贵州省普安县楼下郭家地煤矿扩建开采方案设计说明书.docx
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贵州省普安县楼下郭家地煤矿扩建开采方案设计说明书
1.
地形地质图
103
1:
5000
2.
井田勘察线地质剖面图
采用
1:
5000
3.
矿区含煤地层综合柱状图
采用
1:
500
4.
矿井开拓方式平面图
109-1
1:
5000
5.
矿井开拓方式剖面图
109-2
1:
5000
6.
采区布置机械设备配备平面图
163-1
1:
2000
7.
采区布置机械设备配备剖面图
163-2
1:
2000
8.
矿井容易时期通风系统及通风网络图
171-1
示意图
9.
矿井困难时期通风系统及通风网络图
171-2
示意图
根据《关于进一步做好煤矿整顿关闭工作意见的通知》（国办发[2006]82号）等文件精神，贵州省出台了《贵州省煤矿整合指导意见》（黔煤办字[2006]291号）文件，确定了贵州省煤矿整合工作方针，并具体规划了煤矿整合工作步骤。
普安县楼下郭家地煤矿（以下简称郭家地煤矿）在《贵州省人民政府关于黔西南自治州兴义市等六县（市）煤矿整合和调整布局方案的批复》（黔府函[2006]201号）指导下，进行整合工作。
根据贵州省国土资源厅《关于调整普安县郭家地煤矿矿区范围的批复》（黔国土资矿管函［2007］1712号）文确定，郭家地煤矿生产规模为0.45Mt/a，矿区面积为：
4.23km2，开采标高为：
1350～1650m。
为此，郭家地煤矿委托重庆华地工程勘察设计院编制《普安县楼下郭家地煤矿（扩建）开采方案设计》。
普安县楼下郭家地煤矿位于普安县楼下镇泥堡村境内，行政隶属楼下镇泥堡村，属扩建项目。
原郭家地煤矿开采范围位于现矿区范围西南角，开拓规模小，生产规模仅30kt/a，矿区面积仅0.6956Km2。
矿区扩大范围后，重新选址进行扩建设计，矿井扩界扩能（扩建）后矿区范围地理坐标为：
东经104°58′30″~105°00′32″，北纬25°24′16″~25°26′30″。
扩建后矿井不利用原郭家地煤矿的井巷工程和工业场地，井上下系统相互独立。
整合后原生产系统报废。
地质报告及其他上阶段报告及批复文件3、2007年12月，贵州省煤田地质局地质勘察研究院提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及地质勘探报告》5、《关于＜贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及地质勘探报告＞矿产资源储量评审备案的证明》（黔国土资储备字[2008]111号）
6、2008年3月，重庆地质矿产研究院提交的《贵州省普安县郭家地煤矿地质灾害危险性评估报告》及备案登记表
（二）设计依据的法规、规程、规范、条例、细则3、《煤矿安全监察条例》（2000年11月国务院令第296号）
4、《煤矿安全基本条件规定》（国家煤矿安全监察局5号令）
5、《煤矿建设项目安全设施监察规定》（国家煤矿安全监察局6号令）
6、《煤矿救护规程》
7、《防治煤与瓦斯突出细则》（煤安字[1995]第30号）
8、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》（2000年6月国家煤炭工业局制定）
9、《井下探放水技术规范》MT/T632－1996
10、《煤矿井下热害防治设计规范》MT5019-96
11、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）
12、《煤矿工人技术操作规程》1996年原煤炭部制定
13、《矿井瓦斯抽放管理规范及反风规定》
14、《煤矿用带式输送机安全规程》（MT654）
15、《电气装置安装工程施工及验收规范》GB50254～50259-96
16、《建筑设计防火规范》GBJ16-87（2001年版）
17、《建筑防雷设计规范》GB50057-94
