粗砂岩 表土层 岩性描述岩石名称 累 计 （） 厚 度 （） 柱状 煤层 号 图 1-2 煤岩层综合柱状图 9 1.3 勘探程度及可靠性 1.钻探工程量统计：本次钻探从 1990 年 9 月 13 日开工，到 1993 年 10 月 结束，历时三年整。施工钻孔是 7 个，竣工 16 个，总工程量 17，557.58 米， 超千米孔 14 个。详见表 2-1。 2.工程质量：本次勘探所使用的钻机有 txb-1000 型（1 台） ，tk-1 型（2 台） ，tk-3 型绳索取芯（1 台） ，这三种钻机设备良好，符合技术要求。 本次勘探竣工钻孔 16 个，全部按煤炭部落 987 年 12 月颁发的确煤田勘 探钻孔工程质量标准进行验收。91 年前竣工钻孔参加了东煤公司的复查， 92 年后施工的钻孔本队验收。验收成果：特级孔 2 个，甲级孔 6 个，乙级孔 5 个，丙级孔 3 个，特、甲、乙级孔层 12 层，不合格层 20 层，优质合格层率 为 72.6%。测井验收 66 层，均为优质层，优质层率 100%。 10 表 1-3 钻探工程量统计表 线 号 孔号终孔深度钻机层 位 钻孔型号钻孔质 量 备注 1091-1 11735532 下 tk-1 乙 1091-21049.07 23 下 txb-1000 乙 1192-3 1027721 下废运输巷漏 水未计工 程总量 1291-4 10528935 下 txb1000 丙 1291-5 11468035 下 tk-1 乙 1391-6 11437239 下 tk-1 甲 1391-7 9759435 下 tk-1 甲 2091-8 10212438 下 txb-1000 乙 1891-9 11930135 下 tk-1 乙 2091-10 11411639 下 tk-1 甲 1491-11 10065035 下 txb-1000 丙 1491-12 12205639 下 tk-1 特 2091-13 11211435 下 tk-1 甲 1791-14 10249336 下 txb-1000 丙 1791-15 11633037 下 tk-1 特 1891-16 9674434 下 txb-1000 甲 1891-17 11563339 下 tk-1 甲 总 计 17，5575 8 钻孔质量及煤层见煤点级别见表1-4、1-5。 11 表 1-4 钻孔质量评级表 项 数 目 目 特级甲级乙级丙级 特甲乙级 孔率 合计 钻探 2653 813 16 测井 9610015 表 1-5 煤层见煤点评级表 级 别 项 数 目 目 优质合格不合格 优质合格 层率 合计 钻探孔 411220 726 73 电测孔 6610066 级别 12 第 2 章 井田境界、储量、服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边状况 井田北部以+150m 标高线为界，南以-500m 标高为界，西以 f182断层为界， 东以 f20断层为界。煤层平均倾角为 14 ，平均容重为 1.4t/m3。 2.1.2 井田境界确定的依据 要适于选择井筒位置，安排地面生产系统和建筑物；划分的井田范围要为 矿井发展留有空间；以地理地形，地质条件作为划分井田境界的依据；井田要 有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高。 2.1.3 井田未来发展情况 投产时的产量可能不能及时达到设计生产能力，这些都是因为井田几条断 层的影响，但随着开采深度的增加，煤层赋存条件好，引进新的采煤机械和技 术，招揽更多的采矿人才，采用新技术防治矿井瓦斯，产量会有较大的提高幅 度。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量计算 （一）矿井初步设计应计算以下储量 勘探（精查）报告提供的储量，包括“能利用储量”和“暂不能利用储量” ；勘探（精查）地址报告提供的“能利用储量”中的 a，b，c 三级储量， a，b，c 三级储量的计算方法，应符合国家现行标准煤炭工业矿井设计规范 的规定；矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和 已有的地面建筑物，构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量； 矿井设计储量减去工业场地的保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤 13 柱煤量后来以采区回采率。 （二）矿井工业储量是指井田精查地质报告提供的平衡表内 a+b+c 级储量， 它是矿井设计的依据井田工业储量应按储量块段法进行计算。 