羊场煤矿 说明书.docx
《羊场煤矿 说明书.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《羊场煤矿 说明书.docx（36页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
羊场煤矿说明书
附图
毕业设计附图要求：
1）所有设计图纸必须采用标准图幅；
2）必要时，加长图幅的尺寸是由基本幅面的短边乘整数倍后得出；
3）小矿井开采设计必须完成的图件主要有：
①矿井开拓方式平、剖面图；
②首采区布置平、剖面图；
③矿井通风系统图；
④矿井避灾线路图；
⑤矿井运输系统图
4）采区设计必须完成的图件主要有：
①采区布置平、剖面图；；
②采区通风系统图；
③采区避灾线路图；
④采区运输系统图
一、位置及交通
羊场煤矿位于云南省东北部，宣威市东南的大松树，距宣威市直线距离48公里。
居东经104度12分19秒至104度28分31秒，北纬26度0分57秒至26吨10分0秒之间。
海拔标高1799米至226405米，相对高差46505米。
矿区北起东山镇格木河，东至羊场镇深凹子河，跨东山，海岱，羊场三镇，走向长15.5公里，倾斜宽1.2公里，面积1806平方公里。
公路为省管公路鸡场田线与矿区相连，上行与川滇公路交汇可达昆明、宣威等地。
（详见图1-1-1）。
二、地形地貌
矿区由羊场向斜和马场向斜组成，主体构造为羊场向斜。
区内之地层主要为二叠纪和三叠纪地层。
矿区总貌酷似尾部向北方扭转之船形，地形地貌严格受地质构造和岩石性质影响。
煤系及三迭纪地形分布于向斜中部，呈低洼槽谷地形，峨眉山玄武岩出露于向斜四周，构成盆状地形之边缘。
由于断层的切割破坏，矿区的地形地貌较为复杂，但仍基本上保持了中间低四周高的特点，中部为狭长沟谷，边缘为单斜长梁。
矿区的山脉属云岭山脉乌蒙山系，走向主要呈南北方向和北东方向，其主干起自西南方之沾益花山，东北方延入贵州盘县境内。
区内2000米以上的山峰有老尖山、缘梁子、海那老尖山、打锁坡垭口、裸佐箐梁子、老鹰梁子、双山等。
三、地表水系
矿区主要河流为羊场河上流，属北盘江水系，源出矿区I井田中部之焦厂沟，向西南流经大松树，大栗子树至滑石板与深凹子河相汇，再往东北流经羊场，与文阁附近与鼠场河交汇，然后向北注入北盘江支流革香河。
羊场河流经矿区段约4,5公里，流量受季节影响较大，每年冬夏为干季，仅有部分玄武岩潜水和矿井派出之地下水，夏秋为雨季，河水流量徒增。
干季最小流量仅3,9公升/秒，雨季最大流量252,96公升/秒。
矿区由羊场向斜和马场向斜组成，主体构造为羊场向斜。
区内之地层主要为二叠纪和三叠纪地层。
矿区总貌酷似尾部向北方扭转之船形，地形地貌严格受地质构造和岩石性质影响。
煤系及三迭纪地形分布于向斜中部，呈低洼槽谷地形，峨眉山玄武岩出露于向斜四周，构成盆状地形之边缘。
由于断层的切割破坏，矿区的地形地貌较为复杂，但仍基本上保持了中间低四周高的特点，中部为狭长沟谷，边缘为单斜长梁。
矿区的山脉属云岭山脉乌蒙山系，走向主要呈南北方向和北东方向，其主干起自西南方之沾益花山，东北方延入贵州盘县境内。
区内2000米以上的山峰有老尖山、缘梁子、海那老尖山、打锁坡垭口、裸佐箐梁子、老鹰梁子、双山等。
矿区主要河流为羊场河上流，属北盘江水系，源出矿区I井田中部之焦厂沟，向西南流经大松树，大栗子树至滑石板与深凹子河相汇，再往东北流经羊场，与文阁附近与鼠场河交汇，然后向北注入北盘江支流革香河。
羊场河流经矿区段约4,5公里，流量受季节影响较大，每年冬夏为干季，仅有部分玄武岩潜水和矿井派出之地下水，夏秋为雨季，河水流量徒增。
干季最小流量仅3,9公升/秒，雨季最大流量252,96公升/秒。
矿区地处云贵高原东北部，高山深谷纵横交错，海拔高差大，夏秋和冬春分别受海洋性和大陆性气团影响，形成北亚热带，南温带，中温带多种气候带并存的底纬高原季风气候。
