安徽省某煤矿矿井技术改造初步设计

1、目目 录录 前前 言言.4 4 第一章第一章 矿井概况及地质特征矿井概况及地质特征.7 7 第一节 井田概况.7 第二节 地质特征.9 第二章第二章 井田开拓井田开拓.1414 第一节 井田境界及储量 .14 第二节 矿井设计生产能力及服务年限 .17 第三节 井田开拓.17 第四节 井 筒.19 第五节 井底车场及硐室.20 第三章第三章 采区布置及采煤方法采区布置及采煤方法.2121 第一节 采煤方法.21 第二节 采区巷道布置 .22 第三节 采区通风、运输、排水 .22 第四节 巷道掘进与支护 .23 第五节 矿井建设移交标准及建井工期.25 第四章第四章 通风和安全通风和安全.262

2、6 第一节 概况.26 第二节 矿井通风系统及通风方式 .26 第三节 矿井风量与负压 .27 第五章第五章 提升、通风、排水、压风设备提升、通风、排水、压风设备.3131 第一节 提升设备.31 第二节 排水设备.35 第三节 压风设备.37 第四节 洒水灌浆系统.38 第五节 矿井通风设备.39 第六章第六章 工业广场与地面布置工业广场与地面布置.4141 第一节 总平面布置.41 第二节 平面布置.42 第三节 竖向设计及场内排水 .42 第四节 场内运输.42 第五节 管线综合布置及防洪排涝 .43 第七章第七章矿井供电矿井供电 .4444 第一节 供电.44 第二节 通信及信号.45

3、 第三节 防雷.45 第四节 安全监控系统 .45 第八章第八章劳动安全与工业卫生劳动安全与工业卫生 .4747 第一节 概述.47 第二节 矿井安全.47 第三节 劳动保护与工业卫生.55 第九章第九章环境保护环境保护 .5757 第一节 设计依据及采用标准 .57 第二节 大气污染源排放与防治.57 第三节 废水排放及处理.57 第四节 固体废弃物排放及综合利用.58 第五节 主要噪声处理.58 第六节 矿区绿化.58 第十章第十章 技术经济部分技术经济部分.5959 第一节 劳动定员及劳动生产率 .59 第二节 矿井经济分析 .60 第三节 矿井设计主要技术经济指标 .61 附件： 1、

4、关于安徽省 xx 县新建 xx 矿 2006 年度矿产资源/储量年度报告评审意 见书 2、安徽省经济委员会、安徽煤矿安全监察局皖经煤炭函2007270 号关于公 布 2006 年安徽省地方煤矿矿井生产能力复核结果的通知 3、xx 市国土资源局铜矿储备2006 72 号安徽省 xx 县新建 xx 煤矿 2006 年度矿产资源/储量年度报告矿产资源储量评审备案证明 4、 关于 xx 县 xx 煤矿技术改造项目备案的复函省经委皖经煤炭函2007 914 号 5、 关于 2007 年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复省经济委员会 【2007】728 号（xx 煤矿） 6、 煤炭自燃倾向性鉴定报告 7、

5、煤尘爆炸性鉴定报告 8、xx 煤矿“五证一照”复印件 9、xx 县新建 xx 煤矿技术改造初步设计委托书 前前 言言 一、概况一、概况 xx 煤矿位于 xx 市南约 3.5 公里处，矿区中心位置地理坐标为东经 117 4914，北纬 305329。行政区划 隶属于 xx 市郊区大通镇，为镇办集体企 业。矿区有公路与快速通道及合铜公路相连，距 xx 火车站约 4 公里，矿区距长江横 港码头、xx 县码头很近，水陆交通方便。 二、矿井现状二、矿井现状 1、矿井开采现状 xx 煤矿建于 1994 年，1995 年建成投产，属镇办集体企业，原设计生产能力为 3 万吨/年。开拓方式为一对斜井开拓，混合井

6、井口标高93m，井底水平标高18m,井 筒坡度 30,净断面 3.69m2,斜长 222m。混合井井口安装一台混合井提升绞车为 jt- 1.2 绞车，电机功率为 75kw，提升容器为 1.0 吨自制箕斗，主要用于提煤、提矸和 下料、排水、进风和人员上下。回风井井口标高97m，井底标高54m,井筒坡度 39,净断面 3.62m2, 斜长 74m。主要用于回风和行人，地面安装两台 fbcz-9.0 型轴流式通风机，电机功率 11kw。矿井通风方式为中央并列式。现暗斜井开拓至 120m 标高，回风水平为105m 水平。全矿井通风、排水、消防、防尘、安全监测 系统健全，设施齐备，具有良好的安全生产基础

7、条件。 2、矿井技术改造的必要性 一是从资源上看，资源较好，煤层稳定。根据 2006 年 9 月安徽省 xx 市 xx 煤矿 2006 年矿山资源储量年度报告（第一次） 提供，矿区保有资源储量 122b+333 类别 49.45 万吨，本次设计利用资源/储量为 39.56 万吨，可采储量为 33.63 万 t； 二是从煤炭销售市场来看，目前煤炭市场看好，销售价格呈上涨之势；三是从行业 政策上看，3 万吨年生产能力的矿井将被淘汰，技改扩建，提高矿井生产能力， 技改 6 万吨年的矿井势在必行。 三、编制设计的依据三、编制设计的依据 1、xx 县 xx 煤矿采矿许可证； 2、 安徽省 xx 县 xx

8、 煤矿 2006 年矿山资源储量年度报告（第一次） 3、安徽省经济委员会皖经煤炭【2007】728 号关于 2007 年度全省 煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复 4、 煤矿安全规程(2006 年版)； 5、 煤炭工业小型矿井设计规范gb503992006 6、xx 县 xx 煤矿技改设计委托书 7、xx 县 xx 煤矿提供的生产资料 四、设计的指导思想和原则四、设计的指导思想和原则 1、认真贯彻执行国家的有关法令、方针政策和矿山技术标准，在确保安全生产 的前提下，以经济效益为中心，切实体现“少投入、多产出、工期短、效益高”的 设计原则。 2、以煤矿安全规程 （2006 年版）及有关设计规范为依据，力

