02第二章井田开拓Word格式.docx
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18608404.00
2
4340315.00
18607430.00
4339400.00
18606850.00
3
4339830.00
18607650.00
4337900.00
18607575.00
4
4338985.00
18608935.00
标高：
1599m至1350m
从1599m至900m
剔除附新煤矿六层
剔除黄土川矿六层2号井六层煤
4340212.00
18608301.00
4339368.00
18608807.00
4339775.00
18608513.00
4339331.00
18608423.00
4339512.00
18608107.00
4338850.00
18608762.00
4340040.00
18607863.00
5
4339101.00
18609107.00
从1599m至1350m
剔除黄土川矿七层3号井七层煤
4339370.00
18608815.00
4339084.00
18609082.00
2、矿井工业资源/储量、设计资源/储量、设计可采储量
根据《煤炭工业矿井设计规范》附录C的规定，按公式计算矿井分煤层的各个煤量。
（1）矿井工业资源/储量
各煤层的工业资源/储量按下式计算：
矿井工业资源/储量=122b＋333k
式中：
k为可信度系数，本矿井地质构造简单、煤层赋存较稳定，k值取0.9。
计算结果为2565.5万吨。
（2）矿井设计资源/储量
矿井设计资源/储量按下式计算：
矿井设计资源/储量
＝矿井工业资源/储量－井田境界等永久煤柱损失量
计算结果为1996.5万吨。
（3）矿井设计可采储量
矿井设计可采储量按下式计算：
矿井设计可采储量＝（矿井设计资源/储量－工业场地和主要井巷煤柱煤量）×
采区回采率
采区回采率：
薄煤层取85%，中厚煤层取80%，厚煤层取75%。
经计算，矿井设计可采储量为1545.79万吨。
矿井工业资源/储量、矿井设计资源/储量、矿井设计可采储量见表2-1-2。
3、安全煤柱：
可采储量计算表
表2-1-2单位：
（万吨）
煤层
资源
储量
编码
保有资
源储量
可信度
系
数
工业资源
/储量
永久煤柱
消耗
煤量
矿井设计
资源/储量
井筒及
大巷煤柱
采区
回采率
（%）
可采储量
井田
边界
防水
煤柱
断层
小计
（122b）
49
1.22
14.81
16.03
26
6.97
80
5.58
（333）
265
0.9
238.5
5.81
22.23
0.90
28.94
209.56
167.65
342
83.14
5.05
88.19
222
31.81
75
23.86
1557
1401.3
32.82
18.90
15.15
66.87
1334.43
1000.82
6
（121b）
89
2.32
25.91
0.76
28.99
25
35.01
85
29.76
129
116.1
2.31
2.65
4.96
111.14
94.47
7
110
3.14
21.13
24.27
17
68.73
58.42
205
184.5
3.67
3.95
7.62
176.88
150.35
15
39
35.1
2.52
0.74
3.26
9.9
21.94
4.44
14.88
合计
299.9
注：
采空区边界及煤层露头煤柱归为防水煤柱；
煤柱计算中（333）已乘0.9系数；
消耗煤量为编制储量核实报告时（2005年7月）+1350m标高以上原剩余煤量，该部分煤量至今已全部利用上部小井采空。
根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》及《煤矿安全规程》经计算，井田境界一侧留20m，采空区边界及煤层露头一侧各留50m；
地面建、构筑物按垂直剖面法留设。
其表土层移动角取45°
，基岩移动角取75°
。
围护带宽度：
风井场地20m，工业场地为15m。
大巷之间的煤柱为30m，巷道外侧煤柱为30m。
首采区上部防水煤柱留设计算：
本井田上部存在小窑采空区（最深开采界为+1350m），为防止采空区的积水和瓦斯影响到本次设计的上部回采工作面，设计中留设了垂高50m（斜长128m）的防水煤柱（首采面上界为+1300m）。
经计算，该煤柱留设已避开了上部小窑采空区，因此新老采空区不会捣通，从而避免造成相互影响（见图2-1-1）。