块段储量=块段面积 块段平均厚度 容重cos 煤层平均倾角 计算得： (mt) 52 25005.285.64.61.4 438.92 cos c z （） （三）矿井可采储量的计算 ()zzpc 式中： z 可采储量 工业储量 c z p 永久煤柱损失 c 采区回采率，厚煤层不低于 0.75；中厚煤层不低于 0.8； 薄煤层不低于 0.85；地方小煤矿不低于 0.7。 计算得： （mt）(438.9244.73) 0.76299.58z 详见表 2-1 可采煤层储量总表。 2.2.2 保安煤柱的设计方法 本设计对井筒及工业场地后期的风井、规划中的大断层留都设安全煤柱。 由于本矿区无地表移动参数实测资料，设计参照类似围岩情况按下数据留设安 全煤柱： 岩层移动角：55 岩层边界角：50 主、副井筒均位于工业场地内，主、副井筒深度已起过 400m，工业场地 东西长 430m，南北最大宽度为 510m，按照现行煤炭工业矿井设计规范 规定，井筒煤柱地面受护面积包括井架、提升机房和围护带面积包括工业场内 14 为煤炭生产直接服务的工业厂房、服务设施和围护带，围护带宽度为 25m， 煤柱按岩层移动角圈定，井田境界煤柱按 40m 留设，境界线两侧各 30m，盘 区煤柱按 20m 留设，两侧各 10m。 2.2.3 储量计算评价 本设计矿井的各类储量计算严格执照有关规定执行,由于技术水平所限,储 量的计算所得到的各种储量与实际可能有一定误差。 表 2-1 矿井可采储量汇总表 煤炭损失量水 平 别 煤 层 别 工业储量 a+b+c万 吨 工业 场地 井田 境界 断 层 开采 损失 其他损 失 合计 损失 可采 储量 255439.58364.42168.9272.631173.89191.181813.893625.69 338368.58187.27259.88142.491771.92214.122752.835615.75 355858.01149.76181.9199.751265.33149.871846.624011.39 384811.9471.94149.4381.941050.37123.121476.803335.14 合计 24478.11773.39760.14416.815261.51678.297891.1416587.97 254495.030148.1083.03985.9487.361472.813173.19 334495.0371.88227.8677.09762.5664.901124.533280.50 354646.00156.98159.5083.03985.9487.361472.813173.19 383816.36253.46131.0268.20776.9871.761301.422514.94 合计 19594.54482.32666.48346.913991.95348.836136.4913368.08 总计 43891.771255.711426.62763.729253.461027.1214027.6329958.14 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限 （一）矿井工作制度 依据煤矿安全规程 ， 煤矿生产许可法和劳动法有关规定，结合 平岗矿的实际情况，拟制定工作制度如下： 设计年工作日 330 天，日提升 16 小时，采用“三八”作业制，两班生产，一 15 本设计矿井井田范围内共有四层可采煤层，即 25#，33#，35#，38#煤层， 四层煤之间的煤层间距较大，所以本设计每层煤单独开采。 3.3.7 采区划分 本设计矿井井田走向长度大，欲从井田边界沿整个阶段用后退回采，实际 开采条件上都要受到一定的限制，势必按技术要求划分成采区。每个采区有一 套生产设施，包括上下山提升，运输设备，以便独立地进行生产与准备。 将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则： 1) 根据，采区宜双面布置，当受地质条件 限制时，可单面布置。如果井田走向长度不大，两翼均不超过 1500m，可以不划分采区，直接从井田边界进行后退式回采； 2) 当井田内有对采区巷道布置和工作面回采影响较大的断面层或褶曲 构造时，应以其断面和褶曲面轴部作为采区划分的自然边界； 3) 当井田地面有重要建筑物，按其保护等级划分必须留设煤柱时。初 期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围，后 期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因 素； 结合上述采区划分原则，本设计矿井第一水平划分为 12 个采区，分别为 西一采区、中一采区和东一采区。见采区划分示意图（图 3-3） 。 -250 -250 -250 西一采区 中一采区 东一采区 -250 -250 -250 西二采区 中二采区 东二采区 -250 -250 -250 西三采区 中三采区 东三采区 -250 -250 -250 西四采区 中四采区 东四采区 图 3-3 采区划分示意图 16 3.4 井硐布置和施工 3.4.1 井硐 穿过的岩石性 质及井 硐支护 本设计矿井井硐穿过的岩层性质如下： 主井井筒：表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护 副井井筒：表土段：混凝土砌碹；煤层段：料石砌碹；基岩段：锚喷支护 井硐穿过岩层主要为细砂岩。 3.4.2 井筒布置及装备 主井：主井井筒：井筒直径 7.0m，净断面面积 38.465m2，掘进断面面积 44.157m2井筒深度（480+30）m。井筒内装备两对 16t 刚性罐道立井多绳箕斗 （jdg16/1504y） ，采用 18018010mm 方形方型空心型钢罐道，端面布 置采用树脂锚杆固定拖架。井筒布置及装备见表（3-6） 。 表 3-6 主井井筒特征表 序号名称单位内容 1井型mt/a3.00 2井筒净直径m7.0 3井筒掘进直径m7.4 4井筒净断面积m238.465 5井筒掘进断面积m244.157 6井壁支护形式混凝土砌壁 7井壁厚度mm450 8罐道规格球扁钢组合罐道 9罐道梁规格槽钢（222b ）组合 10罐道梁层间距mm4000 11提升容器两套 16t 单箕斗带平衡锤 12井筒装备防腐材料电弧喷涂 17 副井井筒：井筒直径 7.0m，净断面面积 38.465m2，掘进断面积 44.157m2。井筒深度（480+30）m，井筒装备一对 2t 矿车双层双车罐笼，一个 材料罐笼带平衡锤，担负矿井辅助提升任务。采用 18018010mm 方型空 心型钢罐道，端面采用树脂锚杆固定拖架。罐道和井粱，罐道导向层间距均按 6.0m 设计。井筒内没有钢-玻璃钢复合材料梯子间，作为矿井安全出口和井筒 检修之用，并敷有排水管路三趟（一趟预备） ，井下消防洒水管路。另外，井 筒还敷设有动力电缆、通讯讯号电缆。井筒布置及装备见表（3-7） 表 3-7 副井井筒特征表 序 号 名称 单 位 数量 1 井筒直径 m7.0 2提升容器一对 2t 矿车双层双车罐笼，一个材料罐笼带平衡锤 3 井筒支护 mm 混凝土井壁/400 4 罐道规格 216b 卧放 5 罐道梁规格 32c 6 罐道梁层间距 mm4168 7 井筒净断面积 m238.465 8 井筒掘进断面积 m244.157 50 500 7000 130 5300 5100 1200 1460 1700 600 图 3-6 副井井筒断面 300 705 220 1145 7000 4500 1850 705 1404 450 4750 510 750 45 图 3-7 主井井筒断面 18 3.4.3 井硐延深的初步意见 立井延深一般比较复杂，沿原有井筒直接下沿很难实现，因为原有井筒的 延深断面很小，吊桶与箕斗或罐笼平行提升不安全，对井底施工威胁很大，通 常采用岩柱或保护盘与原有井筒隔开，分段接井。 表 3-8 设计延深方式如下： 延深 方式 适用条件优点缺点 延深 原有 井筒 1.矿井产量小，井筒断面 大，能隔出提升空间 2.井筒已经开凿，只进行 清理、安装罐道梁 1.工程量小 2.一段提升占用人员 少 1.施工与生产易发生干扰 2.安全条件差 新开 暗井 1.原井筒提升能力不足， 不能下延或不经济 2.深部水平生产能力小于 60 万/年 1.灵活性较大 2.不需要大型绞车设 备 1.提升能力受限制 2.多段提升占用人员多 3.工程量大 延深 与暗 井结 合 1.主井或副井能力大，允 许继续延深 2.能力不足的井筒有暗井 捣段 1.工程量较小 2.不需要大型绞车 1.施工与生产仍会发生干 扰 2.某一新允多段提升人员 较多 3.工程量较大 新建 与延 深结 合 1.深度较大的副井，需要 增加风量，地面场地允许 2.主井提升能力，地质条 件允许 1.可以改造提升系统 2.又可以发挥原有设 备能力 3.增加通风能力 1.地面要占用场地 2.工程量较大 3.需要大型设备 19 3.5 井底车场及硐室 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 井底车场可分为环行式井底车场和折返式井底车场，环行可分为卧式、斜 式、立式三种基本类型；折返式可分为梭式和尽头式。 影响井底车场形式的因素：井田开拓方式：井底距主要运输巷道的距离远 时，可选用刀式环行车场或尽头式折返车场。不同煤种需分运分提的矿井：井 底车场应分别设置不同煤种的卸载系统和存车线路。大巷运输方式及矿井生产 能力：年产 90 万 t 及以上矿井，通常采用底卸式矿车运煤，应选择折返式车 场。地面布置及生产系统：要根据铁路站线与井筒相对位置、提升方位角，结 合井下主要运输巷道方向，选择车场形式。 根据本矿井的地质条件和自然条件，结合以上井底车场形式因素选择折返 卧式井底车场。 