采矿工程专业毕业论文郑煤集团某某煤矿初步设计

1 1 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征 1.11.1 位置、范围和交通位置、范围和交通 1.1.11.1.1 位置位置 某某煤矿位于河南省新密煤田西南部、平陌-某某矿区东部，行政区划主体位于河南省 新密市某某镇申沟村。 1.1.21.1.2 范围范围 该矿平面范围大致为：西起 32 勘查线，东到 46 勘查线的某某断层和崔庄断层交汇处， 北起于樊寨断层，向南大致到龟山断层；开采矿种为煤炭；二 1 煤层限采标高+100- 600m，二 1 煤层矿区范围现由 2001 年河南省国土资源厅核发的 32 个拐点圈定（采矿许可证 号 4100000140155） ，南北宽约 0.13.3km，东西长约 0.37.3km，面积 9.7KM2。 1.1.31.1.3 交通交通 某某煤矿行政区划主体位于河南省新密市某某镇申沟村，向北直距矿务局和新密市约 12km 和 15km，向东北直距郑州市约 40km。区内有公路直达新密、登封、新郑和郑州等地市， 还有本矿专用铁路宋（寨）大（冶）铁路经新密铁路与京广铁路相连，矿区北邻 3km 处还 有窄轨铁路向东通达开封。矿区北部 15km 处的豫 04 公路以及东部 4045km 处的 107 国道、 京广铁路、京珠高速公路通达全国各地。总之，本区交通方便。 2 图 1.1.3 某某煤矿交通位置图 1.21.2 自然自然环境环境 区内地形起伏不平，地势西高东低、南高北低，总体西南高、东北低。地面高程最高在 南部归心寨处 300.4m，最低在东边陈家窝处 155.5m，相对高差 144.9m。 本区地貌成因类型属构造剥蚀地貌，地貌单元为丘陵。区内基岩裸露平面积约占勘查区 总平面面积的 10%，其它大部为第四系松散堆（沉）积物所掩盖，因此本区也可称为松散层 半掩盖区或基岩半裸露区。 本区水系属淮河流域。区内无水库和常年性河流，仅有一条的季节性河流麻河在雨季 从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱 季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地，水量较小，其水源来自西南上游 3km 外的老姜窝小型水库。该水库水多来自元古界变质岩裂隙水和大气降水，补给有限。 本区气候属暖温带半干旱大陆性季风气候区。年平均气温 9.114.6，最高达 44.6， 最低为18.2；年降雨量 381.31059.6mm，平均 606.2mm，降雨多集中在 7、8、9 三个 月，并常伴有雷电；年蒸发量 9081976.2mm；年平均相对湿度 60-70%；风向主要为东南向、 西北向和西南向，风力在冬春季最大，达 40m/s；最大积雪深度 23cm（1964.12.31） ；最大 冻土深 20cm（1966.12.30） ；霜冻期 11、12、1、2 四个月。此地区历史上没有发生过较大 的地震，没有地震威协。 3 勘查区内主要有申沟、黄固寺、圣地庙等几个行政村，总人口约 1 万人。工业以建材 （耐火粘土） 、采矿、运输等为主，农业以小麦、玉米等为主。水电状况良好，区内经济相 对发达。 1.31.3 地层地层 某某煤矿的地层情况如下： 下元古界嵩山群:主要为紫红色、灰白色绢云母石英片岩和灰白色石英岩，厚 278287m，平均厚 283m。 上元古界震旦系:主要为紫红色浅变质石英砂岩，平均厚 92m。 下古生界寒武系:又分下、中、上三统。下统多为豹皮灰岩和紫红色、黄绿色泥灰岩， 底部为含磷砂砾岩，厚约 160m；中统多为暗紫红色粉砂岩、页岩和鲕状、竹叶状灰岩等， 厚约 340m；上统多为灰色、灰白色鲕状白云岩，厚约 260m。 下古生界奥陶系:多为兰灰色、深灰色石灰岩，厚 25.3379.95m,平均厚 55m。 上古生界的石炭系:又分中统本溪组和上统太原组。本溪组多为灰色铝土质泥岩，厚 2.7933m,平均 10.47m。 上古生界的二叠系:又分下统的山西组和下石盒子组，上统的上石盒子组和石千峰组。 山西组岩性主要为深灰色砂泥岩，含本煤田中主要可采煤层即二 1 煤层。 中生界三叠系:主要保存三叠系。该系又分下、中、上统。下统主要为紫红色泥岩和中 细粒砂岩，厚约 615m；中统主要为黄绿色细砂岩和砂质泥岩互层，厚约 190500m，平均 200m；上统主要为土黄色、紫红色、黄绿色、青灰色砂质泥岩，厚约 330600m，平均 370m。 1.41.4 构造构造 新密煤田处于新华夏系第二沉降带与第三隆起带之交接部位，又位于华北古板块板内嵩 箕构造区嵩山（东段称荥密）大背斜和箕山（东段称风后岭）大背斜之间的新密复向斜内， 其基本构造形态为向东倾伏的复向斜。 褶皱常为线状褶皱。一般背斜较为紧密，向斜较为宽缓。二者常相间排列，构成隔挡式 褶皱组合，并控制着煤炭赋存的基本特征。 断裂线性特征明显。近东西向断裂一般线性明显，延伸较远，切割较深，为本区主要断 裂，常为走向断裂；北西向断裂线性明显，延伸较远，常为走滑平移断裂；北东和北北东向 断裂发育较少。这些断裂多为正断层，只有少量逆断层分布于煤田西南部的平超矿区、关口 勘查区等。它们往往成组出现，正断层在剖面上常呈阶梯状、地堑状、地垒状，逆断层在剖 面上常组成迭瓦状。这些断层及其组合不但调整、分割着褶皱构造，也直接控制着煤系的赋 存状态。 4 另外还发育有少量滑动构造，如中部的罗湾滑动构造等。 （1）褶皱 某某背斜：矿区西北部位于其东部倾伏端，受其影响，矿区西北部地层和二 1 煤层走向 皆发生东偏北的偏转，倾角变缓成 421。