超化矿井毕业设计说明.pdf

摘要本设计的井田面积为9.7平方千米，年产量60万吨。井田内煤层赋存比较稳定,煤层倾角4-45。，平均煤厚3.5m,整体地质条件比较简单，在井田范围西部和中央均 有断层发育。沼气和二氧化碳含量相对不高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情 况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井上山开采，煤层分组 采区上下山联合布置的开拓方式，设计采川综合机械化一次采全高回采工艺，走向长 壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通 风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高 效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效、八 rm o关键词：立井 走向长壁一次采全高 综合机械化 高产高效目 录1矿区概况及井田地质特征.61.1 位置、范围和交通.61.1.1 位置.61.1.2 范围.61.1.3 交通.61.2 自然环境.21.3 地层.31.4 构造.41.5 煤层.51.6 煤质.61.6.1 煤的物理性质及煤岩特征.61.6.2 煤类.61.6.3 工业用途评价.71.7 水文地质.71.7.1 主要含水层.71.7.2 主要隔水层特征.71.7.3 断层破碎带水文地质特征.81.7.4 邻近生产矿井和老窑对本矿井充水的影响.81.7.5 矿井充水因素分析.81.8 地质条件.91.8.1 瓦斯.91.8.2 煤尘爆炸性.101.8.3 煤的自燃倾向.101.8.4 地温.102矿井储量年产量及服务年限.122.1 井田境界.122.1.1 煤田范围划分的原则.122.1.2 井田特征.122.2 矿井工业储量.122.3 矿井可采储量.132.3.1 边界煤柱.132.3.2 断层保护煤柱.132.3.3 工业广场煤柱.142.3.4 保护煤柱总量.142.4 矿井工作制度.142.5 矿井设计生产能力及服务年限.152.5.1 矿井设计生产能力的确定.152.5.2 井型校核.153井田开拓.183.1 井田开拓的基本问题.183.1.1 开拓方式比较.183.1.2 井筒位置的确定.193.1.工.工业广场的位置、形状和面积的确定.193.2.1 开采水平的确定.203.2.2 井田开拓的方案比较.203.3 井筒.233.4 井底车场.263.4.1 道岔的选型.263.5 基本巷道断面.274准备方式一采区巷道布置.304.1 采区巷道布置及生产系统的原则.304.2 采区走向长度的确定.304.3 工作面长度的确定.314.4 采区上下山布置及采区巷道的联络方式.314.5 采区内同采工作面数的确定.314.6 煤层和工作面的开采顺序和接替顺序.314.7 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式.324.8 采区生产系统.324.9 采区桐室.335.采煤方法.345.1 采煤方法原则.345.2 采煤方法.345.3 确采区生产能力.345.4 回采工艺.355.5 综采工作面的主要设备（见表5-5）.375.6 工作面劳动组织和循环作业图表的编制.396矿井运输.416.1 井下运输系统和运输方式的确定.416.2 采区运输设备的选型.416.3 大巷运输设备.426.3.1 电机车的选择.426.3.2 运输方案的选择.446.3.3 列车组成的计算.446.3.4 电机车台数的计算.476.3.5 带式输送机的计算.497矿井提升.507.1 矿井提升设计的主要依据和原始资料.507.2 提升设备的选型计算.517.2.1 主立井提升容器确定.517.2.2 副立井提升容器的确定.537.3 提升钢丝绳的选择计算.567.4 多绳摩擦式提升机的选择.607.5 电动机容量选择.618矿井排水.628.1 概述.628.2 水泵型号及台数.628.3 管路的确定.648.4 管道特性曲线，确定工况点.658.5 校验计算.699矿井通风与安全技术措施.719.1 矿井通风系统的选择.719.1.1 通风设计的基本依据.719.1.3 矿井通风系统的确定.729.2 风量机算及风量分配.729.2.1 采煤工作同实际需风量.729.2.2 掘进工作面所需风量.749.2.3 恫室实际需风量.749.2.4 风速验算：.769.3 全矿通风阻力计算.769.3.1 计算原则.779.3.2 计算方法.779.3.3 计算矿井的总风阻及总等积孔.809.4 扇风机选型.819.4.1 选择主扇.819.4.2 选择电动机.839.5 矿井安全技术措施.849.5.1 预防瓦斯爆炸的措施.849.5.2 防尘措施.859.5.3 预防井下火灾的措施.859.5.4 为防止井下水灾的措施.8610矿山环保.8710.1 矿山污染源概述.8710.1.1 大气污染.8710.1.2 废水排放.8710.1.3 固体废弃物排放.8810.1.4 噪声污染.8810.2 矿山污染源的防治.8810.2.1 大气污染防治.8810.2.2 矿山水污染的防治.8910.2.3 矿渣利用.8910.2.4 噪声的控制.89结论.91致谢.92参考文献.931矿区概况及井田地质特征L1位置、范围和交通1.1.1位置超化煤矿位于河南省新密煤田西南部、平陌-超化矿区东部，行政区划主体位于 河南省新密市超化镇中沟村。其地理坐标为：东经113。22,47113。27,35，北纬 34。250934。2658。主立井地理坐标为：东经113。2507,北纬34。26,08；副立井 地理坐标为:东经113。25仰8，北纬34。26仰6。LL2范围该矿平面范围大致为：西起32勘查线，东到46勘查线的超化断层和禅庄断层交 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+100600m,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 9.7KM2oLL3交通超化煤矿行政区划主体位于河南省新密市超化镇中沟村，向北直距矿务局和新密 市约12km和15kli1,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，还有本矿专川铁路一宋（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。图1.1.3 超化煤矿交通位置图1.2 自然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一麻河 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9.114.6C,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908-197 6.2mm；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；最大积考深度 23cm(1964.12.31)；最大冻土深 20cm(1966.12.30)；霜冻期 H、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。勘查区内主要有中沟、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。1.3 地层超化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 278287 m,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、页岩和胡状、竹 叶状灰岩等，厚约340m；上统多为灰色、灰白色细状白云岩，厚约260m。下古生界奥陶系：多为兰灰色、深灰色石灰岩，厚25.337 9.95叫平均厚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 10.47 m。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190 500m,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330 600m,平均 37 0m。1-4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。另外还发育有少量滑动构造，如中部的罗湾滑动构造等。(1)褶皱超化背斜：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。超化断层：位于井田北部，地表在葛庄一纪窝一线。