辅助采区设计说明书改2.docx
《辅助采区设计说明书改2.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《辅助采区设计说明书改2.docx（29页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
辅助采区设计说明书改2
福建省永安矿务局
加福煤矿辅助采区
初步设计
说
明
书
一九九五年八月
参加设计人员
批准：
总工程师：
夏邦金
审核：
副总工程师：
陈万满
设计：
采矿：
徐汝华庄金华
地质：
翁依宝
机电：
罗金标
编制：
徐汝华
目录
前言
第一章：
采区地质特征
第二章：
采区布置方案选择
第三章：
采区生产能力及服务年限
第四章：
采区主要巷道布置
第五章：
采煤方法和开采顺序
第六章：
采区生产、通风系统
第七章：
采区机电系统的机械、提升、电气
设备的选型及计算（另附）
第八章：
安全技术组织措施
第九章：
主要技术经济指标
附图：
1、辅助采区移交生产及达到设计产量时采区布置和机械配备平剖面图（1：
2000）
2、辅助采区供电系统图（另发）
附表：
1、辅助采区机械设备明细表
前言
加福矿辅助采区位于加福井田南部，开采+50水平以下深部块段资源，该块段总储量约有51.9万吨，主采煤层为C9，其储量有26.8万吨，占总煤量的51.6%。
由于该采区位于+50水平以下，局部深度可达-70m左右，采区周围均被断层所切割，邻近无其它资源可供开采，相对储量较少，若在-70m水平（或更深水平）再设置一个生产水平，很不经济。
因此，经反复探讨研究后确定，将本采区划归+50水平，实行下山开采，其深部先设计到-70m水平。
根据采区的煤层赋存和地质构造情况，及矿井的总体生产能力和生产采区的配置，同时也考虑到本采区的下山开采，生产能力有限，经全面经济分析比较，初拟本采区的生产能力3万吨/年。
鉴于本采区的下山开采和生产能力情况，同时，参照矿井历年来的提升运输生产实际，设计本采区的轨道上山提升由45KW单卷筒绞车承担，区内各中间运输环节仍沿用矿车进采区的方式，由隔爆式电瓶车牵引。
考虑到采区的提升、排水等负荷较大，及便于维修起见，采区变电所设置在+50上部绞车房后通道。
为了便于集中排水，及时形成合理的通风系统和为了采掘生产的安全，将轨道下山及人行下山一次性施工到-70水平，并在-70水平设置集中排水系统。
第一章采区地质特征
一、采区位置：
辅助采区位于加福井田南部，东以标高+50m为界；南以F6断层为界或救护队建筑物保安煤柱线为界；西以标高-70m为界；北以F11断层或生产系统、总变电所建筑物保安煤柱线为界。
上部为203采区。
采区走向长平均550m，倾斜长平均220m，倾角0°～41°，一般倾角为31°。
二、地质构造
该采区构造较为复杂，采区中存在F6、F0、F11三条大断层和一对背向斜。
1、断裂构造：
本采区有三条大断层F6、F0、F11断层分别分布在采区边界的南、西、北部，断层挤压破碎带较宽，带内泥质岩经挤压片理发育，并有较多挤压界面，裂隙面上常见白色粉末状应力矿物。
预计在F0断层附近会出现多条伴生小断层。
F6断层为横向正断层，出露于33～34线一带，产状变化较大，走向70°左右，倾向340°，倾角42～53°，走向上西陡东缓，地层断距为60～150m，落差115m左右，西部小，向东逐渐变大。
F0断层为隐伏正断层，在本井田内断层出露标高为-229～+46m。
断层产状呈宽缓之波状起伏，向东又有扬起的趋势，在走向上也有较大的起伏。