9、争达到总体布 局合理、安全可靠性高、投资省、见效快的目的。 五、矿井设计的主要技术经济指标五、矿井设计的主要技术经济指标 1、保有煤炭资源量为 49.45 万吨，本次设计可采储量 33.63 万吨。 2、矿井设计能力 6 万吨/年，服务年限 4.0 年。 3、矿井改造后采用混合井、石门、运输大巷，多水平上山开采，采用中央并列 式通风方式，第一水平-150m，第二水平-200m，第三水平-300m，回风水平-105m 。 4、矿井建设移交投产首采工作面布置在矿井第一水平一采区东翼，投产移交一 个采煤工作面，二个掘进工作面。 5、矿井提升系统 混合井：井筒净断面 5.62,斜长 518m,单钩串车

10、提升，提升机为 jtky-1.6 型 （非标）矿用提升机，电机功率 110kw。 6、矿井通风 矿井总进风量为 14m3/s，矿井通风方式为中央并列式。 选用风机型号为：fbcdz-6-12/ 215 轴流对旋通风机（一用一备） ，电机功 率 215kw。 7、矿井排水 矿井涌水量：矿井150m 水平正常涌水量 20m3/h，最大涌水量 30m3/h。 矿井150m 水平采用一级排水，150m 水平建立排水系统。 排水设备选择：利用现有矿井排水泵，其型号为 d46-506 离心式水泵，电机 功率 75kw。一台工作，一台备用，一台检修。 150m 水仓容量：240m3,其中：主水仓 160m3

11、，副水仓 80m3。 200m 水平及300m 水平均为二级排水，将来在技改深部开采设计中详述。 8、矿井供电 技改后矿井仍采用双回路供电，一路为铜供大通区域变电所 128#，50mm2架空 线路；另一路为东村区域变电所黄狮涝金矿专供，70mm2架空线路。 9、压风系统 在地面建立集中压气站，安装 2 台型号为 w-6/8g 空气压缩机，电机功率 37kw, 排气压力 0.8mppa。 10、井巷工程量：1623m，万吨掘进率 270.5m/万 t。 11、原煤全员效率：1.47 吨工日。 12、矿井建设静态总投资：418.9 万元。 13、新增产量吨煤投资：140 元。 14、矿井建设工期：

12、11.3 个月。 第第一一章章 矿矿井井概概况况及及地地质质特特征征 第第一一节节 井井田田概概况况 一、交通位置一、交通位置 xx 煤矿位于 xx 市南约 3.5 公里处，行政区划隶属于 xx 市郊区大通镇金华村， 为镇办集体企业。矿区中心位置地理坐标为东经 1174914，北纬 30 5329。 矿区有公路与快速通道及合铜公路相连，距 xx 火车站约 4 公里，矿区距长江横 港码头、xx 县码头很近，水陆交通方便。 （详见交通位置图） 二、地形与气候二、地形与气候 矿区位于长江南岸丘陵地带，植被发育。地势北西高，南东低，最高处海拔 157 米，最低处海拔约 90 米，相对高差 67 米。山

13、体走向为北东向，矿区呈狭长的 条带状分布在山坡上，平均坡角约 23。区内地表水体不发育，仅有小水塘和季节 性小水沟分布在矿区南东低洼处，旱季多干涸。 本区气候温湿，属季风副热气候，温和湿润，冬夏寒署交替明显，平均气温 +16c，最高气温+40.3c，最低气温-12.5c。年最大降水量 2731.3mm，年最 小降水量 1213.4mm，年平均降水量 1640.2mm,雨量集中在 47 月份。最多风向为东 南风，最大风力 8 级，多在春季出现。 本区物产丰富，经济以农业、矿业为主，农作物盛产水稻、油菜，粮食自给有 余。矿业主要是铜、铁、铅锌、金银、煤等。区内用电主要来自华东电网，该矿有 高压线，

14、供电正常，电力充足，用水来自市自来水。 三、地震三、地震 本区未发生 5 级以上地震，根据省地震局资料，本区地震烈度为 6 级。 四、矿井生产概况四、矿井生产概况 xx 煤矿隶属 xx 市郊区大通镇，为镇办集体企业。采矿许可证、安全生产许可 证、煤炭生产许可证、工商营业执照、矿长资格证、矿长安全资格， “五证一照”齐 全。该矿建于 1994 年，1995 年建成投产，原设计生产能力为 3 万吨/年。 矿井目前各生产系统状况 1、采掘系统 矿井有一对斜井，采用斜井开拓方式，现生产水平为105m，矿井开拓至 120m 标高。 2、通风系统 矿井采用中央并列式通风，一进一回。矿井安装两台 fbcz-

15、9.0 型轴流式通风 机，配套电机功率 15kw，一台工作，一台备用。现矿井总进风量 626m3/min,总回风 量 645m3/min。井下掘进工作面安装 5.5kw 局扇，选用 400导风筒压入式供风。 3、矿井供电 矿井实行双回路供电，一路为铜供大通区域 128#线路；另一路 为东村 区域变电所黄狮涝金矿专供线路送至地面变电所。安装四台变压器，一台 200kva 及一台 100kva 供井下用电。两台 100kva 供地面用电，中性点不接地。 井上下供电分开，供电三大保护齐全，供电安全可靠。主抽风机、主排水泵和 主要配电点均采用双回路供电。 4、提升系统 混合井用于提煤、提矸和下料。混合

