新龙煤矿矿井技术改造设计学位论文.docx

1、新龙煤矿矿井技术改造设计学位论文前 言新龙煤矿企业性质为国有，2009年随着山西省煤矿企业兼并重组工作的推进，新龙煤矿生产规模由300kt/a提高到1200kt/a，需要对矿井进行技术改造。为此，新龙煤业有限公司委托我院编制该矿设计，规模为1200kt/a。我院受该矿委托，按照质量标准化矿井的要求，编制完成该矿技术设计。三、设计的指导思想认真贯彻执行国家能源开发的方针、政策及煤炭行业“规程”、“规范”， 在保证矿井设计规模和安全生产的前提下，以矿井资源条件及开采技术条件为基础，以完善井上、下生产系统和安全设施为重点进行矿井技术改造，设计方案充分体现市场经济的特点，因地制宜选择生产工艺，系统设计

2、简单实用。最大限度地降低矿井初期投资和缩短矿井建设工期，力争通过精心设计和科学管理，把该矿井建设成规模合理、初期工程量少、建井工期短、见效快、效率高、效益好、符合煤矿发展趋势的地方现代化矿井。四、设计的特点1矿井保有能利用资源/储量41.258Mt，工业资源/储量40.813Mt，设计可采储量22.023Mt，服务年限15a。设计生产能力为1200kt/a。2矿井采用斜井开拓，以主斜井、副斜井、回风立井共三个井筒开发井田内15号煤层未开采区域的储量。主斜井担负矿井的煤炭提升任务及人员下放任务，兼做进风井安全出口，副斜井担负液压支架等大型设备、长材料的下放任务及矸石等提升任务，兼做主要进风井和安

3、全出口；回风立井担负矿井回风任务，兼做矿井安全出口。3在井田开拓巷道布置上，以水平标高为+620m水平。开采本矿15号煤层。设计以一个放顶煤综采工作面来保证矿井设计规模。4依据放顶煤综采工作面的年推进度和工作面顺槽掘进方式，设计以一个综掘工作面、一个普掘工作面保证矿井正常生产接替。5井下大巷主运输采用胶带输送机，井下辅助运输，轨道大巷及主要辅助运输巷原则上均采用无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输。 由于本人水平有限，设计当中存在的缺陷请各位老师和同学批评指证，并提出宝贵意见。第一章 井 田 概 况第一节 矿区概述一、地形与交通位置井田位于太原东山东南缘，西为太原盆地，井田内基岩大面积裸露

4、，沟谷纵横，切割剧烈，属剥蚀、侵蚀低、中山区。地势东高西低，北高南低，最高点位于井田北部，标高为1065m，最低点位于大龙沟村西，标高为870m，最大相对高差195m。井田与主要交通干道有简易公路相接，交通十分便利。二矿井生产建设概况新龙煤矿兼并重组前采用斜井开拓，设主、副、风三个井口，现采15号煤层，12号煤层尚未开采，核定生产能力30万t/a。根据2008年瓦斯鉴定结果，该矿属低瓦斯矿井。该矿井下涌水量不大，一般日涌水量150m3左右，最大200m3，在主、副井底附近均设有水仓，汇集井下各处涌水后由水泵排向地面。井筒特征见表1-2-1。表1-2-1 井 筒 特 征 表 矿井井口坐 标井口标

5、高（m）方位坡度XY新龙煤矿主斜井4187212.59219646554.968897.5574027副斜井4188228.01919646970.133961.1053020风井4188451.02819647141.252978.2012726大龙坑口（关闭）主斜井418867019645986925.04226副斜井418867519646006925.54226二、周边四邻关系情况井田内除新龙煤矿三个井口和北部原大龙坑口（关闭）一对报废井口外无其它生产矿井。井田周边共有太原市东山煤矿、南凹东坑、西温庄煤矿、西沙沟煤矿、施家凹煤矿等五座煤矿，其中：太原市东山煤矿为太原市国有大型煤炭企业，

6、生产能力为150万t/a；南凹东坑，西温庄煤矿已关闭。西沙沟煤矿为晋中市榆次区鸣谦镇办煤矿，生产能力9万t/a，开采15号煤层。施家凹煤矿为晋中市榆次区乡镇煤炭企业，生产能力9万t/a，开采15号煤层。三、电源情况新龙煤矿现有设备生产能力为21万t/a，在工业场地有一座10/6 kV变电所，其双回10 kV电源一回接自农电，一回接自工厂专线。在工业场地北偏西方向约7 km处有东山煤矿35kV变电站，该站设有12.5MVA主变两台， 35kV为单母线分段接线方式，两回35kV电源引自东郊110kV变电站，导线均为LGJ-150，是东山煤矿电厂入网变电站。在工业场地西南方向约5km处有黄陵35kV