根据钻孔资料，该断层挤压破碎带宽0.65～20m，带内泥质岩经挤压片理发育，并有较多挤压镜面，裂隙面上常见较多白色粉末状应力矿物，绝大部分钻孔均见不规则之团块状石英脉密集分布。
F11断层为深部隐伏正断层，延伸方向北东15～60°，倾向南东148°，倾角40°左右，地层断距一般30m左右，最大60m，落差25～30m，断距下大上小。
总之，这三条断层，断距大，破碎带宽，裂隙发育，所以在掘进和回采过程中必须加强顶板管理，确保安全生产。
2、褶皱构造
本采区有一对背向斜，即Ⅱ号背向斜。
背斜轴向25～40°，轴长740m左右，西翼地层倾角30°左右，东翼16～40°，两翼近于对称，局部有次级短轴褶皱发育，垂直幅度55m左右，水平幅度110m；向斜轴向25～40°，轴长约400m左右，褶皱轴面稍往北西倾斜，倾角80°左右。
三、火成岩
无火成岩侵入。
四、水文地质简述
1、含水层
二迭系下统童子岩组第三段第四带（P2t3-4）砂岩裂隙承压含水层，主要分布在翠屏山组一段底部砂岩之下、1号煤层之上砂岩裂隙之中，有时与其上部的底界砂岩含水层没有稳定隔水层。
含水组由2～5含水层组成，总厚度为7.00～39.00米，富水性弱。
二迭系下统童子岩组第三段第三带砂岩（P2t3-3）裂隙承压含水层，主要分布在3号煤层之上及3号煤层与4号煤层之间砂岩裂隙之中，其厚度变化较大，0～39米，分布零星，仅局部含水且规律性差，富水性很弱且不均匀。
二迭系下统童子岩组第三段第二带砂岩（P2t3-2）裂隙承压含水层，主要分布在6+1号煤层、5号煤层之上，10号煤层底部砂岩裂隙之中，其次为7～8号煤层之间，8～9号煤层之间砂岩裂隙局部有时含水，厚度2.57～40.71米，变化较大,且规律性较差，富水性较弱。
以上含水层在施工时隔水层受到破坏或者遇到地质构造对地层产生破坏时，其含水层裂隙水很容易涌出，有时出现少量淋水，有时出现较大涌水现象，但过一段时间后，水量逐渐变小至消失。
经过历年开采证实，井下含水层对矿井涌水量影响不大，不会对矿井构成水患威胁。
2、断层导水性及充水性
F6横向正断层：
断层带受挤压破碎，有石英脉及辉绿岩侵入，导水性弱不均匀；井巷工程揭露到该断层附近煤岩层或断层带时，局部地段有淋水现象，涌水量不大，但经过一段时间后，淋水会消失。
F0隐伏正断层：
断层带破碎挤压，石英脉发育，胶结较好，不导水；
F11隐伏走向正断层：
断层带破碎裂隙发育，不导水；井巷工程揭露到该断层附近煤岩层或断层带时，局部地段有少量滴水现象。
从上述三条断层导水及充水性一般较差，为导水性弱或不导水断层。
经历年开采证实，充水断层对矿井涌水量影响不大。
3、地表水与地下水关系
九龙溪、长板溪、祖武溪流经本井田，河床座落在隔水岩层占优势的二迭系上统翠屏山组岩层之上，裂隙不发育，不利河水与地下水的联系，F16、F17两逆断层穿越九龙溪，裂隙张开性差，多为闭合裂隙，经断层带河流两侧施工钻孔及井巷工程观测，通过水位、水质、水温等资料分析比对，现有条件地表水和地下水没有明显水力联系。
五、瓦斯情况
本矿井属于低瓦斯矿井，按一级瓦斯处理，局部地段有瓦斯聚集，在生产过程中，必须加强瓦斯监测，完善通风系统，加强管理。
六、煤层顶底板特征，见附表一
表一
煤层编号
厚度
最小-最大
---------
平均
煤层结构
稳定性
顶板岩性
底板岩性
煤层间距
最小-最大
---------
平均（点数）
1
0.08～2.03
---------
0.73
简单为主少数复杂
不稳定
直接顶板以砂质泥岩为主，厚度0.5米，有的直接顶板为细砂岩、粉砂岩。
直接顶板上部部见厚层砂岩，煤层顶常见密集条带状似层状黄铁矿。
