煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统改造设计方案.doc

前前 言言 一、矿井概述一、矿井概述 内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井位于资中县城南西 210， 直线平距 6.6km，矿区中心地理坐标为东经 1044550，北纬 293000。行政区划属双河镇长堰村所辖。距资中威远的省道交 通干线仅 2km，并有乡村公路与主干线相连，距资中县城 16km，资 （中）泥（河）铁路从矿区通过，并建有双河车站，交通方便。 我院受内江市双鹰煤炭有限责任公司的委托，于 2007 年 8 月完 成了内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井扩建工程初步设计工作， 矿井采用立井斜井综合开拓方式，中央并列通风方式，抽出式通风 方法；矿井设计生产能力 300kt/a （下元炭煤层生产能力 150kt/a，高 炭生产能力 150kt/a） ，服务年限为约 24a。该矿扩建工程于 2008 年 11 月竣工投产，四川省经济委员会组织专家进行验收，以川经煤炭函 20081342 号四川省经济委员会关于内江市双鹰煤炭有限责任公 司老鹰岩井扩建工程综合竣工验收和煤炭生产许可证颁证条件验收的 批复 ，于 2009 年 1 月获得新的煤炭生产许可证，其证号为 205110254003，有效期至 2014 年 10 月。 由于该矿井高炭煤层资源已经枯竭，为了持续、稳定矿井生产规 模，双鹰公司决定将原高炭煤层工作面移至下元炭煤层开采，因立井 无法满足矿井提升、通风能力的需要，为了解决这一突出的严重矛盾， 提高运输系统的能力，对提升系统的改造已迫在眉睫。因此，该公司 决定对老鹰岩井辅助提升系统系统进行改造，受内江市双鹰煤炭有限 责任公司的委托，我院承担内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井 辅助提升系统改造设计 。 内江市双鹰煤炭有限责任公司是一个全民股份所有制企业，其公 司管理和技术力量较雄厚，有较为丰富的生产管理和安全管理经验， 特别是具有开采下元炭煤层的经验，有一支从事煤矿生产的专业队伍， 为该矿井进一步开发提供了人力资源。 综上所述，设计认为，内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩矿井 辅助提升系统改造，已具备充分必要条件，因而是可行的。 二、编制设计的依据二、编制设计的依据 1、内江市双鹰煤炭有限责任公司“设计委托书” ； 2、采矿许可证； 3、生产许可证； 4、安全生产许可证； 5、川经煤炭函20081342 号关于内江双鹰煤炭有限责任公司 老鹰岩井扩建工程综合竣工验收和煤炭生产许可证颁证条件的批复 。 6、 煤炭工业小型煤矿设计规定 、 煤矿安全规程和建筑物、 水体、铁路及主要井巷煤柱留设与煤开采规程 。 7、内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井提供的其它相关资料； 8、 煤炭工业小型矿井设计规范 （gb50399-2006） ； 9、 煤矿安全规程 （2009 年版） ； 10、国家工程建设有关的设计规范、技术规程等。 三、设计编制的指导思想三、设计编制的指导思想 认真贯彻执行煤炭工业小型矿井设计规范 （gb50399-2006） 、 煤矿安全规程及相关规定，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、 安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的 技术、工艺、设备，做到布局合理，系统完善，环节畅通，使矿井达到 正规、安全、稳定生产。 四、项目投资及建设工期四、项目投资及建设工期 内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统系统改造工 程建设静态概算投资为 1297.05 万元。 其中：井巷工程：1143.47 万元 设备及工具器购置费：56.81 万元 安装工程(包括线缆工程)：11.93 万元. 工程预备费：84.85 万元 吨煤静态投资：43.24 元/t 建设工期：12.0 月 五、问题与建议五、问题与建议 1、本设计为老鹰岩井辅助提升系统改造专项设计，矿井生产和 安全不属于此次设计范围，其相关内容以原初步设计和安全专篇为准。 2、矿井须家河二段石英砂岩中，含油、含气、含盐，压力高， 具有喷出性，施工中应采取切实可行措施进行防治，以防患于未然。 3、该井存在铁路下压煤，按一般地表变形规律， （采深、采厚比 达 250 倍） ，预计不会构成危险，但应建立地面岩层移动观测站，通 过实测确认，并按有关规定执行。 4、本设计为该矿井的辅助提升系统改造设计，提供了主要机电 设备及器材目录，本着尽量利用现有设备的原则进行设计选型，建议 对照现场现有的设备器材，本着缺啥买啥的原则购置，以免浪费。 第一章第一章 矿井基本条件矿井基本条件 第一节第一节 概概 况况 一、地理概况一、地理概况 老鹰岩井位于资中县城 210方向、直距 6.6 km，属资中县双河镇 长堰村管辖。