7、变电站，该站设有两台16MVA 主变， 35kV为单母线分段接线方式，双回35kV电源一回引自晋阳220kV变电站，导线为LGJ-240；一回引自榆次220kV变电站，导线为LGJ-185。第二节 井田地质特征 (一)、地层井田内大面积基岩裸露，出露基岩地层主要为二叠系上统上石盒子组和下统下石盒子组，结合钻孔揭露资料，井田内沉积地层主要有：奥陶系中统上，下马家沟组，奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组，二叠系下统山西组，二叠系下统下石盒子，二叠系上统上石盒子组，第四系中、上更新统等。（二）地质构造井田内落差大于5m的断层共有6条，地表发现及井下揭露的陷落柱共7个，现将与井田有关

8、的断层、陷落柱分述如下：F29：位于井田北部边界附近，走向近东西，断层面倾向北，倾角75，落差15m，为正断层，与F19组成一小型地堑构造，于普2号钻孔东200m附近交于F19地表填图发现，井田仅影响到12号煤层。F34：位于井田东北角，走向近东西，倾向南，倾角70，落差10m，为正断层，延伸长度700m，地表填图发现。X2陷落柱：位于井田东北角边界处，近似圆形，直径60m，地表填图发现。XJ3：位于井田北部，椭圆形，长轴25 m，短轴8 m，原大龙煤矿井下揭露。XJ2：位于井田东部，椭圆形，长轴70m，短轴30m，新龙煤矿井下揭露并完全控制。综上所述，井田内构造为简单的单斜，地层倾角724；

9、陷落柱不甚发育，断裂构造北部边界附近较为发育，但断层落差均较小，对井田内煤层开采影响不大；井田内未发现岩浆岩侵入，井田内地质构造属简单。第 三 节 煤 层 埋 藏 特 征一、煤层井田主要含煤地层为二叠系山西组和石炭系太原组，共含煤13层。，2、3、4、5、6-1、9上、9、11，13属不可采煤层，可采的12、15号煤层属稳定可采煤层，均为本矿批准开采煤层。各可采煤层情况见表2-2-2。表2-2-2 可采煤层情况汇总表煤层号见煤点厚度（m）最大最小平均煤层间距（m）最大最小平均结构夹石层数可采性稳定性顶板底板121.25-1.951.4537.56-52.1943.35简单1全区可采稳定泥岩砂质

10、泥岩细砂岩156.30-8.597.02较简单1-3全区可采稳定石灰岩泥岩碳质泥岩二、煤质（1）、物理性质煤的光泽以玻璃光泽为主，局部有油脂光泽；颜色为黑色；条痕色为褐黑色；断口为棱角状和参差状，局部为眼球状；内生裂隙较发育，局部充填方解石脉。宏观煤岩类型多为光亮型和半光亮型，少数为半暗型。宏观煤岩成分以镜煤和亮煤为主，夹丝炭和暗煤细条带。中细条带状结构，层状或块状构造。（2）、化学性质及工艺性能井田内主要可采煤层为12、15号，其化学性质及工艺性能如下：、12号煤12号煤层为低灰高灰，中硫高硫，特低磷，中热值特高热值的贫煤，仅井田西北部边缘（D4号孔）小范围内为贫瘦煤。，可用做动力煤和民用燃

11、料。、15号煤，15号煤层为特低灰中灰，低硫高硫，低挥发分，特低磷低磷，高热值特高热值的贫煤。，可用做动力煤和民用燃料。三、瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性鉴定情况1、瓦斯矿井的瓦斯绝对涌出量为2.85m3/min，瓦斯相对涌出量为6.59m3/t，二氧化碳绝对涌出量为2.14m3/min，瓦斯相对涌出量为4.95m3/t，为低瓦斯矿井。2、煤尘及煤的自燃倾向性a、煤尘爆炸性15号煤层和12号煤层煤尘均具有爆炸性。b、煤的自燃倾向性15号煤层自燃等级为级，属自燃煤层。12号煤层井田内未进行过煤层自燃倾向性的测试工作，参照邻矿东山煤矿，自燃等级为级，属不易自燃煤层。四、井田水文地质（一）、矿井水文地质