直接底板为含丰富植物根茎的泥质岩，厚一般0.05米，其下为存度不稳定的粉砂岩、细砂岩。
26.7（24）
2.5-12
2
0.1-1.45
---------
0.52
简单至局部复杂
不稳定
以泥岩为主，含黄铁矿化虫迹及大个体黄铁矿结核。
向上变粗为粉砂质岩，具水平层理，含植物碎片化石。
厚1.65-9.72米，一般为5米。
老顶以砂岩为主，次为粉砂质岩，厚2.4-10.96米，一般为5米。
以粉砂质岩和砂质岩为主，且具浑浊状层理，部分含植物根茎化石。
厚0.92-4.55米，一般为2米。
少数直接具砂质泥岩伪底，含植物根茎化石。
15.2（19）
40-87
5
0.08-1.55
---------
0.53
简单为主少数复杂
不稳定
泥岩，近煤处富含饼状似层状黄铁矿结核，厚度1～5米。
泥岩、砂质泥岩，含丰富的植物根茎化石，厚度1～4米，向下变粗过渡到粉砂岩、砂岩。
64.2（10）
32-53
8
0-1.08
---------
0.53
简单
不稳定
泥岩,具隐蔽水平层理，含舌形贝、炭蚌等化石和数层菱铁矿结核层，岩性较坚硬，厚度1～5米。
泥岩，直接底板见薄层含植物化石的粉砂岩。
44.2（20）
6-14
9
0.52-1．2
---------
0．85
简单至
复杂
较稳定
泥岩，块层状，厚度2～5米，含线戟贝并见较多的椭园形菱铁矿结核。
煤层分叉间含虫迹及线戟贝化石的泥岩。
直接底板细粉砂～砂质泥岩，含植物根茎化石，厚.2～2米左右。
其下则为厚层细砂岩。
9.42（21）
23-34
10
0.26-1.84
---------
0.78
简单至局部复杂
不稳定
泥岩，水平层理发育，富含单个或似层状菱铁矿结核，厚度1～2米，向上则为砂质泥岩、粉砂岩。
砂质泥～细粉岩，含较多的植物根茎化石。
厚0.5～3米。
28.4（23）
七、储量计算
1、面积：
采用电子求积仪按块段分水平重复测量二次，误差小于2%时，用平均值乘求积仪常数为平面积，然后采用煤层倾角换算斜面积。
2、厚度：
按块段平均厚度
3、采用公式：
Q=D.H.S
4、储量计算结果
C1地质储量：
7.5万吨
C2地质储量：
7.6万吨
C8地质储量：
6.4万吨
C9地质储量：
26.8万吨
C10地质储量：
3.6万吨
以上合计采区地质储量：
51.9万吨。
（C5为局部不稳定可采煤层，局部地段可实施探采。
）
第二章采区开拓方案的选择
一、采区布置方案
本采区开拓方式选择采用两条上山，即一条轨道下山和一条人行下山。
根据辅助采区煤层底板等高线图，采区上山布置有两种方案，方案Ⅰ为将两条下山布置32#勘探线附近，方案Ⅱ为将两条下山布置32#勘探线及33#勘探线中间。
二、方案技术经济比较
方案Ⅰ布置优点：
1、与方案Ⅱ相比减少+50运输大巷、+50上部车场、人行通道施工长度约240米,
2、前期准备工程量少；
3、每一区段生产、通风系统形成较快。
4、减少+50上部提升系统完善的施工难度
缺点：
下山布置在辅助采区偏北翼，采区煤层两翼不平衡。
方案Ⅱ布置优点：
1、下山位置布置在辅助采区中央，相对布置采区煤层两翼集中
缺点：
1、辅助采区南翼以F0断层、F6断层为界，南翼边界煤层赋存不稳定。
2、各区段生产、通风系统形成较慢；
3、各区段联络运输巷工程量大；
4、与方案Ⅰ相比增加+50运输大巷、+50上部车场、人行通道施工长度约240米。
序
号
工程名称
单价
元/米
方案一
方案二
工程量
（米）
费用
（万元）
工程量
（米）
费用
（万元）
一、
轨道下山
820
293
24．02
293
24．02
1
+50运输大巷