18、《建筑灭火器配置设计规范》GBJl40-90
19、《煤矿井下消防、洒水设计规范》（MT/T5032-2003）
20、《建筑抗震设计规范》（GB50011-2001）
21、《煤矿井下热害防治设计规范》MT5019-96
22、《矿井防灭火规范》（试行）（1988年，原煤炭部定）
23、《煤矿建设安全规程》（1997年，原煤炭部制定）
24、《建筑防灭火器配置设计规范》（GBJ140-90）
25、《堤防工程管理设计规范》
26、《电气装置安装工程施工与验收规范》（GB50254-50259-96）
27、《建筑防雷设计规范》（GB50057-94）
28、《工业企业噪声控制设计规范》（GBJ—75）
29、《尾矿库安全技术规程》
30、《民用爆炸物品安全管理条例》
31、《煤炭工业矿区总体设计规范》
32、《矿山安全法》
33、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028－2006）
34、《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》（AQ1020－2006）
35、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）
36、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）
37、《石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件》MT/T955－2006
38、《石门揭穿突出煤层震动爆破技术条件》MT/T958－2005
39、《矿井通风安全装备标准》MT/T5016-96
40、《工业企业设计卫生标准》卫生部制定
41、《矿井通风安全装备标准》MT/T5016-96
42、《煤矿工人技术操作规程》（1996年，原煤炭部制定）
43、《环境空气质量标准》（GB3095-1996）
44、《地面水环境质量标准》（GHZB1-1999）
45、《工业企业照明设计标准》（GB50034-92）
46、《工业企业采光设计标准》（GB50033-91）
47、《环境空气质量标准》（GB3095-1996）
48、《地面水环境质量标准》（GHZBl-1999）
49、《大气污染物综合排放标准》（GBl6297-1996）
50、《污水综合排放标准》（GB8978-1996）
51、《工业企业厂界噪声标准》（GBl2348-1990）
52、《煤矿注浆防灭火技术规范》（MT/T702—1997）
53、《矿井密闭防灭火技术规范》（MT／T698—1997）
（三）设计依据的政策性文件
1、《关于进一步做好煤矿整顿关闭工作意见的通知》（国办发[2006]82号）
2、《关于加强煤矿顶板管理工作的通知》（安监总煤行〔2008〕176号）
3、《关于加强煤矿机电运输安全管理工作的通知》（安监总煤行〔2008〕175号）
4、《关于切实做好煤矿建设项目初步设计安全专篇编制工作的通知》（煤安监监察〔2008〕28号）
5、《关于加强煤矿建设项目瓦斯抽采工作的通知》（安监总煤监〔2008〕167号）
6、《关于遏制煤矿重特大事故的紧急通知》（安监总煤调〔2008〕162号）
7、《关于进一步加强煤矿水害防治工作的通知》（安监总煤调〔2008〕160号）
8、《关于加强煤尘防治工作的通知》（安监总煤行〔2008〕159号）
9、《贵州省煤矿整合指导意见》（黔煤办字[2006]291号）
10、《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作意见》（黔安监管办字［2007］345号）
11、《加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见》（
1、贵州省普安县楼下郭家地煤矿采矿许可证。
2、普安县楼下郭家地煤矿（扩建）开采方案设计委托及承诺书；