矿区中心点地理坐标为东经 1044550，北纬 29 3000，矿区范围面积 12.3597 km2，准采高炭、下元炭1、下元炭2煤 层，高炭煤层准采标高为 +320+203 m；下元炭1、下元炭2煤层准 采标高+50-228 m。 矿区距资中-威远的省道交通干线仅 2 km，并有乡村公路与主干 线相连，距资中县城 16 km，资（中）-泥（河）铁路从矿区通过，并 建有双河车站，交通方便。详见交通位置图 2-1-1。 二、地形地貌及气象条件二、地形地貌及气象条件 井田处于四川盆地中部，地形为西北高、东南低，起伏较小的丘 陵地带。最高点为西部的莲花寨，海拔标高 +710 m；最低点为东南 部的葫芦寺，海拔标高 +360 m，相对高差 350 m。一般标高 +400- +500 m，无明显分水岭，呈低山丘陵地貌特点。 据资中县气象站近年资料，全年阴天数达 241 d，晴天数达 17 d，无霜日 335 d；全年日照时数 1263 h，年平均气温 17.4。年降雨 量 1037.6 mm，夏季达 580 mm，冬季仅 44 mm，年蒸发量 1175.5 mm。降雪日数多年平均不足 1 d。相对湿度年平均 80%。全年八级以 上大风日数为 43 d，最大风速 19 m/s，一般 12 m/s，风向多为偏北 风。 图图 2-1-1 老鹰岩井交通位置图老鹰岩井交通位置图 三、水系及主要河流三、水系及主要河流 区内属沱江水域，区内无大的河流，仅有双河、断桥沟、玉河沟 等山区小溪沟，由大气降水补给，水位涨落随季节变化甚大。双河流 量 0.01252.99 m3/s，其余溪沟流量为 0.00132.68 m3/s。 四、人文状况四、人文状况 井田内较大的场镇有双河镇、宋家乡。本区人口密度较大，工农 业生产都较发达。工业主要有钢铁、矿山机械修造、水泥、食盐、煤 炭等。农业盛产水稻、小麦、油菜、花生。 五、环境状况五、环境状况 由地形地质图分析，矿区范围内尚未发现有较大规模崩塌、滑坡 体，建议矿山企业加强对地表地质灾害隐患排查、观测工作，实现矿 老鹰岩井 山开发与环境保护协调发展，实践科学发展观。 六、地震烈度六、地震烈度 根据中国地震动参数区划图（gb18306-2001）及建筑抗震 设计规范（2008 版）（gb50011-2001），资中县境内抗震设防烈 度为度，设计基本地震加速度值为 0.05g，设计地震第一组。 第二节第二节 资源条件资源条件 一、矿区地层一、矿区地层 区内地表出露地层为侏罗系中下统自流井组（j1-2z） 、侏罗系中统 新田沟组（j2x）及第四系（q） ，且埋深较大（600700 m） 。现将地 层由新到老分别简述于下。 （一）第四系（q） 厚 07 m，主要分布于山间冲沟两侧和地势低洼地带，堆积物主 要为风化残坡积砂、粉砂、粘土、块碎石土及少许冲积层。 （二）侏罗系中统新田沟组（j2x） 区内仅见其下部，灰色长石石英砂岩，平均厚 10 m，砂岩之下有 时见一层由油质砂岩、钙质胶结的砂岩等角砾岩，角砾岩厚 1 m。与 下伏 j1-2z 呈假整合接触。 （三）侏罗系中下统自流井组（j1-2z） 在区域上可分为三段，即大安寨段、马鞍山段和东岳庙段。 大安寨段（j1-2z3）：厚 26 m，上部为灰色厚层泥质灰岩，间夹钙 质泥岩、泥岩；下部由黄灰、紫灰色钙质粘土夹灰色泥岩构成。 马鞍山段：（j1-2z2）：平均厚 112 m，上部为紫红、灰、绿色泥 岩夹泥灰岩，厚 55 m；中部为灰黄色薄中厚层长石石英砂岩，厚 7 m；下部为紫红、灰绿色粘土岩，有时夹黄灰色泥质砂层，厚 50 m。 东岳庙段（j1-2z1）：厚 25 m，由浅灰、深灰色薄中厚层泥质 灰岩，夹灰绿色、浅黄色薄层泥岩、钙质泥岩组成。 （四）侏罗系下统珍珠冲组（j1z） 厚 28 m，由紫红色砂质泥岩和褐黄色泥岩夹灰色、灰绿色薄层 中细粒长石石英砂岩组成。 （五）三叠系上统须家河组（t3xj） 区内含煤地层，共分为六段，地表可见第五、六段。 第六段（t3xj6）厚 49.37 m，以泥岩、砂质泥岩和砂岩为主，底 部含 14 层煤线，分别为老顶炭、泡炭、硬炭，仅硬炭局部可采。 第五段（t3xj5）厚 170 m，以长石石英砂岩为主，夹少量泥岩、 砂质泥岩。砂岩底部有时夹 12 层厚约 0.4 m 角砾岩。 第四段（t3xj4）厚约 82 m，由灰黑色炭质泥岩、砂质泥岩为主， 夹粉砂岩、细砂岩，有时呈互层状产出。赋存有井田内次要可采煤层 高炭煤层，复合结构、煤质差，厚度变化大（01.35m） 。 第三段（t3xj3）厚 57.15 m，由深灰色中粒长石石英砂岩夹泥岩 组成，底部有一层厚约 0.07 m 砾岩状菱铁矿。 第二段（t3xj2）厚 46.6 m，灰黑色砂质泥岩、泥岩夹较多薄层粉 砂岩和细砂岩，其上部有时夹 12 层煤线。 第一段（t3xj1）厚 75 m，以黑色碳质泥岩、砂质泥岩为主，夹砂 岩、泥质砂岩，底部见灰褐、灰绿色泥岩、碳酸盐岩、角砾岩。区内 主要含煤段之一，产下元炭（分为下元炭1和下元炭2） 、中元炭和上 元炭。其中下元炭2较稳定。与下伏 t2l 呈假整合接触。 二、矿区构造二、矿区构造 井田在区域构造上位于资威穹隆背斜东部的倾没端部位，倾伏角 约 3。背斜轴呈 ne 向延展。背斜两翼皆有次级小型褶皱，尤以背斜 轴部附近为甚，在开采中应引以注意。 在井田内共见断裂 5 条，其中 f1地表迹象明显，其余为施工过程 中发现的隐伏断裂。现择其要者简述与后。 f3逆断层呈 nnessw 延伸，长 920m。