它在影响着矿区开拓方式、特别是 1 采区和 2 采区采煤工作面的布置等生产系统的选择 （2）断裂 龟山断层：区域上位于风后岭背斜北翼和新密复向斜南翼转化带一线，本区位于井田南 部张沟向斜核部，近东西走向。它影响该矿区的划分，同时因富水、断距大等原因，将对断 层两边特别是南部煤层的开采带来十分不利的影响，同时又成为矿区南部边缘富水、导水的 边界和通道，也是矿区地下水的南部补给边界。 某某断层：位于井田北部，地表在葛庄纪窝一线。它影响矿区划分，对开采北部煤层 不利，但却是矿区北部接受西部岩溶水和某某泉群地下、地表水的富水断层和导水通道，对 矿井水的赋存和疏排起重要作用。 崔拐断层：位于矿区东南部。该断层降低了断层两边煤炭资源储量控制程度，影响采区 采煤工作面布置。 崔庄断层：位于矿区东南部边缘。断层降低了其两边煤炭资源储量控制程度，成为井田 地下水的东南补给边界。 （3）滑动构造 名字叫新庄滑动构造，在 20042006 年的某某井田外围煤详查时发现该滑动构造。滑 体地层主要由二叠系上统地层组成，滑面主要沿上、下石盒子组、山西组地层软性岩层附近 滑动并形成一定厚度的断层破碎带，滑面倾向北，倾角 530不等，上陡下缓。 （4）岩浆岩及岩溶陷落柱 地质填图、钻探、地震和矿井生产中未发现岩浆岩及岩溶陷落柱。 1.51.5 煤层煤层 二 1 煤层赋存于二叠系下统山西组下部大占砂岩之下，距上部大占砂岩 6.39m、砂锅窑 砂岩约 60m，距下部 L7-8 石灰岩平均 12.07m。因张沟向斜的存在，煤层沿走向和倾向均存 在一定变化，总体近东西走向，龟山正断层以北的主体区总体倾向南，倾角 445，龟山 断层以南倾向北，倾角 1419。矿区内 93 个钻孔中未到二 1 煤钻孔 2 个，断失二 1 煤钻 孔 4 个，见二 1 煤钻孔 87 个。87 个见煤点中，不可采煤层占 4 点，薄煤层 1 点，中厚煤层 15 点，厚煤层 9 点，总体应属 kh 中厚煤层。二 1 煤层平均厚 3.5m，全区可采。该煤层大 部分不含夹矸，偶含一层夹矸，局部结构复杂（24 层夹矸） ，总体应为简单结构煤层；含 结构的见煤孔点有 17 个，主要分布于井田东南部；夹矸岩性主要为炭质泥岩，其次为泥岩、 砂质泥岩，42 付补 24 孔和 44 付补 21 孔夹矸岩性主要为细粒砂岩甚至中粒砂岩。顶板岩性 多为砂质泥岩和细粒砂岩等；夹矸分布不稳定，常具有短距离内尖灭的现象，反映了该区二 5 1 煤原始泥炭层堆积时沉积基底的不稳和沉积物补给之间关系的不平衡。二 1 煤顶板岩性只 有矿区中部的 38-补 5、西风井 1、5、3902、东风 4、18-5、40-补 4、4101 孔等 8 个孔点见 有细或中粒砂岩，砂岩老顶面积只占煤层顶板面积的 8.7，其它绝大多数为泥岩和砂质泥 岩，它占总面积的 91.3；底板岩性几乎全为泥岩和砂质泥岩，偶有炭质泥岩、粉砂岩和 石灰岩等。 二 1 煤层在矿区内被上覆岩层全部掩盖，无煤层露头，埋藏较深。矿区范围内二 1 煤层 赋存标高为+100-600m 标高。 总之，该区二 1 煤层钻孔和巷道揭露见煤点较多，煤层厚度、结构及其可采范围等查明 程度较高，煤层稳定程度可属较稳定煤层。 1.61.6 煤质煤质 1.6.11.6.1 煤的物理性质及煤岩特征煤的物理性质及煤岩特征 二 1 煤黑色，受构造影响，该煤多呈粉末状，少量鳞片状，金刚光泽，宏观煤岩类型为 半亮型或光亮型煤，煤的视密度 1.45t/m3，视电阻率在 80315/cm 之间。 （1）灰分（Ad）：二 1 煤原煤灰分（Ad）8.5027.30，平均 14.86（63 点） ，介 于 10.0116.00、16.0129.00两区间，据 GB/T15224.1-2004 标准（动力用煤） ，应 属低中灰煤，总体属低灰煤。 （2）挥发分（VDAF）：二 1 煤浮煤干燥无灰基挥发分（VDAF）两极值为 10.4715.26%， 平均 12.90（64 点）%，介于 10.0020.00之间。2006 年 5 月该矿在 21 和 22 两采区所采 煤层煤样测试结果为:浮煤挥发分(VDAF)12.1012.40%,平均 12.25%。据 MT/T849-2000 标 准，应属低挥发分煤。 （3）元素组成：二 1 煤的元素组成主要为碳、氢、氧、氮、硫，其中碳占绝大多数 91.36，其次为氢 4.29。氢碳比为 0.047（表 5-5） 。 （4）发热量（QGR，V，D）：二 1 煤原煤干基恒容高位发热量（QGR，V，D）两极值 33.6436.08MJ/kg，平均 35.45 MJ/KG（40 点） ，29.60 MJ/kg。因此据 GB/T15224.3- 2004 标准，该煤应属特高热值煤。但 2006 年 5 月该矿在 21 和 22 两采区所采煤层煤样测试 结果为:原煤高位发热量 28.3029.04%,平均 28.67%。据 GB/T15224.3-2004 该煤为高热值 煤。考虑到钻孔煤质点较多，更具代表性，本报告赞同为特高热值煤。 总之，二 1 煤属低灰、特低硫、低磷分、低挥发分、特高热值煤。 1.6.21.6.2 煤类煤类 依据现行的中国煤炭分类国家标准 （GB5751-86） ，二 1 煤层干燥无灰基挥发分 （VDAF）两极值为 10.4715.26%，平均 12.90%，胶质层最大厚度 Y 值为 10mm，焦渣特征 6 为 14（未测试粘结指数） ，据此判定本区二 1 煤应属贫煤（PM，数码 11） 。 1.6.31.6.3 工业用途评价工业用途评价 二 1 煤属低灰、特低硫、低磷、低挥发分、特高热值煤粉煤，同时具有中等软化温度灰。 据此，本区二 1 煤层适宜火力发电及沸腾层发生炉用煤和民用型煤。 1.71.7 水文地质水文地质 1.7.11.7.1 主要含水层主要含水层 （1）寒武、奥陶系长山组和马家沟组（3CH +O2M）灰岩岩溶裂隙承压含水层。 