其主要特点是:
夏无酷热，东部奇寒，冬暖夏凉，干湿分明。
气候多随风向变化，吹北风时冷，吹南风时则气候变为暖和。
年平均气温14,4度，温度最高为33.5度，最低温度为零下8,2度。
冬季雪量较少，冰冻时间很短，多在2天至3天，冻土深度在0,3米左右。
每天2月至4月为旱季，5月至10月为雨季，年降雨量最小值728,7毫米，最大值1304,8毫米，平均值997，7毫米。
最大月降雨量422,4毫米，最小月降雨量0,1毫米，全年无霜期240天，年平均日照1975小时，液面蒸发量平均为1692毫米，每年2月至4月为风季，风力最大为7级，平均3级至4级，最大风速8米/秒，风向多为西南向和南向。
历史上有地震发生，基本烈度属7度区。
设计采区位于杨家井+1550水平左翼，西以矿井边界为界，南以二采区为界，东以+1500m等高线为界，走向平均长度800m，采区平均倾斜长250m，采区面积为448000m2。
煤系含煤30余层，实际全区稳定可采煤层为k2+1、k3、k6、k7、k9五层，k9煤层在九勘探线开始分层，其中k9煤层为中厚煤层，其他均为薄煤层，除k2+1煤层具明显夹矸外，其他煤层结构单一，各煤层含灰量差别较大，k9煤层较低，为20%以下，属中灰煤层，k2+1、k3、k6、k7为25%以上的中灰到高灰煤层，硫含量平均值0.1～0.15%，磷含量0.05～0.22%，硫磷含量较低，煤的发热量平均值为23121～29726J，煤的牌号为1/3焦煤（1/3JM），其中k9煤层为低硫、低磷中灰选煤，结焦性好，作为炼焦用煤，其余煤层为高灰难选煤，适用于动力用煤。
K9煤层：
厚度0.8—3.85m，为的密度为1.43t/m3，为稳定煤层，结构简单，煤质中硬，节理发育，低瓦斯。
K3煤层距K9煤层40m。
（煤层柱状图附后）
K9煤层的老顶为细中砂岩，厚度为3米，特征为细粒砂岩、中粒砂岩，富含植物化石，夹薄层菱矿层；直接顶为深灰色至密粉砂岩，厚度为0.7-1.5米，具贝壳状断口，夹薄层菱铁条带：
伪顶为泥岩，厚度为0-0.1米，不稳定。
底板:
直接底为泥岩，厚度为0.7米，为白色的泥质粉砂泥质岩，遇水膨胀；老底为中粒砂岩，厚度为5米。
采区储量计算:
1.采区的可控制的资源量:
Q=
式中:
S—煤层投影面积㎡；
M—煤层厚度m；
γ—煤容重工业t/m3；
α—煤层平均倾角（16°）。
K9煤：
QK9=
=0.38×105×2.1×1.45÷Cos16°（0.96）
=1.21×105（t）
由于在采区煤层的底板等高线图上，留设保护煤柱；采区的边界及上山留设20m的煤柱作为采区保护煤柱。
留设保护煤柱后的工业储量为：
Q′K9=
=0.088×106×2.1×1.45÷Cos16°
=0.2×105（t）
2.采区的工业储量：
Q总=1.01×106（t）
3.采区的可采储量（Z）：
Z=QZ×C
式中：
P—保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱损失量。
C—采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.8地方小矿不低于0.7。
Q总—矿井的工业储量。
该矿井所设计属于中厚煤层，因此采区采出率应不低于0.8，综合考虑矿井的实际情况，选择采区采出率为0.8。
所以该矿井内的可采储量为：
＝1.01×106（t）×0.8
=0.808×106（t）
=80.8万t。
表2.1.1煤层储量计算
煤层
投影面积（㎡）
倾角（·）
斜面积（㎡）
平均厚度（m）
损失面积
（m³）
容重（m3/t）
资源量（万吨）
K9
384155.93
16
404374.7
2.1
91394.01
1.45
80.8
第四节采区生产能力及服务年限