700
108
7．6
193
13．5
2
+50车场
900
73
6．6
162
14．6
3
提升道
600
37
2．3
37
2．3
4
绞车房
1800
7.5
1.35
7.5
1.35
5
配电室
900
15
1.35
15
1.35
6
-70底部车场
950
40
3.8
40
3.8
7
-70水仓
950
40
3.8
40
3.8
8
通道
500
20
1.0
90
4.5
9
躲避峒水仓
250
25
0．63
25
0．63
二、
人行下山
820
265
21．7
265
21．7
1
+50人行通道
600
7
0．42
88
5．3
2
-70底部车场
950
25
2．4
25
2．4
三
区段联络巷（岩巷）
700
160
11．2
160
11．2
累计
88．17
110．45
两种布置方案及井巷工程概算表表二
采区主要机电设备购置及安装概算表表三
序
设备材料名称
单位
数量
单价
复价
序
设备材料名称
单位
数量
单价
复价
号
（万元）
（万元）
号
（万元）
（万元）
一、
轨道上山提升
12.57
7
馈电开关200A
台
6
0.24
1.44
1
45KW绞车
台
1
6
6
8
喷浆机
台
1
1.3
1.3
2
变压器200KV
台
1
2.3
2.3
9
防爆充电机
台
2
5
10
3
高爆开关50A
台
1
3.1
3.1
10
低压电缆（排水水泵用）
m
500
0.0072
3.6
4
馈电开关400A
台
2
0.26
0.52
11
提升信号装置
套
3
1
3
5
检漏继电器
台
1
0.2
0.2
四、
安装工程
17．48
6
真空开关
台
2
0.45
0.45
1
辅助采区提升绞车安装
处
1
0.8
0.8
二、
采区变电所
21.54
2
采区变电所安装
处
1
0.6
0.6
1
高压电缆
m
1800
0.0048
8.64
3
泵房安装
处
1
1.5
1.5
2
变压器200KV
台
2
2.3
4.6
4
单开道岔
付
8
0.51
4.08
3
馈电开关400A
台
1
0.26
0.26
5
机车架线
m
320
0.003
0.96
4
馈电开关200A
台
6
0.24
1.44
6
排水管路5口寸
m
400
0.0096
3.84
5
高爆开关50A
台
2
3.1
6.2
7
供风管路4口寸
m
400
0.0072
2.88
6
检漏继电器
台
2
0.2
0.4
8
供水管路2口寸
m
500
0.0048
2.40
三、
其它设备
77．24
9
通信线路
m
700
0.0006
0.42
1
架线电机车7吨
台
1
10
10
累计
128．83
2
中耙斗
台
1
4.7
4.7
3
排水水泵125DF-25*6
台
2
8.5
17
4
矿车
部
40
0.42
16.8
5
激光指向仪
台
1
0.4
0.4
6
电瓶车
台
2
4.5
9
两种布置方案的有关参数对照表
表四
序号
项目
单位
方案一
方案二
1
采区上、下山条数
条
2
2
2
采区上、下山工程量
米
558
558
3
采区上部车场工程量
米
247
502
4
区段联络岩巷工程量
米
160
160
5
井巷工程费用
万元
88.17
110.45
6
采区主要机电设备费用
万元
128．83
119．39
7
总投资费用
万元
217
239．28
备
注
主要机电设备指：
采区变电所设备，集中排水水泵、管路、电缆、耙岩机、45KW绞车等，不包含主、副提升绞车、钢丝绳、电瓶车、喷浆机等。