断距近 10m，位于断层 之上 138 号孔为井田内四大喷气、喷水钻孔之一，更为严重的是在该 断层 sw 约 500 m 处 131 号孔喷气、喷水更为厉害，当钻孔揭穿 t3xj1砂岩后，地下水喷出地表达 16.14m，并喷出数吨原油和盐卤等。 f4正断层呈 neesww 延伸 840 m，推测断距近 10 m，断层带 上 162 号孔喷气、喷水厉害，在井深 444.04 m 处遇天然气无法下钻。 断层以北 400 m 处 161 号孔，尽管离断层较远，喷气、喷水现象也十 分明显。 f5逆断层出露于矿区北侧勘探线上，呈 seenww 延伸，长 1100 m，倾向 sw，断距10 m。141 钻孔揭露该断层，在井深 534.9536.95 m 岩芯异常破碎，且有涌水现象。 综上可见，该区隐伏断裂及其附近地区是采煤作业的最大安全隐 患区，加之下伏 t2l 为含油、含气层，更加大了危险因素的存在。 总体来说，矿区地质构造复杂程度属中等类型。 三、煤层、煤质三、煤层、煤质 （一）含煤性 区内含煤地层为三叠系上统须家河组（t3xj） ，含煤层和煤线较多， 具有工业价值者仅为下元炭、中元炭和高炭煤层，呈层状或似层状展 布，延伸不稳定，厚度变化大。 （二）可采煤层特征 高炭煤层为井田内次要可采煤层，赋存于 t3xj4上部，系复合结 构，有 05 层夹矸，一般 23 层，厚 01.35 m，平均 0.83 m。 中元炭煤层赋存于 t3xj1中、上部，煤厚 01.24 m，平均 0.11 m。仅局部范围内可达工业厚度。 下元炭2煤层为区内主采煤层，赋存于 t3xj1中部，煤质较好，层 位相对稳定。煤层厚度 00.92 m，平均 0.37 m；可采范围内煤层厚 度可达 0.400.70 m。含 12 层夹矸。 下元炭1煤层赋存于 t3xj1下部，局部可采煤层，平均厚 0.18 m， 局部可达 0.70 m。可采范围内煤层厚度 0.580.77 m，主要分布于双 河镇北侧 1 km 的局部地带。 下元炭1煤层距下元炭2煤层 0.056.48 m，平均 2.20 m；下元炭 2煤层距高炭煤层平均 202.16 m。 （三）煤质 高炭煤层呈黑灰灰黑色，以暗煤为主，亮煤次之，亮煤呈条带 状分布于暗煤之中，性硬多呈块状，光泽属暗淡至半暗淡型。 下元炭2煤层呈黑色，以亮煤为主、暗煤次之，暗煤呈条带状， 呈光亮至半光亮型；下元炭1煤层呈黑色，以亮煤为主，暗煤次之， 夹线状镜煤及丝炭，为光亮至半光亮型。 根据储量核实报告，各可采煤层原煤化学分析结果见表 2-2-1。 表表 2-2-1 各可采煤层化学分析成果表各可采煤层化学分析成果表 项目 煤层 灰分 ad（%） 挥发分 vdaf（%） 全硫 st,d（%） 磷 pd （%） 发热量 qgr. d （mj/kg） 高炭32.5839.3320.000.301.060.00422.062 下元炭222.7524.491.180.10622.06226.962 下元炭111.7126.6417.7725.270.211.150.10621.39331.024 （四）煤的分类及工业用途 根据表煤炭质量分级国家标准（gb/t15224.13-2004） ，区内高 炭煤层属高灰、特低中硫、低热值煤；下元炭2煤层属中灰、中硫、 低高热值煤；下元炭1煤层属低中灰、特低中硫、低高热值 煤。根据中国煤炭分类国家标准（gb5751-86） ，高炭煤层属一二号 气肥煤（qf） ，可作动力、民用及发电用煤等；下元炭2、下元炭1煤 层属 1/3 焦煤（1/3 jm） ，洗精煤为冶金炼焦用煤，中煤用于发电。 四、水文地质条件四、水文地质条件 区内主采煤层高炭、下元炭赋存于 t3xj5、t3xj1，因此，区内主要 充水含水层为可采煤层顶板 t3xj5、t3xj1砂岩裂隙含水层。 须家河组第五段（t3xj5）以细中粒长石石英砂岩为主，为裂隙 含水层，地表仅在沟谷中出露上、中段，有泉井 9 个，老窑水 17 个， 较大水池 5 个，泉流量一般 0.0060.015 l/s。ck17、144 号钻孔抽 水试验，单位涌水量分别为 0.00027、0.00021 l/sm，富水性较弱。 水质为 hco3-nak 型水，是开采高炭煤层时主要充水段。 须家河组第一段（t3xj1）上部为中粒长石石英砂岩，钻孔揭露该 含水层时，喷气、油、涌水者较多，131 号孔钻进该层顶部时，喷气、 涌水，水位高出地表达 16.14 m，并喷出数吨绿色原油；162 号孔在 t3xj1上部长石石英砂岩（井深 444.04 m）喷气、涌水；159 号孔抽水 试验，稳定水位高出地表 41.68 m，水位降低 164.45 m，单位涌水量 0.001284 l/sm，并有少量气体逸出，水质为 cl-kna+ca 型水。是未 来开采下元炭煤层时主要充水水源。 另外，大气降水为区内地下水主要补给来源，老空水、断层破碎 带水以及未封闭或封闭不良钻孔水为老鹰岩井主要充水因素，因此， 老鹰岩井水文地质条件属中等类型。 根据矿井提供资料，高炭煤层正常涌水量 25 m3/h，最大涌水量 35 m3/h；开采下元炭煤层枯水期矿井中涌水量约 400600 m3/d，雨 季涌水量约 1800 m3/d。 五、其它开采技术条件五、其它开采技术条件 （一）煤层顶、底板情况 高炭煤层顶板为灰黑色泥岩、砂质泥岩，厚 04.75 m，平均 1.00 m，底板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹薄层泥质粉砂岩，厚 3.70 m。 