1.采区生产能力
该采区的设计年生产能力为15万t，结合矿井内的地质构造情况和煤层的赋存条件等多种因素，在确定出矿井工作面的长度后，可以计算出采区需要三个工作面生产即可保产。
所以在此采区内只需布置2个工作面和一个准备工作面。
采区的生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层的厚度、工作面长度及推进度。
一个采煤工作面的产量
AO＝LV0MγC0
式中L—采煤工作面长度，m；工作面的平均长度取为50m
V0—工作面推进度，m/a；该工作面每年生产时间为330天；每天完成一个循环，推进1.6m;所以工作面年推进度为528m
M—煤层厚度或采高，m；本矿取2.1。
γ—煤的密度，t/m3；本矿取1.4。
C0—采煤工作面采出率，一般取0.93～0.97，薄煤层取高限，厚煤层取低限。
取0.95。
所以该采煤工作面的年产量为
A0＝50×2.1×1.4×528×0.97＝7.53万t，因此二个采煤工作面的年生产能力能够满足采区的设计生产能力。
因此，采区的生产能力即为矿井的生产能力15万t/a。
2.采区服务年限
按下式计算矿井的服务年限：
式中：
ZK——采区可采储量；万t
T——采区服务年限；a
A——采区年生产能力；万t／a
K——储量备用系数；一般取1.2～1.5
由此确定出采区的设计生产能力和服务年限：
T＝80.8/（15×1.2）=4.5a；
第二章采区准备方式及参数
采用普通炮采采煤法的采区，要求有一事实上的走向长度，采区上部走向长度980m，下部走向长度800m，平均走向长度940m，采用双翼采区布置，每翼走向长度450m，已满足炮采工作面走向长度的要求，故采区形式采用双翼采区布置形式。
综合采区储量、服务年限、长度、煤层厚度、倾角及地质情况等，采区巷道采用全煤巷布置，在采掘运装备、支护手段、布置参数、机械水平等技术的应用下，布置煤层上山，节约成本，提高效率，减少辅助工作量，简化运输系统，提高运输效率等等。
1.采区走向长度的确定
根据本矿的具体情况，由于受断层的影响一采区走向长不均匀，走向长750m-900m之间。
2.确定区段斜长及区段数目
由于设计的采区的走向长不均匀，倾斜也不均匀出现三角壮，工作面走向长度和倾斜长度受到一定的影响。
结合实际情况工作面长度定为50m，巷道的掘进采用双巷掘进，所有区段的斜长为450m。
将划分为4个区段进行回采。
3.煤柱尺寸
由于采区内区段间的开采顺序采用下行式；煤层间的开采顺序也采用下行式。
主要开拓巷道均布置在K9号煤层的底板中，除了采区边界及上山留设20m外，其他均不留煤柱。
采区的布置方法也就是确定采煤方法和上山（下山）的布置；由于本矿采用立井开拓，采区采用走向长壁后退式采煤法开采，该矿井属于高瓦斯矿井，必须有专用回风上山，采区主要采K9煤，K9煤层倾角平均22°，煤层顶底板稳定，地质构造简单，采区走向长900m，倾斜250m，采区沿倾斜划分为4个区段，工作面为炮采工艺。
由于煤层倾角比较大，下山开采在采煤、掘进、通风、排水等方面有一定的困难，所以选择上山开采。
矿井属于高瓦斯矿井，必须有专用回风上山，同时还应布置通风行人上山，运输上山等三条上山。
回风上山布置在煤层底板中，与工作面回风巷直接相连；运输上山和通风行人上山布置在岩层中。
1.区段平巷的布置
区段平巷布置方式有单巷布置和双巷布置两种方式，结合采区实际情况和开采顺序，所以采用双巷布置。
2.联络巷道的布置
区段运输顺槽运输上山相连接，回风顺槽与回风上山井相连接。
1）采区的巷道布置
在采区工作面内只布置开切眼、工作面运输顺槽、工作面回风顺槽，直接与运输上山和回风上山相连接，主要开拓巷道布置在K9煤层的底板中，开切眼和工作面运输、回风顺槽布置在K9煤层中，运输和回风石门贯穿煤层。
2）采区车场形式选择