3.5.2 井底车场的布置 储车线路 行车线路的布置长度 1.井底车场线路布置的要求 1) 井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线和回车线 组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和 长度亦相应不同； 2) 尽量减少道岔和交岔点，线路布置要有利于通风，底卸式矿车的井 底车场设计要注意调头问题； 3) 井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性，井底车场 的线路工程量小； 4) 为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在 直线段上。 2存车线长度的确定 存车线长度是井底车场设计的非常重要的问题，如果存车线长度不足，将 会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力。根据我国煤矿多年的 20 实践经验，各类存车线可以选用下列长度： （1）中小型矿井的主井空、重车线长度各为 1.01.5 列车长； （2）副井空、重车线长度， 中小型矿井按 0.51.0 列车长； （3）材料车线长度，中小型矿井应能容纳 510 个材料车； （4）调车线长度通常为 1.0 列车和电机车长度之和； 3.存车线长度的计算 (1) 主井空、重车线，副井进、出车线 l=mnlk+nlj+lf 式中， m-列车数目,列; n-每列车的矿车数，辆; lk-每辆矿车带缓冲器的长度，m; n-机车数,台; lj-每台机车的长数，m; lf-附加长度，取 10m。 经过计算，得 l=1.5224.2+24.5+10=157.6158m l=1.5222.4+24.5+10=93.794m (2) 材料车线有效长度 l=nclc+nsls 式中， nc-材料车数，辆; lc-每辆材料车带缓冲器的长度，m; ns-设备车数，台; ls-每辆设备车带缓冲器的长度，m; l=222+4.5=48.5m 根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长 55m。 (3) 人车线有效长度 l=mnrlr+lj+lf 式中， 21 m-列车数目; nr-每列车的人车数; lr-每辆车带缓冲器的长度; lj-每台机车的长度; lf-附加长度，取 10 米。 经过计算，得 l=1.0310+4.5+10=44.545m 3.5.3 井底车场通过能力验算 1.矿井日产原煤 8000t，每日运矸石量为 100000.15=1500t，日产掘进 煤为 100000.06=600t，5t 底卸式矿车日运煤量为 100000.94=9400t。5t 底卸式矿车列车数为 9400/（522）=85.5 列。 根据矿井矸石量与掘进煤的比例（15%/6%=5/2） ，确定 3 吨煤矸石混合列 车由 15 辆矸石与 11 辆煤车组成，每列矸石车与煤车载重之比为（2.713） /（1.59）=5/2，故符合要求，每日混合列车数为 （1500+600）/（2.713+1.59）=43.2（列） 每日进入井底车场的 5t 底卸式矿车数与 1.5 吨混合列车数之比为 85.5/43.2=4:2 每一调度循环时间为 22.5 分，列车进入井底车场平均间隔时间为 22.5/6=3.75 分，列车在井底车场平均运行时间为 11.2 分，5t 底卸式矿车在 井底车场平均运行时间为 7.6 分，1.8t 混合列车在井底车场平均运行进间为 18 分。 2. 通过能力计算 按公式计算： n=taq/1.15t 式中: n-井底车场年通过能力，t; ta-每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数 与日生产时间的乘积，min; q-每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t； 22 t-每一调度循环时间,min； 1.15-运输不均衡系数； 计算得：n=25.2(4225+291.5)/(1.1522.5)=455(万吨) 通过能力富余系数为 455/300=1.5，满足设计规范要求。 23 3.5.4 井底车场主要硐室 1.主井系统硐室 主井系统硐室有推车机及翻车机硐室、底卸式矿车卸载站砌室、井底煤仓 及箕斗胶带输送机装载硐室、清理撤煤硐室及水窝泵房等。 上述硐室布置主要取决于地质及水文地质条件。确定井筒位置时，要注意 将箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，大型矿井大巷采用带式输送机运输 时，可考虑箕斗装载硐室上提或半上提方式。矿车运输的井底车场，也有采用 水平正部装载方式的。其他硐室的位置则由线路布置所决定。