16、井提升绞车为 jt-1.2 绞车，电机功率为 75kw，提升容器为 1.0 吨自制箕斗。采煤工作面采用自溜运煤，平巷采用 0.5t 的 矿车，人力推车。 5、瓦斯监控 矿井安全监控系统型号 kj91a，南京富邺科技有限公司生产，分站 1 台，配置 六台 gj4 型甲烷传感器，运行主机 1 台，并装有防雷装置。按规定进行调校使用， 能打印并保留历史记录。 6、防尘系统 矿井设有较完善的防尘系统，主斜井井口设有防尘（消防）蓄水池,其水源来自 市自来水。主管路沿主斜井布置，管经均为 dn25,井下支管为 dn15。井下运输巷、 回风巷、掘进巷道、卸煤点，转载点均按规定安装了阀门和喷头。井下粉尘较小，

17、 粉尘浓度委托皖南救护大队定期测定。 7、防灭火系统 该矿在混合井井口设有防尘（消防）蓄水池,其水源来自市自来水和井下排水沉 淀池中沉淀水合用，在井底车场、运输巷留有三通和水管。井上、下设置消防器材 库，配备了灭火器、消防砂、桶等消防器材。 8、防排水系统 矿井混合井建立了排水系统，混合井105 水平设立固定泵房和水仓，安装两 台 d4630*9 水泵（配套电机功率 55kw）,一台工作，一台备用，另有一台同型号 检修泵，铺设二路排水管，二路电缆，水仓容量 220m3。 五、矿井技术改造的必要性五、矿井技术改造的必要性 一是从资源上看，资源较好，煤层稳定。根据 2006 年 9 月安徽省 xx

18、 县 xx 煤矿 2006 年矿山资源储量年度报告（第一次） 提供，矿区保有煤炭资源量保有资 源储量 122b+333 类别 49.45 万吨，本次设计利用资源/储量为 39.56 万吨，可采储 量为 33.63 万 t；二是从煤炭销售市场来看，目前煤炭市场看好，销售价格呈上涨 之势；三是从行业政策上看，3 万吨年生产能力的矿井将被淘汰，技改扩建，提 高矿井生产能力，技改 6 万吨年的矿井势在必行。 第第二二节节 地地质质特特征征 xx 煤矿煤系地层为龙潭煤系。从矿井开采以来的情况及勘探情况分析，整个矿 区地质构造大致为一单斜构造。 一、地层一、地层 矿区大地构造位置处于扬子准地台下扬子台坳贵

19、池繁昌凹断褶束之铜官山背 斜中段南东翼。区内出露地层 自老至新有二叠系下统栖霞组（p1q） 、孤峰组 （p1g） 、二叠系上统龙潭组（p2l） 、大隆组（p2d） ，三叠系下统殷坑组（t1y）及第 四系（q） 。岩性特征自上而下简述如下： 1、二叠系下统栖霞组（p1q）：分布在矿区北西侧，其下部为深灰色厚层生物 碎屑灰岩，上部为深灰色中厚层含燧石结核、燧石条带生物碎屑灰岩。层厚大于 150m。 2、二叠系下统孤峰组（p1g）：出露在矿区北西部，其底部为紫褐、黄褐、黑 色含锰硅质页岩，下部为黑色硅质岩，上部为黑色燧石夹灰黑色硅质灰岩、硅质页 岩。层厚 6070m，与栖霞组呈假整合接触关系。 3、

20、二叠系上统龙潭组（p2l）：分布在矿区南东部，为本区含煤地层，厚度 6272m，按岩性组合特征，自下而上分为三段： 下段以深灰灰黑色页岩、砂质页岩为主，夹炭质页岩及细砂岩条带，富含菱 铁矿透镜体及黄铁矿结核，沿层理分布，层厚 25m 左右。 中段为灰白色中厚层中细粒长石石英砂岩夹砂质页岩，厚度约 20m。 上段为含煤段，以页岩、砂质页岩为主，夹有粉砂岩及炭质页岩。顶部含煤两 层，其中一煤层较稳定，大部分地段可采，二煤层不稳定，仅局部可采。富含黄铁 矿结核，厚度 25m 左右。 龙潭组与孤峰组呈假整合接触。 4、二叠系上统大隆组（p2d）：分布在矿区南东侧，下部为灰深灰黑色中 厚层硅质灰岩夹硅质

21、页岩及燧石层，中部以灰灰黑色硅质页岩为主，夹薄层硅质 灰岩及燧石层，上部以硅质灰岩为主，夹灰黑色硅质页岩、钙质页岩。厚度 5070m，与龙潭组呈假整合接触。 5、三叠系下统殷坑组（t1y）：分布在矿区外南东部，地表无露头，岩性以浅 灰色薄层条带状灰岩为主，夹深灰色钙质页岩，底部为灰灰黄色钙质页岩夹透镜 状泥灰岩，顶部为巨厚层钙质页岩夹灰岩。层厚 82.3m，与下伏大隆组呈假整合接 触关系。 6、第四系主要分布在山坡及南东低洼地带，由残积、坡积灰黄灰色粘土、亚 粘土及碎石、砂砾等组成，厚度 012.87m。 二、构造二、构造 矿区位于铜官山背斜中段南东翼，该背斜轴线总方向约为 42，核部地层为志

22、 留系砂页岩，两翼由泥盆系至三叠系地层组成，在中段，北西翼地层正常，南东翼 地层倒转。矿区内为一倒转的单斜构造，地层走向北东 3545，倾向北西，倾 角 6571，北东陡，南西缓，平均约为 68。 在形成倒转背斜的后期，挤压应力逐渐分解转化为张拉应力，致使局部地段产 生断裂，发生平移。在本区以外的南西角有 f2 斜断层，该断层走向北西西，倾向北 北东，倾角 70左右，为一正断层，垂直落差 25m 左右，由浅部往深部断层错动逐 渐变小直至消失，由于该断层在矿区外，对矿区煤层开采无影响。 三、岩浆岩三、岩浆岩 通过地表调查和坑道揭露，区内未见岩浆岩分布。 四、煤层及煤质四、煤层及煤质 1、煤系地层