下元炭2煤层顶板上部为灰黑色泥岩、砂质泥岩，中、上部为细 砂岩，厚 3.7211.72 m，平均 6.14 m，顶板上 21.94 m 为浅灰色细 中粒长石石英砂岩夹 12 层泥岩、砂质泥岩，含油、气、盐卤。底 板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹薄层泥质粉砂岩，有时含油，下部为浅 灰色细中粒长石石英砂岩，厚 0.056.48 m，平均 2.20 m。 下元炭1煤层顶板为深灰灰黑色泥岩、砂质泥岩，有时含油， 厚 0.056.48 m，平均 2.20 m，底板为粘土质泥岩、石英砂岩，层位 稳定，厚 011.16 m，平均 3.07 m。 （二）瓦斯 根据内江市安全生产监督管理局（内安监救援【2009】218 号） 关于全市矿山瓦斯等级鉴定结果的通知 ，内江市双鹰公司老鹰岩 井 2009 年绝对瓦斯涌出量为 11.85m3/min，相对瓦斯涌出量为 28.58m3/t，属高瓦斯矿井。 （三）煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性 根据四川省煤炭产品质量监督检验站 2003 年 12 月 31 日提交的 报告，高炭煤层自燃倾向性等级为类，属自燃煤层；根据重庆煤炭 质量监督检验站 2005 年 1 月 19 日提交的报告，下元炭2煤层自燃倾 向性等级为类，属容易自燃煤层。各煤层均有煤尘爆炸危险性。 （四）地温及冲击地压 根据矿山周边矿井向家寨煤矿的资料，本区地温梯度小于 3 /100 m，即地温增温级大于 33 m/，属地温正常区。 根据地质报告和矿井实际揭露情况，并参照邻近同一井田开采同 一煤层资料，井田属地压正常区，受冲击地压威胁可能性较小。 第二章第二章 井田开拓井田开拓 第一节第一节 井田境界及储量井田境界及储量 一、井田境界一、井田境界 内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩寺井位于资中县双河镇内。 1987 年建井，1990 年投产。老鹰岩井现持采矿许可证是在 2004 年 10 月 8 日，由四川省国土资源厅颁布发的采矿许可证 ，证号为 5100000420872。企业经济类型为有限责任公司。矿区范围共由 42 个 拐点组成，准采高炭、下元炭1、下元炭2煤层，各拐点坐标如表 2-1- 1，面积 12.3597km2，高炭采高为+320+203m；下元炭1、下元炭2 采高 50m-228m。 表表 2-1-12-1-1 内江市（老鹰岩井）采矿证拐点坐标一览表内江市（老鹰岩井）采矿证拐点坐标一览表 矿区矿区拐点号拐点号x 坐标坐标y 坐标坐标拐点号拐点号x 坐标坐标y 坐标坐标 13281565354773006328379035478670 2328187035477207328313035478475 33283040354775208328299035477900 43283120354768159328268035477795 高炭高炭 532843403547788010328240535478215 132819503548015017328551035477270 232808303547860018328586035477510 332818403547760019328587035479315 432815653547730020328649035479260 532818703547702021328706535479480 632827703547741522328731035478725 732830403547745823328737535478580 832831203547682024328766035478270 932840303547762525328812535478780 1032846653547755026328811035479070 1132851153547734027328783035479465 1232850203547833028328740035479760 1332853903547861529328613535479960 1432851903547816030328499035479940 1532854603547786031328351535479750 下元下元 炭炭 1 下元下元 炭炭 2 1632855803547766532328278035479190 井田范围无相连的小煤窑，在井田西南方向有葫芦寺矿业公司， 与本井有 50m 矿界煤柱相隔，在井田北部有兴达煤业公司，与本井之 间有 300m 无煤冲刷带相隔。互无水力联系，对本井无影响。故矿权 上无争议或纠分。 二、储量二、储量 1、地质储量 根据四川省地勘局区域地质调查队 2003 年 6 月提交的四川省 资中县资威煤田内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩矿井下元炭储量 核实报告 ，在新增划下元炭煤层采矿权范围内，共核实 111b+331+332 级储量 8192k。根据四川省地质矿产公司 2007 年 9 月 提供的内江市双鹰煤炭有限责任公司（老鹰岩井）高炭资源储量核 实报告 ，在高炭煤层开采范围内，共核实 122b+333 级储量 1651.2kt。 2、工业资源/储量 矿井工业资源/储量应为地质资源量中探明的资源量 331 和控制的 资源量 332，经分类得出的经济的基础储量 111b 和 122b、边际经济 的基础储量 2m11 和 2m22，连同地质资源量中推断的资源量 333 的 大部。