该含水层可以通过断裂带补给 C3TL1-4 和 C3TL7-8 灰岩，是二 1 煤层间接底板充水含水 层。 （2）太原组下段灰岩（C3TL1-4）岩溶裂隙承压含水层。 该含水层为一 1 煤层顶板直接充水含水层。并通过断裂带和 C3TL7-8 灰岩发生水力联系， 成为二 1 煤层底板间接充水含水层。 （3）二 1 煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层。 该含水层为二 1 煤层顶板直接充水含水层，因富水性较弱，补给条件差，对采煤影响不 大。 （4）石千峰组下段平顶山砂岩孔隙裂隙承压含水层。 该含水层平均厚 73.45 m，区内分布有限，富水性较弱，对二 1 煤矿床充水意义不大。 （5）圈门组金斗山砂岩孔隙裂隙承压含水层。 该含水层仅在矿区南邻有少量分布，富水性较弱，对二 1 煤矿床充水意义不大。 （6）新近系洛阳组泥质灰岩岩溶裂隙承压含水层。 该含水层仅在矿区东南外分布，富水性中等，对本区二 1 煤矿床充水影响不大。 1.7.21.7.2 主要隔水层特征主要隔水层特征 （1）本溪组（C2B）铝质泥岩隔水层 位于 O2M 灰岩顶面至一 1 煤层底面之间，矿井及其外围共 27 个钻孔穿过该层，厚度 2.2734.789m，平均厚 9.81m。距二 1 煤层距离平均为 78.17m。岩性为浅灰深灰色鲕粒 状、豆状铝质岩、铝质泥岩，结构致密，层位稳定，隔水性良好。 （2）太原组（C3T）中段砂泥岩隔水层 该层下起 L4 灰岩顶面，上至 L7 灰岩底面，矿井及其外围共有 28 个钻孔穿过该层，厚 度 10.65（44-补 20 孔）-41.79m（观 4 孔） ，平均煤厚约 22m。距二 1 煤层距离平均为 7 21.93m。岩性以砂质泥岩为主，夹细粒砂岩、薄煤层和不稳定的 L5、L6 灰岩。该层位稳定， 隔水性较好，但在断层的强烈错动下，仍能减弱甚至完全失去隔水性。 1.7.31.7.3 断层破碎带水文地质特征断层破碎带水文地质特征 矿井北部和南部边界分别是某某断层和龟山断层，东南部边界为崔庄断层，西南部为杨 台逆断层，它们都具有一定的规模，另外，矿井内的东南部地区，还发育一系列近东西向为 主的小断层，这些断层对矿井内地下水有明显的控制作用，对未来采煤有很大影响。 1.7.41.7.4 邻近生产矿井和老窑对本矿井充水的影响邻近生产矿井和老窑对本矿井充水的影响 某某煤矿紧邻外围从西、西北、东北、东到东南分布有 9 个小的生产矿井和 9 个废弃矿 井，它们大多向某某煤矿非法越界开采，造成很多采空区，由此形成老空水，对某某煤矿安 全生产造成很大的潜在威胁。所以某某煤矿采煤生产在靠近边部小煤矿特别是、西北和东南 邻近小煤矿时应留够留足边界防水煤柱，以防不测。 1.7.51.7.5 矿井充水因素分析矿井充水因素分析 据矿井突水台帐资料和区域矿井水文地质条件分析，本矿井充水因素主要是地下水和老 空水，而大气降水和地表水不占主要地位。 （1）大气降水 大气降水是区域地下水的主要补给来源，但在本区对矿床直接充水的可能性不大，一般 是首先补给含水层，而后进入矿井，成为矿井间接充水水源。 （2）地表水 矿井附近主要地表水体双洎河自西向东流经北部区外，1985 年 3 月 11 日于某某和樊寨 附近分别实测了双洎河流量，上游某某附近流入量为 2.0295m3/s，下游樊寨附近流出量为 2.0427m3/s，出入基本平衡，说明了双洎河没有渗透现象，对矿井充水的可能性不大。区内 仅有的一条季节性河流麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河 二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地。 它接受上游老姜窝小型水库水，尽管水量较小，但它易通过地表小司沟断裂带等渗透到二 1 煤层矿井。 （3）地下水 地下水包括二 1 煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压水、二 1 煤层底板岩溶裂隙承压水和断裂断 水。 二 1 煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压水是矿床充水水源之一，但其富水性弱，补给条件差， 多以淋水或渗水的形式进入矿井，水量 0.00730.4m3/min，易于疏排，对矿床不会形成较 8 大的充水，充水意义不大。 构造裂隙水也是地下水的重要组成部份，因此靠近其开采时，应留足断层煤柱，以防构 造裂隙水进入矿井。 （4）老空水 矿井的西、西北、东北、东和东南部存在较多越界开采的生产小煤矿和废弃老窑，大多 具有一定的老窑水。同时本矿浅部也存在大量采空区，其间也会存在大量积水，它和周围老 窑水共同组成了本矿下一步生产的头顶“悬水”老空水。老空水突水时它具有来势猛，水 量大的特点，所以要留足边界保护煤柱。 1.81.8 地质条件地质条件 1.8.11.8.1 瓦斯瓦斯 煤矿瓦斯包括煤层瓦斯和其围岩瓦斯。本报告暂不讨论围岩中瓦斯含量。该矿系统的瓦 斯地质勘探和研究为 1965-1966 年 125 队提交的平陌-某某勘探区最终（精查）地质报告 。 通过大量的采样化验和测试分析，该报告认为某某井田+50m 以浅为 CO2N 气带，+50- 100m 之间为 NCH4 带，-100m 以深为 CH4 带，总体是-100m 以浅为瓦斯风化带，瓦斯含量 较低，以下瓦斯含量相对较高。总之，本区二 1 煤层瓦斯含量具有随煤层埋深增加而增大这 一规律。 