第二节 矿井生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井设计年工作日为330d，每天三班生产，一班检修。
每天净提升时间为16h。
二、矿井设计生产能力
通过分析矿井的资源条件，矿井的内外部技术条件，以及目前国内装备水平，对矿井生产能力提出0.6Mt/a和0.90Mt/a两个方案进行分析比较，最终推荐设计生产能力为0.6Mt/a。
三、矿井服务年限
矿井服务年限：
T＝Z/KA
T—矿井服务年限，年；
Z—矿井可采储量，万吨；
A—矿井设计生产能力，万吨/年；
K—储量备用系数。
井田内煤层赋存较稳定，断层少，水文地质条件简单，因此，取K＝1.3。
按矿井设计生产能力0.60Mt/a计算，列式计算如下：
T=Z÷
（A·
K）
=15.458÷
（0.6×
1.3）
=19.8（a）
矿井服务年限为19.8年。
第三节 井田开拓
一、原初设概况
本井开拓方式原初设中采用了单水平斜井开拓。
主、副井口布置在主要工业场地，井筒沿煤7层底板开掘。
主、副井筒倾角均为22°
，锚、喷支护。
井筒一次掘至+1100m水平，设井底车场及井下硐室。
主井装备胶带输送机担负煤炭运输，旁边设检修绞车，副井装备600mm轨距串车提升系统，承担矿井的设备、材料、矸石、人员等辅助运输。
回风斜井利用原煤7层井开掘回风大巷与采区连通。
井下只设一个水平，不设采区，利用井筒实行片盘开采。
二、修改后的开拓布置
由于本井的初步设计已经过审查批准，因此矿井开拓方式仍然采用斜井单水平方式。
但为了集中管理，修改中将原初设的风井位置移至与主、副井同一工业场地，平行于主井筒新开掘回风井。
这样可以避开原煤7层采空区，避免漏风，而且可减少生产中的维护，节省煤层（煤7层）回风大巷之工程量和维护费用。
另外，地面上可节省风井专用场地和送变电系统。
原初设中副井筒距煤7层太近，石门车场长度短，调车、组车受到限制，因此本次设计修改中将井筒倾角加大为23°
（原为22°
），加长了+1100m水平井底车场的长度，有利于车辆的调运。
附井田开拓方式平、剖面图（图2-3-1、图2-3-2）。
（一）水平划分与阶段垂高确定
井田内上部采空区的下界为+1350m，去掉采空区隔离煤柱的高度（30m），矿井开采的上界应为+1320m，矿井开采的最低界为+900m（地质勘探下限），因此矿井开采的垂高为420m。
经比选本井采用单水平开采最为有利，因此井田水平划分最终方案是，于+1100m标高设置一个集中水平，实行上、下山开采。
上山部分阶段垂高为220m，下山部分阶段垂高为200m。
上山阶段利用井筒布置片盘式开采，下山阶段利用+1100m集中水平向下开掘采区下山道开采下山煤层。
由于采用单水平布置，因此三条斜井一次开凿至+1100m水平，作为矿井移交投产水平，井下硐室均设在+1100m水平。
（二）采区划分与开采顺序
本井田走向较短，倾斜较长，全井田共设一个水平，分为前、后期开采，因此以+1100m集中水平为界，上山部分划为一采区，作为矿井前期的回采采区，采区走向长约1500m，倾斜宽约560m，布置双翼工作面回采。
下山部分划分为二采区，作为矿井后期接续开采。
采区走向长约1500m，倾斜宽约510m，布置双翼工作面回采。
全井田共布置二个采区，一采区服务11.3年，二采区服务约8.5年。
井田内为多煤层联合布置，因此煤层的回采顺序为由上（层）而下（层），采区开采顺序为先一后二，采区内回采小阶段也为由上而下的回采顺序。
各采区特征及接续见表2-3-1。
第四节井筒
一、井筒位置
根据矿井开拓方式的选定，三条井筒均为斜井布置。
另外由于井口位置和井底车场选定的限制，井筒一般沿不可采的薄煤层—煤9层开掘。
根据地质资料分析，煤9层的顶、底板岩性大部分属于砂岩类，层理稳定，质地较为坚硬，对于掘进和支护较为有利。
另外，该煤层属于薄煤层，从未开采，因此不会受到采空区的影响。
二、井筒
本地区的地震烈度划分为七度地震带，因此井颈部分支护应按八度设防。
各井筒的井颈部分（长约20m左右）的支护均采用钢筋砼支护，具体规格和要求见井颈施工图。
主井井颈部分设置空气加热风道和进风行人道，副井井颈部分设置空气加热道和管子道，风井井颈部分设置人行道（设风门），井口设防爆门。
1、主井井筒
井筒倾角为23°
，斜长1223m（包括机尾硐室），井筒方位60°
，净宽4.5m，净断面14.3m2。
井筒断面为半圆拱，正常支护形式为锚喷支护。
详细参数见井筒特征表与巷道断面图册。
井筒内装备B=1000mm大倾角强度胶带，担负煤炭提升任务，旁边设置型号为
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