由于+1600水平采用上山开采，采煤方法采用走向长壁采煤法，运输用罐笼将煤提升至地面。
工作面采煤用溜子直接通过运输顺槽与运输上山相连接；煤从运输上山自运到采区煤仓，煤通过运输大巷运输到地表，在采区设置采区下部车场。
采区中部和上部设置甩车场运矸和运料。
3.采区硐室
采区硐室包括采区煤仓、采区绞车房和采区变电所。
采区内直接在运输顺槽和运输石门中溜煤上山，采区内的煤直接通过溜煤上山溜进采区煤仓。
再经运输大巷运输到地面。
材料由材料上山矿车运输到工作面回风和运输顺槽，在采区内需要布置绞车房。
本矿采用集中供电，变电所布置在回风上山井和材料上山之间。
4.采区上山及设计方案
根据采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单的条件，采区上山可以提出三种布置方案。
方案一：
采区上山联合布置。
在距K9煤层12m的底板岩层中布置三条上山，上山位于采区走向中央，通过石门与煤层联系。
每条上山相距30m。
方案二：
采区上山联合布置。
在K9煤层中布置三条上山间距30m，上山位于采区走向中央。
方案三：
采区上山联合布置。
其中一条布置在采区中央的K9煤层中；另两条布置在K9煤层底板岩层，距K9煤层10m。
煤层上山为运输上山，岩层上山为轨道上山。
由于本采区设计方案均采用上山联合布置，在联络巷道的布置上，采用区段石门——溜煤眼结合的联系方式。
第一方案中的溜煤眼分煤层设置，即K9煤层均在本煤层的区段运煤平巷中设溜煤眼与采区运输上山联系。
第二、三方案中输送机上山均布置在煤层中，故仅K9煤层区段运输平巷用溜煤眼与运输上山联系。
各方案的轨道上山均采用石门与煤层区段轨道平巷相联系。
根据已提出的方案及方案比较的原则，三个方案中相同的部分可不参加比较，故区段巷道布置方案不参加比较，仅就采区上山及联络巷道进行比较。
比较可看出，方案三实际为方案一与方案二结合的结果，较方案一与方案二并无明显的特点，故该方案不参加经济比较。
方案的经济比较见表7－2和表7－3。
通过经济技术比较可以看出，方案二上相对较省（初期投资少3.2%，总投资少5.8%左右），工程量小、施工容易、投产期短，沿煤层布置上山有得于进一步煤层赋存情况。
故选用方案二。
采区方案技术比较表
项目
方案一
一煤二岩上山
方案二
三煤上山
方案三
二煤一岩上山
1.掘进工程量
工程量大。
因两上山均在岩层中，故要多掘进252m石门和60m溜煤眼
工程量小
工程量较大比第二方案多掘170m石门
2.工程难度
困难。
一是岩巷施工，二是巷道联接复杂
较容易
困难
3.通风距离
长。
每区段要增加130m的通风距离
短
较长。
每区段增加60m通风距离
4.管理环节
管理环节多。
一是溜煤眼多；二是漏风地点多
少
多（同方案一）
5.巷道维护
维护工程量少，维护费用低
煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，维护费用高
第一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高
6.支架回收
无法回收
可以回收，70%可以复用
煤层上山支架可以回收利复用
7.工程期
岩石上山掘进速度慢，约需14个月才能投产
煤层上山掘进快，约10个月可投产
同方案一
表7－2采区方案经济比较表
项目
单价
方案二
方案三
上山
长度
m
689
429（岩）260（煤）
条数
个
3
3
单价
元•m-1
394.4
463.5
费用小计
元
271741.6
301385.5
石门
长度
m
两上山间30m
两上山间距30m，上山到k9煤层63m
单价
元•m-1
463.5
463.5
单条上山费用
元
31054.5
41412.0
总费用
元
93163.5
158088
溜煤眼
体积
m3