3、设计人员在现场调查收集的矿井实际情况的有关资料
（一）设计的主要特点
1、贵州省普安县楼下郭家地煤矿（扩建）设计采用斜井开拓，布置3个井筒。
主斜井井口标高＋1664.9m；副斜井井口标高＋1663.5m；回风斜井井口标高＋1675m。
主、副井口之间平面距离47m，主井与回风斜井井口之间平面距离108m。
主斜井采用胶带运输机运输，副斜井采用轨道提升运输，技术、工艺、设备能满足正规的、安全的、稳定的生产。
后期布置北翼回风斜井和副斜井，北翼副斜井井口标高+1820m；北翼风井井口标高＋1820m；
2、矿井设计为中央式通风系统，前期为中央并列式通风系统，后期为中央分列式通风系统。
回风斜井装备2套同等能力的主要通风机，工作方式为抽出式。
各采掘工作面独立回风，通风线路畅通、独立稳定，符合《煤矿安全规程》要求。
3、矿井划分为一个水平，水平标高为+1490m，上下山开采。
主要开拓巷道布置在煤层底板岩层中。
开拓布局较为合理、生产集中、系统完善，环节畅通、可靠。
4、井田内可供布置开采的煤层两层，即17、19煤层。
井田划分为三个采区，采区走向长度550m~2700m，倾斜长700m~1665m。
每个采区沿倾斜长170m划分为一个区段。
采区内各煤层联合布置3条上山，即轨道上山、皮带上山和回风上山，各上山以斜巷与区段巷道连接。
区段内在煤层底板岩层中布置2条瓦斯抽放巷。
区段煤层巷道分层布置。
5、矿井设计以1个采区、1个回采工作面达产；采用走向长壁采煤法，单体液压支柱支护，割煤机割煤，全垮落法管理顶板。
矿井投产时布置3个掘进工作面，即1个17煤层巷道掘进工作面和2个岩巷掘进工作面，有利于先抽后采。
6、本次设计按煤与瓦斯突出矿井进行设计，采用了预抽煤层瓦斯、开采保护层等综合防治突出技术措施，并考虑了瓦斯抽采利用。
1、项目总投资情况
⑴项目建设估算静态总投资为：
10820.8万元
静态投资由如下部分构成：
井巷工程费：
4065.6万元
土建工程费：
863.57万元
机电设备购置及安装工程费：
4541.64万元
工程其他费：
1350.05万元
⑵矿井吨煤投资：
240.46元
⑽职工在籍总人数：
669人；
⑾全员工效：
3.06t／工；
⑿井巷工程量：
9677m
⒀矿井建设工期：
34个月
1、矿区F9断层以南区域勘探程度不够。
勘探过程中只布置有4个钻孔，其中10号、J11号勘探线所布钻孔只揭露了F9断层，对煤层赋存状况反映不完整、不准确，无法布置开拓开采。
2、贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》在进行资源/储量估算时，根据贵州省普安县郭家地煤矿的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分（St,d）大于3%的19煤层、26煤层的资源/储量，但未作19、26煤层的可选性试验。
因此本次设计仅考虑了17、19煤层联合布置开采，未考虑26煤层的开采。
3、建议项目建设单位组织对该区域进行补勘，加大勘探布局网度，查明煤层赋存，并对19、26煤层的可选性进行深入研究，以利于下一步对26煤层的开采，延长矿井服务年限。
4、矿井达产建设工程量较大，建设工期长（34个月），建井施工组织难度较大。
建议业主采用外委招标建设。
5、各煤层瓦斯含量大，煤田瓦斯储量丰富。
矿井应对瓦斯资源作专题研究，走煤、电、气综合开发利用的发展道路，减轻矿井开发对环境的污染，减少资源浪费。
矿区总体为脊状山地貌，属中高山地形。
山岭大致位于区内中部，呈北东～南西向延伸。
地势北高南低，最高为标高2001.7m,最低为1435m,最大相对高差在567m左右；地面植被较发育，灌木、杂草丛生，部分地段为林场；地面小冲沟亦较多，并呈羽状展布，有水，流量在0.2～7l/s左右。
矿区河流为山区雨源型河流，河床粗糙，水流湍急，流量变化幅度大。
雨季山洪飞瀑，河水暴涨；枯季流量较小。
河水主要受大气降水的控制。
矿区内最低点标高为+1435m，为矿区最低侵蚀基准面。