某某煤矿目前开采水平-200m 标高，2004 年矿井相对瓦斯涌出量 6.48m3/t；2005 年在 22121 采面上下付巷（-200m 以下）掘进时发现有 2 处共 4 次瓦斯动力现象，所以从 2005 年 起该矿被认定为煤与瓦斯突出矿井（豫煤安2005265 号文） 。2006 年 6 月在有关单位协 助下，某某煤矿选择有代表性的 15 各测点进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，得 出矿井绝对瓦斯涌出量 10.57m3/min，二氧化碳绝对涌出量 3.41m3/min，矿井瓦斯相对瓦斯 涌出量 2.76m3/t，二氧化炭相对涌出量 0.89m3/t，未见瓦斯动力现象及煤与瓦斯突出现象。 但该矿仍按煤与瓦斯突出矿井管理。 总之，矿井瓦斯赋存具有不均衡性。建议矿井在采掘生产过程中，在地压大、煤厚及产 状骤变地段、断裂带尖灭处附近等地段，应加强瓦斯监测、矿井通风等措施，预防瓦斯聚集、 涌出、突出的现象和事故发生，防患于未然。 1.8.21.8.2 煤尘爆炸性煤尘爆炸性 据 3804 孔二 1 煤采样测试结果表明：本区二 1 煤尘具有爆炸危险性，火焰长 5cm，抑 制煤尘爆炸最低岩粉量 45。2005 年 5 月 8 日煤炭科学研究总院重庆分院所作爆炸性试验 为：火焰长 20cm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量 50，鉴定结果为二 1 煤尘具有爆炸性。建议 本矿在采煤生产中加强洒水等降尘防爆措施，严防爆炸事故。 9 1.8.31.8.3 煤的自燃倾向煤的自燃倾向 煤硫容易氧化燃烧。该矿二 1 煤全硫（ST，D）钻孔含量 0.14-2.05，平均 0.45（22 点） ，折算后 0.30，2006 年该矿两个煤层煤样全硫 0.360.38%,平均 0.37%，其含量均不是很高，总体属特低硫煤。2002 年 5 月经重庆煤分院鉴定，二 1 煤 T 氧 372，T 原378，T 还380，T8，25，鉴定结果为级不自燃，最短自 燃发火期为 72 天。 另外，本矿西部的东风矿井 1957 年、火石门煤矿 1958 年曾先后发生 15 次二 1 煤层 自燃现象，原因是煤层吸收空气中氧使其氧化而致。据邻区某某井田外围详查二 1 煤 T1- 3 为 57，应属级不自燃煤。 尽管如此，煤层自燃与采煤工艺和技术管理所采取的防护措施有关。建议加强采煤和运 销中的煤炭管理，尽量减少原煤暴露时间，防止煤层自燃现象发生。 1.8.41.8.4 地温地温 本矿现在-200m 水平开采，据矿井实测，二 1 煤层底板温度一般在 2225左右，未发 现热害现象。另据某某井田外围详查资料，外围二 1 煤层埋深在 729.78914.65m 时底板温 度为 21.628.6；恒温带深度在 2590m 之间，平均约为 55m；恒温带温度 13.818.4，平均 16.2；地温梯度在 0.91.4/100m 之间，平均 1.2/100m。所以， 初步认为该区为地温正常区，不存在热害。 2 2 矿井储量年产量及服务年限矿井储量年产量及服务年限 2.12.1 井田境界井田境界 2.1.12.1.1 煤田范围划分的原则煤田范围划分的原则 在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理 的开发。煤田范围划分为井田的原则有： (1)井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应； (2)保证井田有合理尺寸； (3)充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； (4)合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。 根据以上原则，矿井井田北以某某断层为界，南部阳台断层，龟山断层，崔庄层为界， 10 东，西方向均以人为边界为界。 2.1.22.1.2 井田特征井田特征 井田由某某断层，阳台断层，龟山断层，及崔庄层四条断层将井田隔断，整个井田面积 约 9.7km2,由于井田被断层隔开，故无扩大的可能。井田中有崔拐断层，它将对采区回采工 作产生一定影响。 井田走向较长，平均走向长度约为 5km；井田倾向长度平均约为 3km，井田大致呈梯形 分布。 煤层上部较平缓，近水平分布，平均约为 7下部煤层倾角增大，约为 20。 2.22.2 矿井工业储量矿井工业储量 本矿井设计对二1煤层进行开采设计，二1煤层厚 3.5 m。 本次储量计算是在精查地质报告提供的 15000 煤层底板等高线图上计算的，储量计算 可靠。 井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚 度相乘所得，其公式一般为： Zg=SMR 其中：Zg矿井的工业储量，t； S 井田的倾斜面积，km2； M煤层的厚度，m； R 煤的容重，t/m3，取 R=1.45 t/m3。 则：Zg=669694413.51.45/cos7+37670293.51.45/ cos20 =53104651 t=5310 万 t 2.32.3 矿井可采储量矿井可采储量 2.3.12.3.1 边界煤柱边界煤柱 边界煤柱可按下列公式计算 Z1=LBMR 其中： Z1边界煤柱损失量，m； L边界保护煤柱宽度，m； B边界长度，m； M煤层厚度，m； 11 R煤的容重，t/m3，取 R=1.45t/m3。 井田边界煤柱按一侧 40m 的宽度留置，总长度为 13235m。 