23、特征 本区含煤地层位于龙潭组上段，含煤二层，自上而下分别命名为一煤层和二煤 层。 2、煤层特征 一煤层：位于含煤段顶部砂岩与大隆组底部硅质灰岩之间，煤层走向北东 40 左右，倾向北西，平均倾角 68。煤层结构较复杂，常有分枝复合现象，夹矸岩性 为灰黑色页岩、炭质页岩，夹矸厚 0.10.7m 不等。根据钻孔控制及巷道揭露，该 煤层在同一标高内自南西向北东逐渐变厚，呈似层状展布。煤层厚度为 0.483.72m，平均厚度为 1.82m，在区内均可采，属较稳定煤层。浅部煤层风化较 强烈，风化带深度一般在 30m 左右。 二煤层：位于一煤层之下（倒转时为之上） ，相距 26.5m，产状与一煤层相同， 煤

24、层厚 01.24m，变化较大，属不稳定煤层，分布零星，未能构成可采块段，矿山 不能利用。 3、煤层顶底板 一煤层底板岩性为大隆组硅质灰岩或硅质页岩、钙质页岩，顶板岩性为含煤段 砂岩或砂页岩互层。 4、煤质 本矿煤层物理性质为黑色，玻璃光泽、金刚光泽，多呈粉末状及碎块状，煤岩 有机组分主要为凝胶化基质，次为形态分子。煤岩类型为暗煤质亮煤类型，内生裂 隙较发育。煤层化学性质，本区煤样经混合采样化验，其主要指标见下表。 煤质分析结果表煤质分析结果表 分析项目(%) 样号 编号 wfvfaf 固定炭 fc 全硫 s 发热量 mj/kg 采样位置 13.569.2130.5259.231.7118.82

25、 -125ym1石 门 23.249.1731.0258.801.7519.07 -125ym2石 门 33.729.4228.1961.371.6220.70-115ym 石门 平均3.519.2729.9159.801.6919.53 根据煤质分析结果，本区煤层煤质较稳定，属中灰、中硫、低磷的无烟煤，可 作民用和动力用煤。 五、水文地质条件五、水文地质条件 1、地表水文概况 矿区位于铜官山背斜中段南东翼，核部地层为志留系砂页岩，两翼由泥盆系至 三叠系地层组成，在中段，北西翼地层正常，南东翼地层倒转。矿区内为一倒转的 单斜构造，北东陡，南西缓，平均约为 68，从地形条件上看，皆不利于矿床地下

26、 水的聚集和补给。矿井布置合理，地表水不会危害矿山。 2、岩层含水特征 区内及其附近含水岩组按岩性及含水层空隙可分为四组： （1）松散岩类孔隙含水岩组：分布于山间低凹地带及山坡上，主要由第四系 灰灰黄色粘土、亚粘土及碎石组成，固结程度差，结构松散，含少量孔隙潜水， 水位埋深 2 米左右。一般在山前地带，因碎石含量增高，分选性差，孔隙性增大， 含水量也相应增大。 （2）碎屑岩类裂隙含水岩组：由孤峰组、龙潭组、大隆组地层组成，岩性主要 为硅质岩、硅质页岩、砂岩、粉砂岩、粉砂质页岩，这些岩层本身结构致密，渗透 性极小，是良好的隔水层，但因其岩性较脆，在风化作用及构造应力作用下，容易 产生风化裂隙和构

27、造裂隙，这些裂隙一般方向性和连通性较差，延长较小，含少量 裂隙水，钻孔单位用水量小于 0.1 升/秒米，水化学类型为 hco3-cana 型到 hco3so4- na 型水，矿化度 0.55 克/升，ph 值 7.4，属富水性弱至积弱的含水层。 （3）碳酸岩类裂隙岩溶含水岩组：由栖霞组灰岩组成。分布在矿区北西，与 煤层赋存部位相距较远，其岩溶较为发育，含丰富的岩溶水。据前人资料，最大可 能涌水量为 22 升/秒，水化学类型为 hco3so4-ca 型水，矿化度 0.130.29 克/升， ph 值 6.59.5，属富水性中等至强的含水层。 （4）碳酸盐夹碎屑岩类岩溶裂隙含水岩组：由殷坑组灰岩夹

28、钙质页岩组组成， 分布在矿区南东，其岩溶不发育，含少量岩溶裂隙水，据前人资料，最大可能涌水 量为 0.10.5 升/秒，水化学类型为 hco3so4-na 型水，矿化度 0.70.53 克/升， ph 值 6.8，属富水性弱的含水层。 3、地下水补给、径流、排泄条件 矿区地下水主要由大气降水补给，降水通过第四系松散层和裸露岩层间接或直 接补给地下水。 本区地下水以地下迳流为主，通过矿坑排水及零星泉源排出地表，另外地表蒸 发也是地下水排泄的一种方式。 根据现生产井情况，矿井正常涌水量为 16m3/h，最大涌水量为 22m3/h。预计矿 井技改后矿井正常涌水量为 20m3/h，最大涌水量为 30m

29、3/h。 综上所述，矿井直接充水因素为煤层顶、底板裂隙水，从水文地质条件来看， 该区域的水文地质条件为简单类型。 六、安全技术条件六、安全技术条件 矿区地层以古生界地层为基底，矿区无构造活现象，无 6 级以上强震震史，矿 区无大型悬崖陡壁，地形坡度较为平缓，因此矿区稳定性为良好。 煤层中瓦斯含量低，每年测定工作由矿山自测报县、市行业部门审查，报省经 委审批。2006 年自测定瓦斯最大绝对与相对涌出量分别为 0.171m3/min、2.26m3/t，二氧化碳最大绝对与相对涌出量分别为 0.234m3/min、3.1m3/t，为低瓦斯矿井。2007 年为停产期间，未鉴定，根据省经济 委员会 【20