本矿井构造简单，333 储量可信度系数按 0.8 计取，则矿井工 业资源/储量为 9756.2kt。各煤层工业资源/储量计算如下： 下元炭工业资源 /储量=111b+331+332=6494.0+386.0+1312.0=8192.0kt 高炭工业资源/储量=122b+333k=1216.2+435.00.8=1564.2kt 3、矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量应为矿井工业资源/储量减去计算的断层煤柱、 防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑等永久煤柱。根据本矿煤层赋存 位置及条件，矿井构造简单，无大的断层；地面仅一条小河和支线铁 路通过，但煤层埋藏较深，开采对其影响应较小，无需留设其他煤柱 （国土资源部门划界时已留煤柱） ；因此矿井设计资源/储量即为矿井 工业资源/储量。 4、矿井设计可采储量 矿井设计可采储量应为设计资源/储量减去主要井巷等煤量后与带 区回采率的乘积，取带区回采率 93%经计算，现矿井设计可采储量为 约 7216.8kt。 第二节第二节 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 一、矿井工作制度一、矿井工作制度 矿井年工作日为 330a，每天三班作业，两班采煤，一班准备，三 班掘进。 二、矿井设计生产能力二、矿井设计生产能力 矿井设计生产能力，系根据地质勘探程度和井田地质构造，储量、 煤层生产能力、开采技术条件及市场供需情况等因素确定。2003 年， 通过技术改造，将原煤生产能力由 90kt/a 增至 150kt/a，提升、通风、 排水、运输等主干系统按 210kt/a 设计。当时预计投产时高炭煤层将 开采完毕，而其生产能力全集中于下元炭。但根据矿井生产揭露和对 地质勘探工作的加强，矿井原高炭煤层尚余较多储量，根据该矿 2006 年生产能力核定报告，高炭煤层生产能力为 210kt/a，尚可服务 8 年左 右；而原 90kt/a 增至 150kt/a 的扩建工程完毕后，高炭尚余较多资源。 为合理利用已形成的高炭煤层和下元炭煤层生产系统，做大做强企业， 设计拟对全矿井生产能力进行调整，拟将生产能力进一步扩大至 300kt/a，下元炭生产能力不变仍然维持 150kt/a，高炭煤层生产能力调 整至 150kt/a，待高炭煤层开采完毕后，利用下元炭进行接替。 三、矿井及水平服务年限三、矿井及水平服务年限 t= ka zk . 式中：zk 矿井（或水平）的可采储量，万 t； a 矿井（或水平）设计生产能力，万 t/a； k 储量备用系数，取 k1.3。 经计算，矿井扩建投产后至 5.0 年期间，矿井生产能力为 300kt/a；5.0 年后，矿井生产能力为 210kt/a，可采期为 19.0 年； 全矿总服务年限为 24.0 年，矿井服务年限基本满足设计规范的要求。 第三节第三节 井田开拓井田开拓 一、矿井开拓方式一、矿井开拓方式 矿井现为立井+斜井综合开拓方式，立井担负矿井进风、运煤、 行人等任务，斜井担负矿井进风、材料、矸石运输等任务，回风斜井 担负矿井回风任务。 二、水平划分二、水平划分 根据煤层赋存情况和本矿井装备水平，由于井田倾斜长度 6km 较 长，阶段斜长按 500600m 左右划分，全矿井共划分 3 个水平，即： 高炭+237m 水平、下元炭-90m 水平、下元炭-180m 水平，但考虑到下 元炭0m 以上尚有少量资源，增设一0m 辅助水平。 三、大巷布置三、大巷布置 本矿井主采煤层下元炭2和局部开采煤层下元炭1均属极薄薄 煤层，且间距较近，平均 2m 左右。根据目前施工揭露，下元炭煤层 底板为砾岩，而下元炭煤层和高炭顶底板为砂岩或砂质页岩，易于施 工和维护，根据邻近矿井经验，设计拟将运输大巷和回风大巷均布置 在煤层中。 四、带区划分及开采顺序四、带区划分及开采顺序 （一）带区划分 根据该矿煤层赋存情况、井型和技术水平，设计以人为边界和自 然边界相结合方式划分条带。沿走向每隔 800m 左右划分一个带区。 每个带区倾斜长 500800m，走向宽 800m。每个带区布置 4 个对拉 工作面。全矿下元炭共划分为 22 个带区。 （二）开采顺序 本矿下元炭煤层有两层，即下元炭1、下元炭2。对于下元炭 2 和下 元炭 1煤层，则采用自上而下开采，即先开采下元炭2，然后开采下 元炭1。带区采用前进式开采，采煤工作面后式开采，以井筒为基准 向东西两翼边界方向进行开采。水平间一般采用下行式开采方式。 第三章第三章 带区布置及装备带区布置及装备 第一节第一节 带区布置带区布置 一、移交生产和达到设计能力时的带区数目，位置和工作面生产一、移交生产和达到设计能力时的带区数目，位置和工作面生产 能力计算能力计算 该矿开采两层煤：高炭和下元炭，层间距约 280m。辅助提升系 统改造结束后，高炭煤层资源已经枯竭，因此，本设计在下元炭煤层 置三个对拉工作面。 根据下元炭煤层赋存情况及开采技术条件，按倾斜条带布置，矿 井改建移交生产和达到设计生产能力需布置三个条带：在0m 辅助 水平 xw2201 带区布置一个对拉工作面，在90m 水平 xe1101、xe1102 带区各布置一个对拉工作面。见图 f22251631。 