则井田的边界煤柱为： Z1=13235403.51.45 =2686705t= 268.6705 万 t 2.3.22.3.2 断层保护煤柱断层保护煤柱 断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧 40m 宽度留置，井田内有断层一条， 周长为 1865m，因此断层保护煤柱损失量为： Z2=1865403.51.452 =757190 t= 75.7190 万 t 2.3.32.3.3 工业广场煤柱工业广场煤柱 根据煤炭工业设计规范第 5-22 条规定：工业广场的面积为 1213 公顷/百万吨。本 矿井设计生产能力为 60 万吨/年，则 0.6（1213）=7.27.8，在此取工业广场占地面积 为 7.5 公顷，即 7.5 万 m2。所以取工业广场的尺寸为 274m274m 的正方形。在计算矿井可 采储量时，工业广场保护煤柱可按井田工业储量的 7%留置，因此工业广场的煤柱量为： Z3=531046517%=3717326t=371.7326 万 t 2.3.42.3.4 保护煤柱总量保护煤柱总量 合计煤柱为 P =Z1+Z2+Z3 =268.6705+75.7190 +371.7326 =716 万 t 综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算： Zk=(Zg-P) C 其中：Zk-矿井的可采储量，t； Zg-矿井的工业储量，t； P -保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失 量，t； C -采区采出率。 矿井的设计可采储量可采储量为： Zk=(Zg-P) C 12 =(5310-716) 80% =3675 万吨 即矿井设计可采储量为 3675 万吨。 2.42.4 矿井工作制度矿井工作制度 按照煤炭工业矿井设计规范中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日 330 天计 算， “三八”制作业（二班生产，一班检修） ，每日二班出煤，净提升时间为 16 小时。 2.52.5 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 2.5.12.5.1 矿井设计生产能力的确定矿井设计生产能力的确定 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、设备供应及国家 需煤等因素确定。 针对某某矿的实际情况：主采二 1煤层，平均厚度为 3.5m；瓦斯涌出量较大等，采 用综合机械化的开采方法。所以根据以上条件，确定本矿井的年设计生产能力为60 万 t/年。 2.5.22.5.2 井型校核井型校核 下面按矿井的实际煤层开采能力，及辅助生产环节的能力、储量条件及安全条件等因素 对井型进行校核。 (1)矿井开采能力校核 矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，该矿井由于煤层地质条件好，主 采煤层二1煤煤层较厚，可布置一个综采工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产 能力。 (2)辅助生产环节的能力校核 本设计的矿井为中型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。主井采用 1 对 6t 提升箕斗， 提升能力大，能满足提升方面的要求。 大巷采用胶带运输机运煤，运输能力很大，原煤外 运不成问题。辅助运输 1 吨材料车和人车运输，机动性强。井底车场采用梭式车场，调车方 便，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要 求。 (3)通风安全条件的校核 矿井瓦斯涌出量为 15m3/t，属于高瓦斯突出性矿井。煤尘有爆炸性危险。水文地质 条件简单，正常涌水量为 380 m3/h。矿井通风在第一水平初期掘进时采用并列式通风， 13 通风系统简单。通风系统贯通后，通过风井回风，可以满足通风的要求。 (4)储量条件校核 井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。 矿井服务年限的公式为： T=Zk/(AK) 其中：T 矿井的服务年限，a； Zk矿井的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，60 万 t/a； K 矿井储量备用系数，取 1.4。 则：T =3675/（601.4） =44a (5)第一水平服务年限校核 第一水平的可采储量为 2352 万 t，那么第一水平的服务年限的计算公式为： t=Zk1/(AK) 其中：t 矿井第一水平的服务年限，a； Zk1矿井第一水平的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，60 万 t/a； K 矿井储量备用系数，取 1.4。 则： t =2352/（601.4） =28a 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表 252a 所表示。 表 252a 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限 第一水平设计服务年限 矿井设计生产能力 矿井设计服务年限 煤层倾角 （Mt/a）（a）缓斜倾斜急斜 3.05.06035 1.22.450302520 0.450.940252015 14 本矿井分水平储量分配表，详见表 252b 表 252b 矿井分水平储量分配表 由以上两表可知，第一水平服务年限为 28 年25 年，满足 60 万吨矿井第一水平服务年 限的要求。 