0
63
单价
元•m-1
0
45.53
每区段费用
元
0
2868.4
费用小计
元
0
11473.6
维护巷道
长度
m
689
429（岩）260（煤
单价
元•m-1
41.2
3.62
维护时间
a
4.9
4.9
费用小计
元
139095.32
107383.46
表7－3采区方案经济比较汇总表单位：
元
序号
项目
方案二
方案三
备注
1
初期投资
504000.42
604508.48
包括上山、石门、溜煤眼各一组，铺轨两组
2
初期投资比较/%
100
103.21
3
总投资
661873.8
912190.7
4
总费用
659005.4
922690.9
5
总费用比较/%
100
115.25
6、采区生产系统
（1）、运煤系统
191工作面的煤由工作面SGB－320/15型刮板运输机输送至对拉工作面运输上山中的SGB－320/15型刮板运输机，而后输送至采区煤仓，于+1600m运输大巷内装矿车，经+1600m水平运输大巷由主井绞车提至地面煤仓翻卸。
192工作面的煤由工作面SGB－320/15型刮板运输机输送至对拉工作面运输斜上山中的SGB－320/15型刮板运输机，而后输送至采区煤仓，于+1600m运输大巷内装矿车，经+1600m井底车场由主井绞车提至地面煤仓翻卸。
（2）、运矸系统
各水平的掘进工作面矸石装矿车后，经区段回风巷，由材料上山运至井底车场，经+1600m运输大巷由主井绞车提至地面排卸。
运矸系统与运料路线相反。
（3）、材料、设备运输系统
+1720m水平各工作面所需设备、材料通过主斜井下放至+1600m水平运输大巷，经材料上山提至工作面进风巷提升至采煤工作面；掘进工作面所需材料、设备则采用人力推车至掘进工作面附近，然后搬运至掘进工作面。
（4）、通风系统
191（192）工作面所需新鲜空气从主、副井通过+1600m水平井底车场，经+1600m运输大巷、191（192）工作面进风巷送至191（192）工作面。
191（192）工作面污风风流经191（192）工作面回风巷、区段回风石门、回风上山经轴流式风机抽出地面。
（5）、排水系统
+1600m水平采区内各处矿井水可分别通过各工作面进风巷或工作面回风斜水沟自流至，+1600m运输大巷水沟自流经+1600m水平车场、由+1600m井底车场水仓；经主排水泵房由主斜井内的排水管抽排至地面。
第四节井巷工程
根据以上各章节计算的结果，计算统计达到设计产量时的井巷工程量。
采区投产时，完成2个回采工作面及与之配套的全部井巷工程和设备安装工程。
矿建、土建、安装三类工程中，以矿建工程量最大，工期最长，故三类工程中以井巷工程为主，土建、机电安装工程配合矿建工程进行平行或交叉作业，以达到施工工期最短的目的。
设计中的巷道有：
井底车场、运输大巷、回风大巷、采区轨道上山、采区运输上山、采区回风上山、区段运输平巷、区段回风平巷、工作面开切眼及一系列的联络巷。
巷道名称
断面
形状
支护
材料
巷道断面（
）
巷道长度（m）
工程量（
）
净
掘
掘进容积
开拓巷道
井底车场
半圆拱形
混凝土
570
运输
大巷
半圆
拱形
锚网
4.5
5.2
600
3120
准备巷道
进风行人斜巷
梯形
锚网
4.0
4.8
33
158.4
回风上山
梯形
锚网
4.5
5.0
169
760.5
运输上山
梯形
锚网
4.5
5.0
260
1300
轨道上山
梯形
锚网
4.5
5.0
260
1300
区段平巷
矩形
锚网
4.3
5.7
910
5187
联络巷
梯形
锚网
4.0
4.7
320
1504
开切眼
矩形
锚网
20.8
170
3536
表3－6－2矿井达到设计产量时井巷工程量表
序号
工程名称
工程量（m）
施工速度（m/月）
时间（月）
1
井底车场
70
160
0.43
2
进风行人斜巷
30