矿井投产时和达产时，由 xw2201、xe1101、xe1102 三个带区 （每个带区一个对拉工作面）保证矿井 300kt/a 的设计生产能力。 三个带区三个对拉工作面生产能力按下面计算： a=lmrc =6902000.451.60.97=96.4kt/a 式中：ax一个对拉工作面的生产能力，kt/a； l工作面年推进度，690m； 一个对拉工作面长度，200m； m煤层平均厚度，0.45m； r煤的容重，1.6t/m3； c工作面回采率，97%。 考虑 5%的掘进出煤，xw2201 带区、xe1101 和 xe1102 带区共 三个对拉工作面生产能力： a2x=31.05ax =31.0596.4=303.7kt/a 上述计算表明，矿井布置三个对拉工作面（倾斜条带）能达到 303.7kt/a 的矿井设计生产能力。 二、开采顺序二、开采顺序 根据矿井的现状及主井井筒的位置，为节约投资，设计决定（立 井井筒）东西两侧均采用带区前进开采。该矿系高瓦斯矿井，且瓦斯 主要来源于采空区，为有利于采空区瓦斯的排放，设计决定倾斜条带 （工作面）均采用后退式回采。 第二节第二节 采煤方法采煤方法 一、采煤方法的选择及其依据一、采煤方法的选择及其依据 （一）采煤方法的确定 本井田内地质构造及水文地质条件均较简单，煤层倾角为 34，仅井田西南端局部倾角5。矿井开采的煤层（下元炭2和下元炭 1）的顶板多为泥岩或砂质泥岩，厚度不稳定，其性脆易风化，开采中 极易冒落，较难管理。根据上述开采技术条件及该矿多年来的生产经 验，本矿井确定采用倾斜长壁采煤法。全部冒落法管理顶板。 （二）工作面长度的确定 本矿井为近水平极薄煤层，设计可采煤层为下元炭煤层。 下元炭煤层亦系复合煤层，含夹矸 12 层；层位相对稳定，储 量计算范围内平均纯煤厚 0.45 m；采高 0.8 m。 根据高炭煤层和下元炭煤层平均煤厚及采高，在参考类似矿井的 基础上，结合该矿以往的生产经验。各带区对拉工作面长确定为 200m（100m2） 。 二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型 该矿井设计生产能力 300kt/a，属小型矿井。由于开采的下元炭为 极薄煤层，且均为复合煤层。移交生产和达产需三个对拉工作面 xw2201 带区、xe1101 和 xe1102。平均纯煤厚 0.45 m；采高为 0.8 m。 根据目前省内开采极薄煤层的实际生产水平，并结合该矿以往的 实际生产经验，设计下元炭煤层回采工作面采用 mg100-tp 采煤机落 煤，工作面安装 sgd420/22 刮板运输机将煤炭运至运输斜巷中的 sgd420/30 型刮板运输机上再由皮带外运。 三、工作面支架及顶板管理方式三、工作面支架及顶板管理方式 下元炭煤层回采工作面选用 dz0830/100 单体液压支柱配 hdja- 800 铰接顶梁支护，采用全部冒落法管理顶板，工作面夹矸用于回风 斜巷沿空留巷砌筑和充填采空区。 四、采煤工作面循环环数，日进度、年进度四、采煤工作面循环环数，日进度、年进度 采煤工作面每天 3 个循环，循环率按 87%计，一个循环进 0.8m，月进度 57.5m，年进度 690m。 五、条带及工作面回采率五、条带及工作面回采率 经计算，带区回采率为 95%，工作面回采率为 97%，符合规范规 定。 六、生产时主要材料消耗指标六、生产时主要材料消耗指标 生产时要材料消耗指标如下： 雷管：7500 发/万 t； 炸药：2500kg/万 t； 钢材：10t/万 t； 木材：30m3/万 t 第三节第三节 巷道掘进巷道掘进 一、巷道断面及支护形式一、巷道断面及支护形式 根据各巷道围岩性质，服务年限、运输、行人、通风等因素综合 考虑确定。轨道暗斜井、水平运输大巷、回风斜井等为半圆拱，锚喷 支护。工作面运输巷、工作面回风巷等采用梯形断面，金属支架支护。 详见巷道断面图册 f2225-122 。 二、掘进工作面个数、掘进机械设备配备二、掘进工作面个数、掘进机械设备配备 矿井扩建投产时，3 个对拉工作面回采，6 个掘进工作面掘进。 各掘进工作面各配备风动凿机（yt-27）2 台，全液压侧卸式装岩机 （zcy-45）1 台，局扇（bkj5.52）1 台，泥浆泵 1 台，混凝土喷射 机 1 台。 四、采掘比例关系和矸石率予计四、采掘比例关系和矸石率予计 矿井达产时，3 个对拉工作面回采，6 个掘进工作面掘进，采掘 比为 3:6，根据确定的巷道掘进指标计算，回采工作面接替准备时间 是充裕的。 预计矿井的掘进出矸率为 20%。 五、井巷工程量和移交生产的三个煤量五、井巷工程量和移交生产的三个煤量 井巷工程量见表 3-3-1 表表 3-3-1 井巷工程量汇总表井巷工程量汇总表 长度(m)掘进体积(m3) 顺序 项目 名称 断面 形状 支护 方式煤半煤岩计 掘进断面 积(m2)煤半煤岩计 一带区 12360m 轨道暗斜井半圆拱锚喷 55855810.1 5635.85635.8 20m 轨道石门半圆拱锚喷 3063068.7 2662.22662.2 30m 辅助水平运输大巷半圆拱锚喷 4664669.1 4240.64240.6 42m 回风大巷半圆拱锚喷 4104107.2 2952.02952.0 590m0m 轨道暗斜井半圆拱锚喷 2502508.7 2175.02175.0 0m 辅助水平回风斜巷半圆拱锚喷 5755757.2 4140.04140.0 6-90m 西主石门半圆拱锚喷 6066068.7 5272.25272.2 7工作面运输巷 梯形金支 633 6335.8 3671.4 3671.4 9工作面回风巷 梯形金支 1265 12655.8 7337.0 7337.0 10工作面开切眼矩形单体支柱 2002002.7 540.0 540.0 11其它 梯形金支 200 2005.8 1160.0 1160.0 合计 5469 39786.0 第四节第四节 移交标准及建井工期移交标准及建井工期 本矿井扩建投产时移交 3 个带区，3 个对拉工作面。