30、07】728 号关于 2007 年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复 提供， 为低瓦斯矿井。分析其原因，主要是本区煤层赋存浅，又为薄及中厚煤层； 附近没有出现温泉等地温热源体。以上地质因素不利于瓦斯富集而形成危险。 矿山曾取样送至安徽省煤矿安全测定站化验，测定结果为 mad4.53%，aad21.38%，vad3.3%；火焰长度为 0，其密度为 1.82 t/m3，吸氧量 0.37ml/g，鉴定结论为煤尘无爆炸性，煤层为不易自燃煤层。但矿井生产过程中仍 须加强通风工作。 综上所述，该矿井水文地质条件为简单类型，安全地质条件较好，瓦斯危害较 轻。因此，本矿床为开采技术条件简单矿床。 七、存在问题及

31、建议七、存在问题及建议 1、矿井地质勘探程度较低，区内仅有一条勘探线，主要为生产中收集的地质资 料。 2、矿井地质构造煤层赋存条件简单，有利于开采。但煤层不够稳定，探矿工程 大。 3、矿井水文地质条件简单，有利于矿井开采。 4、矿山开采过程中应有防水、防冒顶、防瓦斯等工程措施，加强矿山安全生产 管理和矿井防治水工作。 第第二二章章 井井田田开开拓拓 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 xx 煤矿设计资源/储量范围：走向长 600m，倾斜宽 160m，面积 0.0961km2，标 高为+90m 至-300m。由下列四个拐点坐标圈定： 拐点号 x y a34189

32、4939578281 b341906939578170 c341952239578574 2341940039578675 二、储量二、储量 根据华东冶金地质勘查局八一二地质队编制的矿山储量年度报告提供，储量计 算的对象、范围、方法及参数 1、计算对象 本井田储量计算的对象为 xx 县 xx 煤矿龙潭系煤层。 2、计算范围 本次设计范围: +90m 至-300m、s0.0961 km2 3、计算方法及公式 本次在垂直纵投影图上按地质块段法进行估算。 估算公式：qsmd/sin 其中 q块段煤炭资源储量（万吨） ； s块段垂直投影面积（m2） m块段煤层平均厚度（m）取 1.82 m d煤的容重

33、（t/m3）取 1.65t/m3 块段内煤层的平均倾角取 68。 4、资源/储量估算结果 本次估算，矿山保有资源/储量（122b+333）类别 49.45 万吨，其中：浅部 （122b+333）类资源/储量 10.79 万吨，122b 类别 3.98 万吨，333 类资/源量 6.81 万吨（含保护煤柱 3.10 万吨） ；深部（122b+333）类资源/储量 38.66 万吨，122b 类储量 5.88 万吨，333 类资/源量 32.78 万吨，具体见资源/储量估算表。 资源资源/储量统计表储量统计表 浅部深部 类型 资源储量 类别 块段 编号 资源储量 (万吨) 块段 编号 资源储量 (

34、万吨) 合计 (万吨) 备注 k11.57 k23.01 k32.25 新增消 耗储量 111b 小计4.58小计2.25 6.83 k1、k3为 2005 前消耗，k2 为 2005 年2006 年 7 月消耗。 k42.61k70.25 k50.08k1129.39 k60.41 k93.71 k123.14 333 小计6.81小计32.78 39.59k4、k5、k6、k7为保留矿柱 k83.98k105.88 122b 小计3.98小计5.88 9.86 保有资 源储量 122b+33310.7938.6649.45 合计 111b+122b +333 15.3740.9156.28

35、 5、本次技改设计储量计算范围及指标： 根据资料提供，矿井累计工业储量为 49.45 万 t，本次设计利用资源/储量为 39.56 万吨，可采储量为 33.63 万 t。其中：-110m 以上目前剩余工业储量 10.93 万 吨，设计利用资源/储量为 8.74 万吨，可采储量 7.43 万吨；-110m-300m 剩余工 业储量 38.52 万吨，设计利用资源/储量为 30.82 万吨，可采储量 26.20 万吨。- 110-150m 水平煤层厚度 1.82m，-150-300m 水平煤层厚度 1.92m，平均倾角为 68，煤的容重为 1.65t/m3。 6、技改设计各水平及区段储量计算结果：

36、 （1）-110m-150m 水平之间煤层储量 工业储量（333）： qsm =600（40sin68）1.821.65 =7.77 万吨 设计利用储量：7.770.80=6.22 万吨 可采储量： 6.220.85=5.29 万吨 （2）-150m-200m 水平之间煤层储量 工业储量（333）： qsm =600（50sin68）1.921.65 =10.25 万吨 设计利用储量：10.250.80=8.2 万吨 可采储量：8.200.85=6.97 万吨 （3）-200m-300m 水平之间煤层储量 工业储量（333）： qsm =600（100sin68）1.921.65 =20.5

37、万吨 设计利用储量：20.50.80=16.4 万吨 可采储量：16.40.85=13.94 万吨 矿井储量计算表矿井储量计算表 煤煤 层层 水平水平 倾角倾角 ( (度度) ) 走走 向向 长长 (m)(m) 垂垂 高高 (m)(m) 煤层煤层 均厚均厚 (m)(m) 容重容重 (t(t /m/m3 3) ) 工业储量工业储量 ( (万吨万吨) ) 设计利用储设计利用储 量量( (万吨万吨) ) 可采储量可采储量 ( (万吨万吨) ) 一 煤 -110m 以 上 686001.6510.938.747.43 一 煤 - 110m- 150m 68600401.821.657.776.225.