根据以上表四有关参数及两种布置方案的优劣对比，可以看出方案一虽然未布置在辅助采区中央，采区煤层两翼不平衡。
但总的井巷工程量减少了240米，总投资费用也少了22.28万元，且生产集中，辅助人员少，各区段生产、通风系统形成较快，减轻采区准备难度。
从技术上可行，经济上合理，生产上安全可靠原则出发，由局矿双方技术论证会议认可，本设计选取集中方案一为实施方案。
第三章采区生产能力及服务年限
根据本采区煤层赋存和储量分布情况，以及矿井采区配置与接替和生产计划安排，确定采区生产能力为3万吨/年。
按照采区的开采顺序及资源优劣的配采原则，采区内布置一个主采面，一个配采面同时生产，年推进度视生产实际按260米/年计算：
一、采区工作面生产能力计算：
1、+15C9N采面：
70×0.85×260×1.70×0.95＝28827t（主采面）
2、+15C8N采面：
65×0.53×260×1.70×0.95＝16691t（配采面）
合计：
45518t）3万t
二、采区服务年限
辅助采区共有估算资源量为51.9万吨，采矿回收率为70%，资源量备用系数为1.5，采区年设计生产能力为3万吨/年。
采区服务年限T=Z/（K×A）
式中：
T——采区服务年限，年；
Z——采区可采储量，万吨；
K——储量备用系数，取1.5；
A——采区生产能力，万吨/年。
采区服务年限T=Z/（K×A）=采区服务年限=（51.9×70%）／（3×1.5）=8.1年。
在生产过程中，必须加强地质找煤、不稳定局部煤层的探采及加强采煤工作面生产技术管理和小块段储量承包，提高煤炭资源回收率，减缓区段下延速度，延长采区服务年限。
第四章采区主要巷道布置
本采区+50上部车场布置在203采区+50运输大巷末端。
轨道下山提升车场设单道起坡甩车场，长度按0.5列车长度设置。
轨道下山及人行下山设置在C9煤层底板，两条下山上部间距75米，至底部车场间距26米,轨道下山角度为25°，方位为305°43′18″。
人行下山角度为28°，方位为287°50′14″。
轨道下山，担负采区内的煤炭、矸石、材料、提升及进风，掘进断面为5.9平方米，以锚喷支护为主，铺设18kg/m型钢轨，设置检修行人台阶，同时作为电缆，风水管路，通讯线路的敷设通道。
人行下山担负采区的人行任务，兼做采区的回风，其掘进断面为5.4平方米，以锚喷支护为主。
采区变电所峒室设置在+50上部车场绞车房后通道。
为统一局内各矿井的井巷工程规格系列，加强工程质量管理，本设计均采用矿山井巷工程标准设计断面，巷道支护亦应按照标准设计断面图上有关巷道特征及围岩稳定性类型的参数予以选择采用，不允许任意降低标准。
各全岩巷道的施工作业应以光爆锚喷作业为主，积极采用激光定向，耙斗装岩机、双台钻作业等先进技术，以期进一步提高劳动生产率水平，不断减轻作业人员的体力劳动强度，改善劳动条件，提高经济效益。
第五章：
采煤方法和开采顺序
第一节采煤方法
本采区内煤层赋存较复杂，有缓倾斜煤层和倾斜煤层，区段垂高35米~45米，故采场作业面长度60米~100米不等，主采煤层C9，厚度平均在0.85米左右，条件较好地段应优先采用单体液压支柱等其它机械化采煤作业，工作面布置采用走向长壁式采煤方法或斜坡采煤法（结合树枝状采煤法），以煤电钻钻爆方式落煤，搪瓷溜槽或链板机溜煤。
顶板管理采用全部垮落法。
在条件可行地段，可采用中深孔采煤法。
采场支护应优先选择微增阻式摩擦金属支护及铰接顶梁，以及先进的单体液压支柱。
采区动压影响巷道应选择U型可伸缩式金属支架支护方式。
第二节采区开采顺序
采区开采顺序选用区内后退式下行开采，为使生产环节尽可能简单，C8、C9、C10等煤层应在同一区段的标高平面上布置采场回采。