工作面总长 度 476638m，井巷工程总长度 5469m，掘进总体积 39786m3。详见 表 331。 辅助提升贯通路线长 2166m，贯通工期 12.0 个月，若需形成 xw2201 带区 xm220101、xw220102 对拉工作面，则施工工期为 16.0 个月。 第四章第四章 矿井通风与安全矿井通风与安全 第一节第一节 矿井通风矿井通风 一、矿井瓦斯、煤尘、煤层自然发火、地温及冲击地压一、矿井瓦斯、煤尘、煤层自然发火、地温及冲击地压 （一）矿井瓦斯 1、瓦斯等级 根据内江市安全生产监督管理局（内安监救援【2008】218 号） 关于全市矿山瓦斯等级鉴定结果的通知 ，内江市双鹰公司老鹰岩 井 2008 年绝对瓦斯涌出量为 11.85m3/min，相对瓦斯涌出量为 28.58m3/t，属高瓦斯矿井。 根据矿井开采下元炭实际情况，矿井下元炭瓦斯主要来源于采后 破坏的煤层顶板须家河组二段砂岩含油含气层及掘进巷道遇裂隙导通 雷口坡灰岩裂隙含气层。另外，本煤层瓦斯涌出、邻近煤层瓦斯涌出、 围岩裂隙中瓦斯涌出也是下元炭瓦斯来源之一。据矿方提供的资料， 该矿下元炭采煤工作面风排瓦斯量为 3.85m3/min，工作面瓦斯抽采纯 量为 1.75m3/min，属高瓦斯矿井。 2、矿井瓦斯涌出量预测 根据上述资料分析，双鹰公司老鹰岩井二 00 八年度开采下元炭 煤层标高在-90m 以上，地面标高为+430m 以上，开采平均深度在 450m 以上，都处于瓦斯风化带以下，故按下式确定 a 值： a=（h1h0）/(q1q0) 式中：h1瓦斯带内 1 水平的开采深度，m； h0瓦斯风化带深度，m；取 60m。 q1在 h1深度开采时的相对涌出量，m3/t； q0瓦斯风化带的相对涌出量，m3/t；取 2 m3/t。 代入数据得：a=（45060）/(28.582)=14.67m/（m3/t） 。 预计矿井技改投产时开采 xe1101、xe1102、xw2201 带区，开采 最大深度为 496.8m，预计矿井相对瓦斯涌出量为：q =（496.860） /14.67+2=31.78m3/t。 根据周围生产矿井瓦斯等级签定相关参数，采用矿山统计法预测 矿井瓦斯涌出量为 31.78m3/t，绝对量为 20.08 m3min，此时采煤工 作面瓦斯涌出量为 5.6m3min，以此参数确定采煤工作面抽采和配风。 （二）煤尘爆炸性 根据四川省煤炭产品质量监督检验站 2003 年 12 月 31 日提交的 报告，该矿所采高炭煤层有煤尘爆炸危险；根据重庆煤炭质量监督检 验站 2005 年 1 月 19 日提交的报告，该矿所采的下元炭2有煤尘爆炸 危险。因此在生产中必须采取除尘措施，设置隔爆设施，以防煤尘爆 炸。 （三）煤的自燃倾向性 根据四川省煤炭产品质量监督检验站 2003 年 12 月 31 日提交的 报告，该矿所采高炭煤层煤的自燃倾向性为自燃；根据重庆煤炭质量 监督检验站 2005 年 1 月 19 日提交的报告，该矿所采的下元炭2煤层 煤的自燃倾向性为容易自燃。因此在生产中必须采取防治自燃发火措 施。 （四）地温 据矿井生产揭示，区内无地温异常区，井下温度较低，无热害危 及矿井安全生产，据地质资料，深部区域也无地温异常区。 (五)冲击地压 矿井无冲击地压显现，属正常地压矿井。 二、矿井通风二、矿井通风方法及通风方式方法及通风方式 （一）通风方法 由于该矿为高瓦斯矿井，选择抽出式通风方法通风。 （二）通风方式 矿井采用中央并列式通风方式。采煤工作面采用“w”型通风， 掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 三、风井数目、位置、服务范围及服务时间三、风井数目、位置、服务范围及服务时间 矿井目前有 3 个井筒，即主立井、斜井和+436m 回风斜井。主立 井和斜井进风，+436m 回风斜井回风。+436m 回风斜井服务于整个矿 井的开采时期。矿井技改后井筒不变。 四、矿井总需风量、总阻力计算四、矿井总需风量、总阻力计算 矿井风量计算方法依据煤矿安全规程和采矿工程设计手册 ，矿井技改后按照 3 个倾斜长壁对拉采煤工作面，6 个掘进工作面， 满足生产能力 300kt/a 进行计算。 （一）矿井总需风量计算 1、按井下同时工作的最多人数需要风量计算 q=4nk 式中：n井下同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟供风标准，m3/min.人； k矿井通风系数，矿井采用中央并列式通风，取 1.25； q=42701.25 =13503/min 22.5m3/s 2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算 q=（q采+q掘+q硐+q它）k 式中：q采、q掘、q硐、q它分别为采煤工作面、掘 进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/ min； k矿井通风系数，矿井采用中央并列式通风，取 1.25。 （1）采煤工作面需风量计算 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 q采=100q采kc 式中：q采对拉采煤工作面供风量，m3/min； q采对拉采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。下元炭煤层 瓦斯涌出量为 5.6m3/min，煤层瓦斯抽采按 31.25（矿井目前实际抽 采率） ，瓦斯抽采量为 5.631.251.75m3/min，风排量为 5.6- 1.753.85 m3/min。 kc 工作面瓦斯涌出不均衡系数,取 1.6。 经计算，每个对拉采煤工作面 q采616.0m3/min。 按炸药使用量计算 因该矿井采煤工作面为机采，采煤工作面只需少量炸药，故该项 不进行风量计算。 按工作人员数量计算 q采=4 nc 式中：4每人每分钟供风标准，m3/min.人； nc每个采煤工作面同时工作的最多人数，取 30 人。 经计算，每个采煤工作面 q采为 120m3/min。 按工作面温度计算 q采=60vcsc ki 式中：vc回采工作面适宜风速，取 1.2m/s； sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效 断面的平均值计算，下元炭取 3.2 m2； ki 工作面长度系数，取 1.0。 经计算，下元炭对拉工作面 q采462m3/min。 按风速验算 15scq采240sc 式中：sc回采工作面平均有效断面，有效断面在 3.2m2，每个对 拉采煤工作面取以上计算风量的最大值 616.0m3/min。经验算，所配 风量符合要求。 （2）掘进工作面需风量计算 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 q采=100q掘kd 式中：q掘掘进工作面供风量，m3/min； q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据矿井生 产实际下元炭煤层取 0.75m3/min 计算。 kd 掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取 2.0； 经计算，每个掘进工作面 q掘150m3/min。 按炸药使用量计算 q掘=25 aj 式中：aj掘进工作面一次使用最大炸药量，取 5； 经计算，每个工作面 q掘125m3/min。 按局部通风机吸风量计算 q掘=qfikf 式中：qf掘进工作面局部通风机额定风量，取 120 m3/min； i掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取 1 台； kf风量备用系数，取 1.43。 经计算，每个掘进工作面 q掘171.6m3/min。 按工作人员数量计算 q掘=4 nj 式中：4每人每分钟供风标准，m3/min.人； nj掘进工作面同时工作的最多人数，取 10 人。 经计算，每个工作面 q掘为 24m3/min。 按风速验算 15sjq掘240sj 式中：sj掘进工作面巷道过风断面，m2。 掘进工作面取以上计算风量的最大值 171.6m3/min，经验算，所 配风量符合要求。 （3）硐室配风量计算 采区变电所、爆炸材料库及机车充电变流硐室为独立通风硐室。 采区变电所配风量计算 矿井采区变电所为独立供风硐室，按采区变电所运行的变压器发 热量进行计算： q硐变 tp c w 60 3600 q硐变采区变电所供风量, m3/min； 3600热功当量，1kwh=3600kj； w采区变电所中运行的变压器总功率(按全年中最大值计算)， kw，本矿每个采区变电所中运行的变压器总功率为 280kw； 变压器发热系数，取 0.03； 空气密度，取 1.2/m3； cp空气的定压气热，取 1.000 kj/k； t采区变电所进回风温差，本矿采区变电所进回风温差为 4。 q硐变105m3/min， 3600 320 0.03 1.2 1.000 60 4 本矿共有 3 个采区变电所q硐变315m3/min。 爆炸材料库配风量计算 按库内空气每小时更换 4 次计算 q硐爆 60 4v q硐爆爆炸材料库硐室供风量，m3/min； 4爆炸材料库总容积的倍数； v爆炸材料库总容积，1500m3； 60每小时分钟数。 q爆100m3/min 4 1500 60 充电硐室配风量计算 按其回风流中氢气浓度小于 0.5%计算。 q硐充200qd qd充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min，取 0.7 m3/min q硐充2000.72280m3/min q硐q硐变+q硐爆+q硐充 315+100+280= 695m3/min （4）其它维修、行人巷道配风量计算 矿井技改投产时其它维修、行人巷道配风q 它为 600m3/min。 矿井技改投产时总需风量为： q技改 =（6163171.66695600）1.25 =5215.75m3/min =86.93m3/s 取 87.0m3/s 3、矿井风量分配 矿井技改投产时，3 个对拉采煤工作面、6 个掘进工作面，根据 用风地点的实际需要配风如下： 每个对拉采煤工作面配风 12.0 m3/s，采煤工作面共配风 36.0