3 3 井田开拓井田开拓 井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具 体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布 置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、 大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。 3.13.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题 3.1.13.1.1 开拓方式比较开拓方式比较 平硐、斜井与立井开拓的优缺点比较 平硐开拓的优点是运输环节少，设备少，系统简单，费用低，但受地形及埋藏条件限制， 只适用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布置工业场地。 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、井筒装备、井底车场及硐室都比立 井简单，井筒延深施工方便，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。 与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力少，提升深度有限； 开采水平工业储量（万 t）可采储量（万 t）服务年限（a） -150 水平3398235228 -450 水平1912132316 合计5310367544 15 通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田 内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层， 一般可采用斜井开拓。 根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑某某矿的实际情况， 采用立井开拓较好。 根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中部设 立主，副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。 本矿井的瓦斯含量较大，属于高瓦斯矿井。矿井改变必须保证矿井通风。同时考虑到井 田的实际，确定第一水平初期采用中央并列式通风，后期采用对角式通风，即第一水平后期 在井田上部东，西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。 3.1.23.1.2 井筒位置的确定井筒位置的确定 （1）井筒位置的确定原则 a.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； b.有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村； c.井田两翼的储量基本平衡； d.井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层； e.工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不 受崖崩滑坡和洪水的威胁； f.工业场地宜少占耕地，少压煤； g.水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 (2)井筒位置的确定 考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，最终确定主、副井筒位于井田的中 部，有利于减少矿井保护煤柱损失；同时，便于第二水平井筒延深。 风井井口位置的布置在井田上部东，西各一个。 综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下： 表 312 井筒位置坐标 井筒名称 YXZ 副井 384461783812245220 主井 384461693812201220 东风井 384483943812616220 西风井 384455543813293220 16 3.1.33.1.3 工业广场的位置、形状和面积的确定工业广场的位置、形状和面积的确定 工业场地的选择主要考虑以下因素： 尽量位于储量中心，使井下有合理的布局； 占地要少，尽量做到不搬迁村庄； 尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位； 尽量减少工业广场的压煤损失。 根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积 约 7.5 公顷，定为 274m274m 的正方形。 一一一 171.57 182.58 -450 -150 +200 3.23.2 井田开拓的方案的确定井田开拓的方案的确定 3.2.13.2.1 开采水平的确定开采水平的确定 本矿井煤层最高出标高 100m，煤层埋藏最深处达-600m，垂直高度达 700m，而-450 以 下煤的储量较少。 对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-150m，第二水 平标高为-450m。延深方式既可以选择立井延深，也可以选择暗斜井延深；大巷可以采用岩 巷布置。 3.2.23.2.2 井田开拓的方案比较井田开拓的方案比较 本井田开拓方式的选择，主要考虑某某矿的具体情况。 