38、29 一 煤 - 150m- 200m 68600501.921.6510.258.206.97 一 煤 - 200m- 300m 686001001.921.6520.516.4013.94 合 计 49.4539.5633.63 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、矿井生产能力一、矿井生产能力 本次委托设计生产能力为 6 万 t/a。 矿井年工作日为 330 天，每天三班作业，每天净提升时间为 16 小时。 二、矿井服务年限二、矿井服务年限 根据此块段的估算储量及可采储量计算，矿井可采储量为 39.40 万吨。 t=39.40/(61.4)5.0 5(年

39、) t -可采储量 万吨 a -生产能力 a6 万 t/年 k-储量备用系数， 取 k=1.4 技改矿井服务年限为 5.05 年，符合设计规范要求。 第三节第三节 井田开拓井田开拓 一、矿井原开拓系统一、矿井原开拓系统 xx 煤矿建于 1994 年，1995 年建成投产，原设计生产能力为 3 万吨/年。 该矿一对斜井开拓，混合井井口标高93m，井底落脚18m,斜长 222m。两道 下山延深，现矿井暗斜井开拓至-120m 标高，利用石门进入煤层，回风水平为 105m。全矿井生产系统及辅助生产系统基本健全。 二、技术改造开拓方案选择二、技术改造开拓方案选择 根据目前矿井现状，拟订两套开拓方案进行比

40、较。 方案一：在工广中部打一立井至150m 水平（技改一水平） ，作为技改混合井， 通过暗斜井延深至200m 水平（技改二水平）及300m 水平（技改三水平） 。改原 混合井为技改副井，回风井用途不变。 其优点：1、着眼矿井长远开拓，矿井双翼开拓，能兼顾整个井田。 2、有利于矿井下一步扩大规模。 其缺点：1、井巷工程量大，工期长，投资多，见效慢。 2、不能充分利用原有井巷。 3、立井安全管理难度大。 方案二：利用原暗斜井（18m120m）分别向上延伸至地面 （18m+93m）向下延深至150m 水平，作为技改混合井，通过暗斜井延深至 200m 水平（技改二水平）及300m 水平（技改三水平）

41、。原混合井不再利用，回 风井用途不变。 其优点：1、前期井巷工程量小，工期短，投资省，见效快。 2、老系统利用程度高。 3、斜井施工简单，管理有经验。 其缺点：1、单翼开拓巷道维护时间长，维修费用大。 2、后期矿井开采接替紧张，不利于矿井下一步扩大规模。 方方案案比比较较 方案一方案二 岩巷 1053814 煤巷 809809 工程量 合计 18621623 优点 通风、提升能力大大提高。 井巷维修费用小。 开拓系统简单，能实现集中生产。 充分利用原有井巷，总工程量较 小，投资省。 斜井施工简单，管理有经验。 缺点 井巷总工程量较大，新增提升设备能 力较大，技改投资多。 立井施工组织复杂，管理

42、难度大。 后期矿井开采接替紧张，不利于 矿井下一步扩大规模。 井巷维修费用大。 综合以上经济技术分析，同时，根据矿方意见，选择方案二，利用原暗斜井 （18m120m）分别向上延伸至地面（18m+93m）向下延深至150m 水平， 作为技改混合井，通过暗斜井延深至200m 水平（技改二水平）及300m 水平（技 改三水平） 。原混合井不再利用，回风井用途不变。 三、井筒数目及用途三、井筒数目及用途 通过上述方案比较：本次设计利用原暗斜井（18m120m）分别向上延伸至 地面（18m+93m）向下延深至150m 水平，作为技改混合井，主要用于提煤、 矸、下料、排水、进风和人员上下等。150m 以下

43、通过改变井筒方向采用暗斜井延 深至200m 水平（技改二水平）及300m 水平（技改三水平） 。原混合井不再利用， 回风井井筒进行维修、改造、扩大断面，主要用于回风和行人。 四、水平划分四、水平划分 水平划分及标高的确定 根据本区煤层的赋存状况，矿井技改共分三个水平，第一水平为150m 水平， 第二水平为-200m 水平,第三水平为-300m 水平。回风水平为-105m 水平。阶段及区 段：一水平阶段：-105m-150m。分-110m-130m 及-130m-150m 两个区段；二水 平阶段：-150m-200m。分-150m-175m 及-175m-200m 两个区段；三水平：- 200m

44、-300m。分-200m-225m, -225m-250m, -250m-275m 及-275m-300m 四 个区段。各水平只划分一个采区，采区均采用双翼布置。 五、主要巷道布置五、主要巷道布置 根据本井田煤层赋存特点及矿井开拓方式，确定采区布置和采煤方法，本矿井 主要巷道采用主石门和大巷开拓。 第四节第四节 井井 筒筒 技改设混合井、回风井两个井筒 井筒布置用途及装备 一、混合井井筒一、混合井井筒 混合井井筒，井口标高93m，井底水平标高150m,井筒坡度 28, 井筒 斜 长 518m，净断面 5.62m2,采用半圆拱断面锚喷支护（表土层为砌碹支护） 。担负矿井 提煤、提矸、下放材料设备

45、及人员上下任务。本井筒为矿井的进风井，并兼作矿井 的一个安全出口。井筒内还敷设排水管两趟，洒水管、动力电缆、通讯电缆、监控 电缆等。 二、回风井井筒二、回风井井筒 回风井井筒井口标高97m，井底水平标高54m，井筒坡度 39, 井筒 斜长 74m，净断面改扩为 4.10m2,采用半圆拱断面锚喷支护，本井筒作为矿井回风行人井， 并兼作矿井的另一个行人安全出口。 井井 筒筒 特特 征征 表表 井口坐标井口坐标 井筒井筒 名称名称 x （34 ） y（39 5） 井口井口 标高标高 (m) 井筒井筒 倾角倾角 （度）（度） 井筒井筒 斜长斜长 (m) 井筒井筒 断面断面(净净) m2 井筒井筒 装备