在生产过程中要切实做好厚煤层与薄煤层的搭配开采的合理安排，防止出现吃肥丢瘦现象，以利生产的均衡发展。
本采区为确保采掘平衡，将安排一个主采煤面，一个配采面，二个区段准备运输巷掘进头，同时生产作业，采掘比1：
1。
第六章：
采区生产、通风系统
第一节采区生产系统
轨道下山担负全区的煤炭提升运输任务，设置湖南金塔机械制造有限公司JBT-1.0*0.8型提升绞车。
中间运输巷选用CDXA-2.5型蓄电池电瓶车牵引运输。
各区段的煤炭，由区段车场经轨道下山提至+50上部车场，再由电机车经+50南大巷、副斜井，提升到地面，运往筛选厂。
采区正常生产并达到设计产量时，由一个采煤队进行开采，为使采区稳定、均衡地生产，厚薄煤层应合理配采。
为此，准备了一个C9煤层工作面，为主采面，合计生产能力可达2.9万吨/年，一个C8煤层（或C10）工作面为配采面，生产能力约1.7万吨/年。
同时为保证正常的采掘接替，配备了两个掘进队，准备新的工作面。
各掘进工作面的矸石由各片盘中部车场，经轨道下山提至+50上部车场，再由电机车经+50南大巷、经副斜井提到+230井口，然后运往矸场排放。
采掘队所需的材料、设备、工具等，经+230副斜井，+50井底车场，+50南大巷、辅助采区+50上部车场、轨道下山、各片盘中部车场，运往各片盘采掘工作面。
采掘运输系统图详见（采区布置平面图）。
第二节采区通风系统
采区新鲜风流经+230付斜井、井底车场、+50南大巷、辅助采区+50上部车场、轨道下山供给。
污浊风流经由各片盘采煤回风巷、人行下山、+50回风巷、总回风巷、260风井排到地面。
第三节采区风水电供给及通讯
采区高压风由+50南大巷主供风管路上用4寸管接引至人行下山，各区段供风则分别从4寸管用2寸管接到各片盘用风地点。
采区施工及防尘、消防用水，从+50南大巷主供水管路接到各用水地点。
供水管路每隔100m应设“三通”，+50南大巷每200m设一消防栓。
采区用电，从+50中央变电所将高压电引到203采区变电所；采区内各用电地点，均由采区变电所供给。
采区内各采煤、掘进工作面及其它施工地点和各区段车场、采区装车点、采区变电所、绞车房均应安设电话，并分别与地面调度室相联系，以便统一指挥，安全生产。
第七章采区机电系统的机械、
提升、电气设备的选型及计算（另附）
第八章安全技术组织措施
（一）、辅助采区安全生产条件
1、该采区至少要有两条便于通行的安全出口（一条是轨道上山、一条是人行上山），并能与直达地面的安全出口相连接。
2、该采区的上、下山和平巷的净高都须低于1.8米，回采工作面出口20米内巷道的净高都低于1.6米。
3、该采区的采煤工作面能至少保持2个畅通的安全出口，一个贯通回风巷，另一个贯通进风巷。
5、矿井每年组织开展一次瓦斯等级鉴定工作。
矿井各煤层都有自燃倾向性和煤尘爆炸性的鉴定结果。
6、矿井具备完整的独立通风系统。
该采区和采掘工作面的风量均能满足安全生产要求。
该采区实行分区通风，采区和采掘工作面通风设施齐全可靠，掘进工作面使用专用局部通风机进行通风。
7、有完善的防尘供水系统、防排水系统和火灾防治措施及设施。
8、采用双回路电源线路供电。
井下电气设备符合防爆要求，有接地、过流、漏电保护装置。
9、提升使用矿用提升绞车，装设齐全的保险装置和深度指示器。
（二）、采区安全逃生途径
辅助采区井下发生灾害时，采区内所有工人必须及时从工作面退出，从离工作面较近轨道下山、人行下山、回采工作面上出口至上运巷从+50南大巷、+50回风巷撤至总风巷至地面。
（三）、粉尘、瓦
升级会员 