因此，提出以下三个方案： 方案一：立井两水平，一水平-150m，二水平-450m，直接延深 方案二：立井两水平，一水平-150m，二水平-450m，暗斜井延深 方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m 直接延深 三种开拓方案的开拓示意图见图 322 所表示。 一一一 -450 -150 +220 1094.2 1029.41 17 182. 58 171. 57 -450 -150 一 一 一 +220 +220 108.07 194.49 88.06 -300 -500 -100 一一一 图 322 方案比较图 从以上方案的简图可以对方案一和方案三进行直接比较，一方案的生产系统简单可靠， 方案三比方案一多开设立井井筒，阶段石门和立井井底车场 ，并相应的增加了井筒和石门 的运输，提升，排水费用所以在方案一和方案三中决定选择方案一。 余下的一，二方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求，两者要通过经 济比较才能够确定其优劣。 基建工程量基建工程量 时期项目方案一方案二 主井井筒/m 350+20350+20 副井井筒/m 350+5350+5 井底车场/ m 10001000 主石门/m 00 早期 运输大巷/m 10001000 主井井筒/m 300915 副井井筒/m 300915 井底车场/m 1000300+500 主石门/m 8500 后期 运输大巷/m 26302630 18 基建费用表基建费用表 方案一方案二 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 37030001113703000111 副井井筒 3553000106.53553000106.5 井底车场 100090090100090090 主石门 0800008000 运输大巷 100080080100080080 早期 小计 387.5387.5 主井井筒 3003000909153000274.5 副井井筒 3003000909153000274.5 井底车场 100090090300+50090072 主石门 8508006808000 运输大巷 2630800210.42630800210.4 后期 小计 548.4831.4 共计 935.91218.9 生产经营费用生产经营费用 项 目 方案一方案二 石 门 运 输 1.213230.850.381=514.10 提 升 1.213230.650.85=877.11.213230.9150.48=697. 3 1.213230.351.02=566.8 排 水 38024365160.152510-4 =812.2 3802436516（0.063+0.1 27）10-4=1012 合 计 2203.22276.1 费用总表费用总表 方案一方案二 项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/% 基建工程费 用 935.91001218.9130 生产经营费 用 2203.21002276.1103 总费用 3139.11003495111 从上面的表格中的计算可以看出，方案二的总费用要比方案一的高出 11%，很明显方案 一要比方案二优越的多，所以决定采用方案一。 19 3.33.3 井筒井筒 (1)主井 主井主要用于提煤。井筒直径 5.0m，采用 6t 多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。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。井筒装备有钢丝绳罐道，井深 390m。 主井井筒断面布置如下： (2)副井 主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故， 设有防坠器。井筒净直径 6.0m。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。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线 和水管管道等。井深为 375m。 副井井筒断面布置如下： 副井断面图 6000 1450 570 2100 2010 560 2300 1300 5000 350 主井断面图 20 副井风速校核： max Q VV M SA = 式中： 通过井筒的风速，m/s； V 通过井筒的风量，m3/s； Q 井筒净断面积，m2； S 井筒的有效断面系数，圆形井取 0.8； M 安全规程规定的允许最大风速； max V 由此： 3692 0.828.2760 V = 2.72m/s60 万 t/a，所以能满足矿井的设计生产能力。 B A （3）工作面的年推进度 日推进度为：0.642.4m 月推进度为：2.430=72m 年推进度为：2.4330=792m。 （4）工作面落煤方式 27 2 2 A A 1 A 2 AA 1 1 (d) A (a)A-A (b) (c) 2 1 AA A-A A-A A-A 图 54 采煤机进刀方式图 工作面采用一次采全厚的综合机械化开采方法，管理顶板采用全部垮落法。 5.45.4 回采工艺回采工艺 （1）采煤机工作方式和进刀方式 由于采区内煤层赋存稳定，所以采用采煤机双向割煤；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤； 采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，上行下行均割煤，往返一次进一刀；采煤机过后边 移架后边推移刮板运输机。 