最高点为矿区北部拐点7附近的大坡山顶，标高约为+2015m，相对高差为665m。
龙潭组含煤地层多被滑坡及第四系坡积物覆盖，地形相对平缓。
考虑到今后开采后的变化，受大气降水的影响，雨季涌水量增大，根据318号动态观测资料，变化幅度为2.47，因此雨季最大涌水量为3060m3/d。
由于《地质报告》仅以一个抽水孔资料预算矿井涌水量，所获得的水文地质参数有一定局限性，但总体认为采用的计算方法是可行的，结果可供设计时参考。
与郭家地煤矿相邻的恒泰煤矿（30万吨/年），该矿面积约4.8Km2,据调查该矿水文地质条件与郭家地煤矿的水文地质条件相似，涌水量主要受大气降水补给，季节变化较明显，实测涌水量为2.5～44.5l/s,平均约16l/s。
采用类比法预算郭家地煤矿由该矿估降雨入渗系数为0.3,由该数据估算本矿采空面积最大时平均涌水量：
Q1/S1=Q2/S2
式中，Q1－郭家地煤矿预计涌水量，l/s；
Q2－恒泰煤矿已知涌水量，l/s；2.5~44.51l/s
S1－郭家地煤矿矿区面积，Km2，4.23Km2
S2－恒泰煤矿已知采空区面积，Km2，1.90Km2
经计算，Q1＝Q2S1/S2
＝2.5~44.51×4.23/1.90
=5.57~99.09l/s=20.04~356.74m3/h，平均188.39m3/h
本次设计综合《地质报告》计算结果及类比邻近矿井涌水量情况，取正常涌水量
贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》在进行资源/储量估算时，根据贵州省普安县郭家地煤矿的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分（St,d）大于3%的19煤层、26煤层的资源/储量，但未作19、26煤层的可选性试验。
因此本次设计仅考虑了17、19煤层联合布置开采，未考虑26煤层的开采。
2、建议项目建设单位组织对该区域进行补勘，加大勘探布局网度，查明煤层赋存，并对19、26煤层的可选性进行深入研究，以利于下一步对26煤层的开采，延长矿井服务年限。
1、煤柱损失煤量计算
1）风氧化带煤柱及煤量损失计算
矿井开采煤层露头在矿区内有出露，在地质储量核实报告中已扣出风氧化带资源储量，设计按浅部留设矿井边界煤柱计算储量损失。
2）井田边界煤柱及煤量损失计算
沿井田上、下边界沿倾向留设30m煤柱。
上、下边界煤柱损失：
Q=L×B×M×γ
式中：
L—煤柱长度，m
B—煤柱留设宽度,m
M—煤层厚度,取3层煤采用平均厚度的总和，m
γ—容重,取平均值1.52t/m3
计算储量损失为（333）55.7万t；
计算储量损失为（333）55.7万t；
3）井筒保护煤柱
矿井主井筒均布置在煤层顶板侧，从顶板穿越煤层，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》第85条规定，设计按“斜井保护煤柱的留设”方法计算保护煤柱尺寸。
留设方法为在平面图上通过受护对象角点作矩形，使矩形各边分别平行于煤层倾斜方向和走向方向；在矩形四周作围护带，该围护带外边界即为受护边界。
采用垂直剖面法确定受护对象煤柱。
沿走向方向岩石移动角取δ＝75°，上山移动角γ＝75°，下山移动角β＝66°。
其中
煤层中固定支承压力带的宽度按下式计算：
S=2S1+2a
式中S1—斜井保护煤柱的水平宽度，按下式设计计算：
S1=
=
=16.34m，取16.5m
插图2-1-1井筒保护煤柱留设尺寸示意图
a—受保护斜井或巷道宽度的一半，m；
H—斜井或巷道的最大垂深，m；
M—煤厚，m；
f—煤的强度系数，f=0.1
；
Rc—煤的单向抗压强度，MPa。
S=2×16.5+108=141m
井筒保护煤柱留设尺寸见插图2-1-1
计算确定的保护煤柱范围内损失储量为（332）14.6万t。
4）地面建筑物煤柱：
地面人烟稀少，仅有零星住户分布，业主在开采过程中，应在住户附近设观测点，发现地面有裂缝等采动影响现象，应及时采用搬迁措施。