清理扑底撤煤斜 巷的出口要尽量市置在主并的重车线侧。 2.副井系统硐室 副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处、主排水泵硐室、水仓及清理 水仓硐室、主变电所、副并井底换车设备硐室及等候室等。 一般布置在副井井筒与并底车场连接处附近。水仓入口一般布置在空车线 一侧井底车场高程最低点处。确定水仓入口时，应注意使水仓装满水。当副井 井底较深时，一般采用泄水巷至主井清理井底撤煤斜巷排水。当井底较浅时， 可设水窝泵房单独排水。 其它硐室有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、蓄电池电机车库及 充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。 其位置应根据线路布置和各自要求确定。 3.6 开采顺序 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田两翼同时开 采和单翼开采的混合式开采顺序，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确 定生产的连续性；依据采区划分的具体情况，采用走向长壁开采。 3.6.2 沿煤井田倾向的开采顺序 本矿井设计总体采用下行式开采。由于四层煤之间距离都较远，将其各个 24 煤层都独立划分为一个采区，但不是首采区。在开采的时候，为早达产，将首 先先开采 23#煤层，故开采顺序依次为 23#、35#、37#，38#。 3.6.3 采区接续计划 根据井田的地质条件，以自然断层为界，将该井田第一水平划分为 12 个 采区，见前面采区划分示意图。 表 3-10 采区接续图表 mt (/a)a mt 3.6.4 “三量”控制情况 1.矿井开拓煤量的确定 开拓煤量是指井田范围内已掘进的开拓巷道所圈定尚未采出的可采储量。 开拓巷道包括:主井,副井,风井,井底车场,主要石门,运输大巷,采区石门,主要 上山,主要溜井和总回风巷道井矿井。采用集中大巷和采区石门开拓.集中大巷 应掘过采区石门 50m,采区石门应掘至上部煤层,才可将石门划入计算范围之内。 煤炭工业矿井设计规范规定,开拓煤量可采期一般为 35 年以上。可按下 式计算： zd=(zogzg pdd)c 25 式中：zd开拓煤量，mt； zog已开拓范围内的地质储量，mt； zg地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失， 包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量，mt； c采区回采率，； pdd开拓煤量可采期内不能开采的煤量，指留设的临时和永久 煤柱,mt。 本设计井田采用集中大巷和采区石门开拓，开拓煤量指集中大巷掘进过采 区石门 50m，采区石门应掘至上部煤层那部分可采储量，本设计矿井的开拓煤 量计算： zk(54.39-7.67-2.14)0.76=33.89mt 2.准备煤量的确定 掘进工程所圈定的可采储量,也就是矿井已生产和准备的采区包有的可采 储量。 煤炭工业矿井设计规范规定,准备煤量可采期一般为 1 年以上。可按 公式计算： 式中：zp（zpg-zg-zd）c zp准备煤量，mt； zpg 各采区所圈定的工业储量，mt； zg 采区内的地质损失，mt； zd呆滞煤量，即在准备煤量可采期内不能开采的煤量，mt； 本设计矿井准备煤量：zc(438.92-34.46-10.27)0.76=299.58mt 3.回采煤量的确定 当采煤工作面受开采程序限制,暂时不能开采时,不能计入采煤煤量。 煤 炭工业设计规范规定,回采煤量可采期一般应在 6 个月以上。 根据有关规定，开拓煤量、准备煤量、回采煤量都应该有一定的可采期。 设计矿井可采期的计算： （1）开拓煤量可采期=期未开拓煤量/当年计划或设计生产能力 =24.18（1.43.0）=6.4 年5 年，满足要求； 26 （2）准备煤量可采期=期未准备煤量当年平均月计划产量或平均月计划 能力=10.52（1.43.0）=2.51 年，满足要求； 在一般情况下，矿井三量符合上述规定即能达到平衡，并有一定的合理储 备，但其为概括性指标，三量可能符合要求但不一定满足接续要求，所以三量 只可作采掘关系的参考指标。 经过以上计算可“三量”及可采期符合设计规范要求。 27 第 4 章 采区巷道布置及采区生产系统 4.1 采区概述 4.1.1 设计采区位置、边界、范围、采区煤柱 本设计采区为西一采区，位于井田北部，北部以+150 标高为界，南部以- 250 标高为界，西部人为划定边界，东部以 f221断层为界。走向长 1300m，南 北倾向长 1400m。 采区内留设的煤柱宽度为：井田边界 30m，采区断层 30m，岩石大巷 30m。