进刀过程如下： 当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下 部煤(见图（a）)； 调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运输机弯曲段返向割入煤壁，直至运输机 直线段为止。然后将运输机移直(见图（b）)； 再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运输机机头处(见图（c）)； 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(见图（d）)。 （2） 回采工艺 三八制作业，二班生产，一班检修。 a. 回采工艺流程： 采煤机割煤移架推移刮板运输机清理浮煤采煤机割煤 b. 落煤方式： 采用双滚筒液压牵引采煤机割煤，采煤机往返一次进一刀，进刀采用端部斜切割三角煤 方式。 c. 装煤及运煤方式： 28 采煤机组截割落煤，刮板运输机配合装煤。 （4）工作面支护 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机， 即割煤移架移运输机；正常移架要滞后采煤机滚筒 35 架，不得超过 6 架。顶板破碎 时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进 行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。5.5 综采工作面的主要设 备(见表 5-5) 序号设备名称型号数量 1 采煤机 MXA-300/451 2 刮板输送机 SGWL-1801 3 液压支架 ZZ400/18/18140 4 乳化液泵台 MRB-125/3201 5 端头支架 ZT900/18/38200 6 转载机 SZB730/402 7 移动变电站 KSGZY1 8 喷雾泵站 XPB-250/551 表 5-5 综采面主要设备表 机械配备平剖面图见下图（图 55） 图 55 机械配备图 13-下端头支架 9-喷雾泵 5-转载机 1-采煤机 A 8-乳化液泵 11-小水泵 7-调度绞车 3-液压支架 2-刮板机 13 10-煤电钻 6-顺槽输送机 10 411576 4-破碎机 12-上端头支架 1 3 A 2A A 712 108 9 29 5.65.6 工作面劳动组织和循环作业图表的编制工作面劳动组织和循环作业图表的编制 综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这三个工序即为完成一 个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为 100 人，劳动组织表见表 56。在安 排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采的一个工序，适当安排，保证检修时间。根据 实际情况和设备检修能力，组织两班采煤，一班准备的三班作业制。 表 56 劳动组织表 班次 序号工种 一班二班检修 合计 1 支架 6612 2 机组司机 224 3 移溜工 336 4 泵站司机 112 5 电工 112 6 溜子司机 112 7 机组检修 44 8 支架检修 44 9 泵站检修 44 10 电检修 55 11 端头工 6612 12 溜子检修 33 13 破煤工 224 14 修护工 1515 15 记录员 1124 16 送料工 44 17 班长 1113 18 井下保管 1124 19 材料员 33 20 队长 1113 合计 262648100 30 工作面的循环方式为一日四循环，每天两班采煤，一班检修的工作制。 工作面循环作业图表见下表 图例 三班二班 一班 面长 班时 5-6 工作面循环作业图表 6 6 矿井运输矿井运输 6.16.1 井下运输系统和运输方式的确定井下运输系统和运输方式的确定 根据矿井井下开拓系统和带区回采工作面的布置，确定煤炭矸石材料设备和人员在内的 运输系统如下： 1煤炭运输系统： 综采工作面的煤炭区段运输平巷运输上山溜煤眼运输大巷井底中 央煤仓经主井提升至地面 2设备材料和人员的运输系统： 副井罐笼中的设备（材料、人员）井底车场运输大巷轨道上山运料斜 巷(进风行人斜巷)区段轨道巷综采工作面。 3矸石运输系统： 工作面出的矸石区段轨道巷运料斜巷轨道上山运输大巷井底车场 由副井提至地面。 6.26.2 采区运输设备的选型采区运输设备的选型 采区主要设备主要包括回采工作面、分带斜巷的主要运煤设备、矸石、运料运输设备。 其设备类型主要由地质特征、开拓系统、开采方法、运输倾角、运距、运量和瓦斯等条件来 31 决定。各种设备选型特征如表 62a、表 62b、表 62c 所示。 表 62a 可弯曲刮板输送机 电动机 型号 运输能力 t/h 出厂长度 （m） 型号 功率 （Kw） 电压（V） SGD730/ 320 700150 YSB160 1602660/1140 表 62b 可伸缩胶带输送机特征表 电动机 输送带 型 号 运输 能力 t/h 出 厂 长 度 （m ） 台 数 宽度 （mm） 速 度 m/ s 与转 载机 接头 （m ） 储带 长度 （m ） 台 数 功率 （Kw） 电压 （V） 功率 因数 DX3 钢 绳 蕊 式 4006002800 2. 0 12802402 660/11 40 0.86 表 62c 顺槽转载机特征表 电动机 型号 机 型