地面工业广场及小寨头村庄已处于断层隔离煤柱、矿井边界煤柱及煤层露头煤柱保护范围内，设计不另留设保护煤柱。
5）含水导水断层防隔水煤柱
断层煤柱按下式计算：
L=KM
式中：
L—断层煤柱宽度，m；；M—煤厚或采高，m；K—安全系数，取2.5；Kp—煤的抗张强度，取1MPa；P—水头压力，取1MPa。
根据以上公式计算，各煤层的断层一侧煤柱的宽度最大为17号煤层，为12.12m，考虑到断层附近的次生构造，设计断层一侧煤柱宽度均留设30m。
由于在储量计算过程中，已扣除断层煤柱煤量损失，本次计算不再进行扣减。
矿井设计资源/储量=矿井工业储量-煤柱损失=1891.8-55.7×0.8-14.6=1832.6万t。
1832.6×0.8=1466.1万t
工作面及矿井年产量计算见表
煤层编号
工作面长度（m）
循环进度（m）
循环率
年推进度（m）
煤层厚度（m）
容重（t/m3）
回采率
生产能力（万t/a）
矿井能力（万t/a）
17
170
1.2
0.85
675
2.8
1.51
0.95
460904.85
483950.1
19
170
1.2
0.85
1100
1.67
1.51
0.95
447980.005
470379.0
Pt=n×∑h×γ×9.81
式中：
Pt—考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2；
n—增载系数，即老顶来压与平时来压强度的比值，无因次；取n=2
∑h－直接顶岩层厚度，m；取∑h＝M/（K-1），式中，M为采高，m，按17煤层采高取M＝2.8m；K为岩石碎胀系数，无因次；取K＝1.4
γ－直接顶岩层容重，t/m3；取γ＝2.4t/m3
经计算，采煤工作面支护强度为：
Pt=n×∑h×γ×9.81=n×M/（K-1）×γ×9.81＝2×2.8/（1.4-1）×2.4×9.81=329.6KN/m2
2、支护密度计算
n′＝Pt/（η×Rt）
式中：
n′－支护密度，棵/m2；
Pt—考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2；根据前述计算，取Pt＝329.6KN/m2
η－支柱额定工作阻力实际利用系数，%；单体液压支柱取85%
Rt－支柱额定工作阻力，KN/棵；取Rt＝300KN/棵
经计算，n′＝Pt/（η×Rt）＝329.6/（0.85×300）=1.293棵/m2。
3、采煤工作面支柱柱距计算
a＝NS/（Nb+F）
式中：
a－采煤工作面支柱柱距，m；
N－采煤工作面最大控顶距时支柱排数，排；取N＝5
S－每根支柱的支护面积，m2/棵，S＝1/n；
根据前述计算，S＝1/n＝1/1.293=0.7736m2/棵。
b－工作面支柱排距，m；取b=1.2m
F－端面距，即机道上方梁端至煤壁距离，m；根据采煤工作面设备配置进行横向配套尺寸计算，取F＝0.15m
经计算，a＝NS/（Nb+F）＝5×0.7736/（4×1.2+0.15）＝0.781m，取a＝0.7m
工作面选用DZ12～28-30/100系列和DZ30-25/110Q型单体液压支柱，配用HDJB-1200型金属绞接顶梁，支柱排距1.2m、柱距0.7m能满足工作面支护需要。
矿井移交生产时井巷总工程量为9677m。
根据开拓开采布置，矿井移交生产时三个煤量及可采期为：
开拓煤量11.18Mt，可采期13.5a；准备煤量2.425Mt，可采期4.2a；回采煤量0.86Mt，可采期1.8a。
另外，矿井移交生产时经抽放而得到解放的煤量约1.21Mt。
瓦斯含量规律为垂向上，同一钻孔煤层瓦斯含量随深度的增加而增长；平面上因瓦斯插点少，无规律可寻；瓦斯增长率：
煤层埋藏深度每增加100m时，瓦斯含量增加3.14ml/g·r。
煤层原始瓦斯含量随深度的增加而增长；瓦斯含量梯度为3.14ml/g·r·100m。
（5）平面上的变化规律受断层构
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