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超化泉群地下、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。禅拐断层：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年的超化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，滑而倾向北，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。1.5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12.07 m。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14-19 o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肝，偶含一层夹肝，局部结构复 杂(24层夹肝)，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；夹砰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孔夹肝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；夹肝分布不稳定，常具有短距离内尖灭的现象，反映了该区二1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。1.6煤质1.6.1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l.45t/m3,视电阻率在80315Q/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 10.01 16.00%、16.01 29.00%两区间,据 GB/T15224.1-2004 标准(动力用 煤)，应属低一中灰煤，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10.47 15.26%,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%O据M T/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(Q GR,V,D)：二1煤原煤干基恒容高位发热量(Q GR,V,D)两极 值 33.6436.08M J/kg,平均 35.45 M J/KG(40 点)，29.60 M J/kgo 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。1.6.2煤类依据现行的中国煤炭分类国家标准(GB 57 51-86),二1煤层干燥无灰基挥发 分(VDAF)两极值为10.47-15.26%,平均12.90%,胶质层最大厚度Y值为10mm,焦渣特征为14(未测试粘结指数)，据此判定本区二1煤应属贫煤(P M,数码11)。1.6.3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川煤和民川型煤。1.7 水文地质1.7.1 主要含水层(1)寒武、奥陶系长山组和马家沟组(G3CH+02M)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(C3TLi-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7 3.45 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。1.7.2 主要隔水层特征(1)本溪组(C2B)铝质泥岩隔水层位于02M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2.2734.7 89m,平均厚9.81m。距二1煤层距离平均为7 8.17 m。岩性为浅灰一深灰色细粒状、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)-41.7 9m(观4孔)，平均煤厚约22m。距二1煤层距 离平均为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。1.7.3 断层破碎带水文地质特征矿井北部和南部边界分别是超化断层和龟山断层，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川，对未来采煤 有很大影响。1.7.4 邻近生产矿井和老窑对本矿井充水的影响超化煤矿紧邻外围从西、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，它们大多向超化煤矿非法越界开采，造成很多采空区，由此形成老空水,对超化煤矿安全生产造成很大的潜在威胁。所以超化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。1.7.5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巳于超化 和樊寨附近分别实测了双洎河流量，上游超化附近流入量为2.0295m3/s,下游樊寨 附近流出量为2.0427 m3/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一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”一老空水。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。1.8 地质条件1.8.1 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-超化勘探区最终(精 查)地质报告。通过大量的采样化验和测试分析，该报告认为超化井田+50m以浅为 CO2N气带，+50-100m之间为NCH4带，-100m以深为CH4带，总体是TOOm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。超化煤矿目前开采水平-200m标高，2004年矿井相对瓦斯涌出量6.48m3/t；2005 年在22121采闻上下付巷(-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2005 265号文）。2006 年6月在有关单位协助下，超化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10.57 m3/min,二氧化碳绝对涌出 量3.M m/min,矿井瓦斯相对瓦斯涌出量2.7 6m3/t,二氧化炭相对涌出量0.89武八，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，成加强瓦斯监测、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。1.8.2 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巳煤炭科学研究总院重庆分院所作爆 炸性试验为：火焰长20cll1,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。1.8.3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,AT=8,25,鉴定结果为IV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。据邻区超化井田外围详查 二1煤ATI-3为57,应属IV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。1.8.4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。另据超化井田外围详查资料,外围二1煤层埋深在7 29.7 8-914.65m 时底板温度为21.6-28.6；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0.9L 4/100m之间，平均1.2/100mo 所以，初步认为该区为地温正常区，不存在热害。2矿井储量年产量及服务年限2.1 井田境界2.1.1 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，矿井井田北以超化断层为界，南部阳台断层，龟山断层，崔庄层 为界，东，西方向均以人为边界为界。2.L2井田特征井田由超化断层，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9.7 km；由于井田被断层隔开，故无扩大的可能。