46、装备 支支护护 材材料料 混合井1908278418+9328 518 5.62矿车锚喷 回风井1913078484+9739744.10锚喷 第五节第五节 井底车场及硐室井底车场及硐室 一、井底车场一、井底车场 新建-150m 水平井底车场，采用串车提升，大巷车场位于150 m 大巷内，设空、 重车线，存车线长根据串车数量及设备的最大尺寸确定，其长度为 26m。 二、主要硐室二、主要硐室 在-150m 水平设中央泵房、配电硐室、水仓和消防材料库。 1、水泵房：在-150 水平井底车场附近设中央泵房，泵房长 12m，宽 2.4m，高 2.6m。泵房地坪高出巷道 0.5m，采用锚喷支护。 2、配

47、电硐室：在-150 水平井底车场附近设配电硐室，硐室长 8m，宽 2.4m，高 2.6m，采用锚喷支护。 3、水仓：在-150 水平井底车场附近设内、外水仓，内、外仓断面均为 4.17， 内仓长 20m，外仓长 40m，水仓容积 240m3。 4、井下消防材料库：在-150 水平井底车场附近设消防材料库，其长度为 6m,断 面为 4.17。 三、采区车场及硐室三、采区车场及硐室 1、矿井技改后，在-110m-150m 之间沿煤布置一组采区上山，采区上山下部 （-150m）设采区存车线，其长度为 25m。 2、采区硐室：在采区下部车场附近设采区配电硐室、信号硐室等。 第六节第六节 大巷运输大巷运

48、输 一、运输方式的选择一、运输方式的选择 本矿井技改设计生产能力为 6 万 ta，井田面积 0.0961km2，大巷坡度 3,混 合井井筒采用 600mm 轨距的 22kg/m 钢轨，井下主运输巷铺轨采用 600mm 轨距的 15kg/m 的钢轨。区段运输平巷铺设 11kg/m 的钢轨。均采用人力推车运输。 针对本矿井井下运输的服务地点少，运量小，运距短等特点，结合小型矿山的 具体情况，井下煤炭和矸石、材料等辅助运输均采用矿车运输。 二、运输设备的选择二、运输设备的选择 矿山现使用的 20 台 0.5t 翻斗式矿车（mf0.66）,用于采区内区段运输平巷运 输，技改新增 40 辆 1t 固定车

49、箱式矿车（mg1.1-6b） ，用于水平运输巷及主提升井装 运煤炭和矸石。并自制 6 辆材料车。 第第三三章章 采采区区布布置置及及采采煤煤方方法法 第第一一节节 采采煤煤方方法法 一、采煤方法的选择一、采煤方法的选择 1、采煤方法 根据煤层的开采条件以及采煤面淘汰木支护的要求，设计采用伪倾斜柔性掩护 支架采煤法，即利用采煤工作面一对开切眼逐步把水平铺设的掩护支架、下放到与 水平面成 30夹角的伪倾斜位置，形成伪倾斜采煤工作面，然后工作面沿走向推进。 2、采煤工艺 根据本矿井煤层的赋存条件，设计选取炮采回采工艺，辅助以风镐落煤，确定 采取一次采全高。 3、工作面采煤、装煤、运煤方式 工作面采用

50、放炮落煤，人工装煤，工作面自溜运煤，实行两班采煤，一班准备 的作业方式。 4、工作面顶板管理 工作面采用伪倾斜柔性掩护支架支护，日推进度 1.4 m。由于掩护支架把工作 空间与采空区隔开，故顶板管理方法为自然垮落法。 二、工作面主要技术参数的确定二、工作面主要技术参数的确定 1、工作面采高 本矿井煤层较稳定块段煤厚为 0.982.9 米，平均厚度为 1.82 米，根据已确定 的采煤工艺，采用一次采全高方式回采，其平均采高与煤层平均厚度相一致。 2、工作面长度 根据本矿井煤层开采条件和现有开采水平，回采工作面斜长设计为 4050m（一个区段的斜长）。 3、工作面产量预计 根据现有生产矿井的实践经

51、验，回采工作面“两班采煤，一班准备”的作业方 式，工作面一般为一昼夜两个循环的作业方式，工作面生产能力为： alsmycn 421.41.821.650.95330 5.54（万 t/a） 加上 10%的掘进煤量，全矿井年产量可达 6 万吨，满足矿井生产能力 6 万 t/a 的设计要求。 三、主要采煤设备选型三、主要采煤设备选型 回采工作面爆破落煤，煤层倾角平均为 68,工作面自溜下煤。回采工作面采 用煤电钻打眼，配备 2 台 mz-1.2 煤电钻,一台 g8 风镐。 第第二二节节 采采区区巷巷道道布布置置 一、移交采区位置及数目一、移交采区位置及数目 根据矿井开拓布置和煤层赋存情况，投产移交

52、-150m 水平一采区东翼 1回采工 作面，工作面伪斜长 42m，走向长 540m, 东翼工作面回采煤量 3.3 万吨。基本满足 投产要求。 二、二、采区布置采区布置 1、采区布置方式 根据本次设计，投产布置一个采区，即第一水平一采区，其开采标高为-150m， 回风水平为-110m。本采区分两个区段，第一区段-130m-110m, 第二区段-150m- 130m,投产的一个回采工作面布置在第一区段，垂高 20m,区段斜长 21m, 走向长 540m,双翼布置回采工作面。 达产时全矿井一个回采工作面，二个掘进工作面。 2、采区巷道布置 本矿采区伪倾斜柔性掩护支架开采，根据块段的位置和范围，以及其

53、构造情况， 采区上山布置在煤层中，采区各区段均布置双翼回采工作面，为了保护上区段运输 巷作为下区段回风巷，应掘回采工作面下顺槽，顺槽与区段运输平巷间距以 5m 为宜， 之间采用联络眼联系。 第第三三节节 采采区区通通风风、运运输输、排排水水 一、采区通风系统一、采区通风系统 进风系统：从地面混合井150m 水平井底车场150m 运输巷采区进 风上山 130m 区段运输平巷联络眼工作面。 回风系统：工作面110m 区段回风平巷110m 回风上山105m 总回 风巷总回风上山风井地面。 二、采区运输系统二、采区运输系统 工作面采出的煤经过下顺槽、联络眼，装入 0.5t 翻斗车，运至采区溜煤眼，装