160
0.18
3
运输上山
260
160
1.6
4
轨道上山
260
160
1.6
5
回风上山
169
160
1.1
6
运输平巷
910
400
2.44
7
回风平巷
843
400
2.10
8
联络巷
320
250
2.3
9
开切眼
170
400
0.43
由于开采的煤层为单一厚煤层且回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存条件，将回采巷道布置在煤层底中，沿煤层掘进，由于压力较大，因此掘进时考虑预留一定的变形量，掘进断面较大。
采区回采巷道采用机轨双煤布置，这种方式是将运输集中平巷和轨道集中平巷都布置在煤层中。
机轨双煤巷布置，岩石工程量小、巷道掘进容易、速度快、费用低，可以缩短采区准备时间。
同时双巷布置有利于上下区段同时回采。
扩大采区生产能力。
但在煤层内布置集中平巷，受采动影响大，特别是煤层（成分层）数目多，间距又较小时，集中平巷将受多次采动影响，加以集中平巷的服务期较长，维护工程大。
严重时会影响生产。
在联合布置的采区内，靠最下部有围岩较好的薄及中厚煤层，可以考虑采用双煤巷布量。
根据煤层赋存条件，设计采用走向壁式采煤法，炮采，顺板木支护顶板，排距为0.8m，柱距为0.7m。
全部冒落法管理顶板，控顶方式为四、六控顶，最小控顶距2.7m，最大控顶距4.3m，放顶步距1.6m。
采煤工艺：
做上下超前出口→工作面打眼→放炮→刮煤→支柱→打密柱及木垛→回柱放顶→两巷超前支护。
采煤工作面采用三班作业，每班八小时制，两采一准。
工作面每日一循环，循环进度1.6m，月进度44m，年推进度528m。
工作面平均长度65m，采区回采率85％，工作面回采率97％。
1、K9工作面生产能力为：
A＝BLMrc
＝50×528×2.1×1.4×0.97
＝7.53万t
式中：
B—工作面长度50m
L—工作面年推进度：
528m/a
M—煤层厚度,2.1m
r—煤层容重,1.4t/m3
c—工作面回采率0.97
二个工作面配采生产能力为15.6万t/a，掘进工程煤1.2万t/a，合计16.8万t/a，能满足采区15万t/a的设计能力。
二、运输方式的选择
杨家井大巷运输采用矿车和防爆柴油机车运输，轨距为600mm，轨形为25kg，1吨的矿车和3吨的柴油防爆机车。
采区产煤一部分用溜子将煤输送到采区煤仓，煤在煤仓集中运输，在从立井用罐笼提升到地面;一部分由皮带输送机运由大斜井运到洗煤厂进行洗选。
井下矿车型号为MG1.1-6A,数量为560辆;防爆柴油机车型号为MD3.3-6，数量为60辆。
大巷采用8吨运煤，防爆特殊柴油机车牵引3t矿车运送矸石，材料用材料车运输，主/副井采用罐笼提升，采区的运输石门和工作面顺槽均采用刮板输送机运输。
序号
使用地点
名称
型号
数量（台）
一
主井
罐笼
XRB
2
二
副井
提升绞车
XRC
1
三
大巷
柴油机车
MD3.3-6
60
矿车
MG1.1-8A
560
材料车
MC1.5-6A
12
四
工作面运输顺槽
溜子
SZB-630/110
4
因矿井属煤与瓦斯突出矿井，根据《煤矿安全规程》第347条规定选择电机车的形式为矿用柴油机车式防爆特殊型3t电机车，其型号为MD3.3-6，粘着质量为3t,轨距为600mm，牵引力为11.8KN，速度为6.2Km/h。
配套矿车为底卸式3t矿车,型号为MG1.1-8A名义载重量为3000Kg，轨距为600mm,轴距1100mm，自重1680Kg。
第三节回采工艺设计
由于开采的煤层为单一厚煤层且回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存条件，将回采巷道布置在煤层底板中，沿煤层掘进。
采煤工作面的回采工艺为后退式，工作面由采区边界向采区上山方向推进，区
升级会员 