井田中有禅拐断层，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 o2.2矿井工业储量本矿井设计对二】煤层进行开采设计，二煤层厚3.5 m。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000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=SXM XR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=L45 t/m3o则:2=66969441X3.5X1.45/cos7 +37 67 029X3.5X1.45/cos20-53104651 t=5310 万 t2.3矿井可采储量2.3.1边界煤柱边界煤柱可按下列公式计算Z尸LXB XM XR其中：Zi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;R煤的容重，t/m3,R=1.45t/m3o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：21=13235X40X3.5X1.45=26867 05t=268.6705 万 t2.3.2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=1865X 40X3.5X 1.45X2=757190 t=7 5.7 190 万 t2.3.3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0.6X(1213)=7.27.8,在此取工业 广场占地面积为7.5公顷，即7.5万m?。所以取工业广场的尺寸为27 4m义27 4m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=53104651 X 7%=37 17 326t=37 1.7326 万 t2.3.4保护煤柱总量合计煤柱为P=Z1+Z2+Z3=268.67 05+7 5.7190+37 1.7326=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)XC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)XC=(5310-7 16)X80%=3675万吨即矿井设计可采储量为3675万吨。2.4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。2.5矿井设计生产能力及服务年限2.5.1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。针对超化矿的实际情况：主采二煤层，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。2.5.2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I煤煤层较厚，可布置一个综采工作而保产，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。主井采川1对6t提升 箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采川胶带运输机运煤，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，满足肝石、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 m/h。矿井通风在第一水平初期掘进时采 用并列式通风，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/(AXK)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 矿井储量备川系数，取1.4O则：T=3675/(60X1.4)二 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=Zkl/(AXK)其中：t 矿井第一水平的服务年限，a；Zkl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1.4O则：t=2352/(60X1.4)=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2-5-2-a 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限矿井设计生产能力矿井设计服务年限第一水平设计服务年限煤层倾角(M t/a)(a)缓斜倾斜急斜3.05.060351.22.4503025200.450.940252015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。3.1 井田开拓的基本问题3.1.1 开拓方式比较平碉、斜井与立井开拓的优缺点比较平洞开拓的优点是运输环节少，设备少，系统简单，费川低，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 及洞室都比立井简单，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；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。对井田内煤层埋臧不深，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，一般可采川斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑超化矿的实际情况，采川立井开拓较好。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。主井川来提升煤炭，副井川来运送人员、材料、肝石及 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。3.1.2 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.工业广场应充分利川地形，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，矿井铁路专川线短，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3844555438132932203.1.3 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27 4m义27 4m的正方形。3.2井田开拓的方案的确定3.2.1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7 00m,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。3.2.2井田开拓的方案比较本井田开拓方式的选择，主要考虑超化矿的具体情况。因此，提出以下三个方案：方案一：立井两水平，一水平T50m,二水平-450m,直接延深方案二：立井两水平，一水平-150m,二水平-450m,喑斜井延深方案三：立井三水平，一水平TOOm,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+220方案三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，排水费川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。基建工程量时期项目方案一方案二早期主井井筒/m350+20350+20副井井筒/m350+5350+5井底车场/m10001000主石门/m00运输大巷/m10001000后期主井井筒/m300915副井井筒/m300915井底车场/m1000300+500主石门/m8500运输大巷/m26302630基建费用表项目方案一方案二工程量/m单价/元*m-l费用/万元工程量/m单价/元*mT费川/万元早期主井井筒37030001113703000111副井井筒3553000106.53553000106.5井底车场100090090100090090主石门0800008000运输大巷100080080100080080小计387.5387.5后期主井井筒300300090915300027 4.5副井井筒300300090915300027 4.5井底车场100090090300+50090072主石门8508