54、入 1t 矿车，经150m 运输巷，人力推车至150m 井底车场，由混合井提至地面。 三、采区排水系统三、采区排水系统 技改投产时，150m 水平一采区不设排水系统，工作面的涌水自流至150m 水 平大巷，经大巷水沟进入150m 井底水仓。后期，-200m 水平及-300m 水平均为二 级排水。各水平设采区泵房及水仓。工作面的涌水自流至下山采区水仓，利用水泵 排至150m 水平。经150m 水平排水系统排至地面。 第第四四节节 巷巷道道掘掘进进与与支支护护 一、巷道断面及支护一、巷道断面及支护 根据目前先进矿井巷道支护的成功经验和井巷岩性，结合巷道支护技术，设计 确定本矿井沿煤层巷道以钢棚支护

55、为主，支护间距不大于 0.8m, 主要硐室、车场、 主要运输巷和采区上山（岩石）以锚喷为主。混合井表土层为料石砌碹。 巷道断面除满足通风、运输、行人和敷设管线的要求外，沿煤层巷道还考虑了 一定的断面收缩率，根据本矿井的生产经验，取 5%10%的收缩率。工作面顺槽、 采用梯形断面，钢棚支护，采区上山、开切眼和联络眼为矩形断面，木盘支护。 二、巷道二、巷道掘掘进进 1、掘进工作面个数 根据矿井技改开拓部署及采、掘正常接替的要求，按照“采掘并举，掘进先行” 的原则，通过采、掘排队，矿井达产时需配备 2 个掘进工作面。 采掘工作面比为 1：2。 2、掘进工作面机械配备 掘进工作面主要配备 g8 风镐，

56、mfb100 发爆器、煤电钻、局部扇 风机等。 3、矸石率 根据矿井掘进工作面数目和巷道断面，结合矿井开拓巷道布置和矿井生产实际 情况，矿井矸石率暂按 10%计取。 4、井巷工程量 矿井新建井巷工程量1623m（岩巷：814m，煤巷、半煤岩巷：809 m） 。矿 井新增产量万吨掘进率为 541m。巷道断面大小和尺寸，主要根据运输设备尺寸、安 全间隙、通风、行人及管线敷设等因素来确定。巷道断面形状及支护材料的选择， 主要根据巷道的服务年限、围岩特征、支护材料来源、设备、风速等因素来确定。 附：井巷工程量及特征表。 井巷工程量及特征表井巷工程量及特征表 序 号 巷道名称岩性 倾角 （） 工程量 （

57、m） 巷道 规格 支护 方式 净面积 （m2） 1 混合井岩 28290 半圆拱锚喷 5.62 2 150m 石门岩 18 半圆拱锚喷 4.4 3 150m 井底车场岩 26 半圆拱锚喷 7.2 4 150m 运输巷及石门岩 260 半圆拱锚喷 4.4 5 150m 联络上山岩 90 半圆拱锚喷 4.1 6 150m 煤巷煤 30 梯形钢棚 4.1 7 采区一组上山煤 68130 矩形木 31.44 8 130m 东区段运输平巷煤 264 梯形钢棚 4.1 9 110m 东区段回风平巷煤 264 梯形钢棚 4.1 10 开切眼煤 6821 矩形木 21.44 11 130m 西区段运输平巷煤

58、52 梯形钢棚 4.1 12 110m 西区段回风平巷煤 52 梯形钢棚 4.1 13 采区回风上山岩 2015 半圆拱锚喷 4.1 14 150m 泵房及配电硐室岩 20 半圆拱锚喷 5.62 15 150m 水仓岩 70 半圆拱锚喷 4.14 16 管子道岩 2815 半圆拱锚喷 4.17 17 消防材料库岩6半圆拱锚喷4.17 18 合 计 1623 第第五五节节 矿矿井井建建设设移移交交标标准准及及建建井井工工期期 本矿井移交生产时，井下移交一个生产水平（150 m 水平） ，移交一个回采工 作面，两个掘进工作面。 同时建成移交的工程有：矿井提升、运输、通风、排水、防尘洒水、监控、供

59、电系统等，矿井生产管理系统，矿井安全管理系统，各安全设备、设施应同时建成 投产。矿井地面生产系统及主要生产、生活服务设施应同时建成移交。 本设计矿井投产竣工工期为 11.3 个月。 施工顺序：为了提高工效，加快矿井建设进度，保证矿井早日建成投产，应安 排两支强有力的施工队伍进行矿井工程建设。 施工进度： 混合井 70m月 岩石平巷 80 m月 岩石斜巷 70 m月 半煤岩平巷 100m月 沿煤平巷 120m月 沿煤斜巷 100m月 第第四四章章 通通风风和和安安全全 第一节第一节 概况概况 该矿 2006 年鉴定矿井绝对瓦斯涌出量 0.171m3/min，相对瓦斯涌出量 2.26m3/t，绝对

60、二氧化碳涌出量 0.234m3/min，相对二氧化碳涌出量 3.1m3/t。2007 年为停产期间，未鉴定，根据省经济委员会【2007】728 号关于 2007 年度全省煤 矿瓦斯等级鉴定结果的批复提供，为低瓦斯矿井，故本次仍按低瓦斯矿井设计。 煤尘爆炸性、煤层自燃性，经安徽省煤矿安全参数测定站鉴定，该矿煤尘无爆 炸性，煤层属不易自燃发火煤层。 本区恒温带深度一般为 30m，温度为 17左右，地温递度一般为 23 /km，300m 以上无高温区。 影响本矿井生产安全、制约矿井生产能力的主要因素是顶板和瓦斯。 第二节第二节 矿井通风系统及通风方式矿井通风系统及通风方式 一、通风系统及通风方式一、