12、1、地表水体井田处于东山背斜靠近轴部的西翼南端。雨季有洪流向西南进太原盆地汇入汾河，平时有断续细流。2、井田含水层本矿对煤层开采直接充水的太原组及山西组含水层，富水性弱，补给条件不好，属岩溶及裂隙充水矿床。另外本井田内15号煤层存在较大量的采空区积水，总体分析，本矿井水文地质类型总体属中等，局部属复杂。（二）矿井涌水量据该矿开采情况，井下涌水量较小，涌水量与季节有关，正常涌水量为150m3/d,最大为200m3/d。现在年生产能力为30万t,矿井生产能力达到120万t/a时，年工作日按330天计算，日产量为3636t/d，由此预算矿井涌水量为：Q正常=36360.24=872m3/d Q最大=

13、36360.31=1127 m3/d(预算结果仅供参考)五、煤层顶底板岩石工程地质特征1、顶底板条件、可采煤层的顶底板岩石特征可采煤层为15和12号煤。15号煤层顶板为深灰色石灰岩（L1），致密坚硬，节理裂隙为方解石脉充填，不易冒落。厚1.402.40m。据井田北部外围M10号孔物理力学性质试验，含水率为0.64%，视密度2715kg/m3，真密度2737kg/m3，孔隙率0.8%，单向抗拉强度2.75MPa。岩石变形参数：单向抗压强度135.5MPa，割线模量E50为0.7105MPa，切线模量Et为0.66105MPa，泊松比0.31，属坚硬岩石。底板为深灰、黑色泥岩或炭质泥岩，厚1.10

14、5.80m。M10号孔物理力学性质试验，含水率为1.06%，视密度2510kg/m3，真密度2831kg/m3，孔隙率11.34%，单向抗压强度27.95MPa，单向抗拉强度1.36MPa，属软弱岩石。12号煤层由于煤层分叉，上分层11号煤顶板为石灰岩，12号煤为下分层，顶板为灰黑色和黑色泥岩，性脆易碎，厚1.001.28m。底板为灰或深灰色细砂岩，较坚硬。第二章 井田境界与储量第一节 井田境界一、井田境界新龙煤矿井田范围由9个拐点坐标连线圈定(6带坐标)，见表3-1-1。表3-1-1 井田拐点坐标表拐点编号XY拐点编号XY14189377.00019644736.00064186776.00

15、019646621.00024189415.00019647016.00074187113.00019646210.00034188802.00019646785.00084187473.00019646198.00044188815.00019647564.00094188006.00019645681.00054186793.00019647621.00010井田呈一不规则的菱形，面积4.6845km2，批准开采井田内的12、15号煤层，煤层底板标高+950m+300m。第二节 储 量 计 算一、井田保有能利用资源/储量1资源/储量估算范围井田面积均为4.6845km2不变。对开拓开采影响

16、不大。3资源/储量级别和块段划分因井田构造属简单类，12、15号煤层稳定，故勘查类型划为一类一型，按照煤、泥炭地质勘查规范中有关规定，确定稳定煤层各类别资源/储量的见煤工程点距如下：探明储量：1000m，并外推实际工程点距的1/2。控制储量：2000m，并外推实际工程点距的1/2。推断资源量：探明、控制储量块段外为推断资源量。在具体圈定中，探明的及控制的块段跨越未查明的断层、陷落柱时考虑到其边界为推断性质，故留设30m推断资源量，在井下已揭露控制的（断层、陷落柱）地段不进行此类留设。井田煤层平缓，倾角在15左右，且倾角变化不大，故本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，估算公式如下：Q=S.

17、h.d式中：Q块段资源/储量（kt）；S块段面积k（m2），采用水平投影面积，用计算机配合软件在煤层底板等高线图上直接测得；h块段平均厚度（m），为块段内及邻近见煤工程点煤层估算厚度之算术平均值，各工程点煤层估算厚度按有关规范执行计算；d煤层视密度（t/m3 ）,采用该矿精查地质报告中数据，12、15号煤层视密度分别为1.41和1.38t/m3。4资源/储量计算结果井田保有能利用资源/储量41292kt。详见表3-1-2。表3-1-2 井田保有能利用资源/储量计算汇总表 单位：kt序号煤层煤类储量/储量类别111b111b+122b111b122b333蹬空小计总量（%）总量（%）112PS4

18、35768059173.6%86.5%PM345915326371477（111b）710569.5%91.0%小计389416087171477（111b）769669.8%90.7%215PM231098238224933596 68.8%93.3%3总计PS4357680591 73.6%86.5%PM26568977028861477（111b）4070168.9%92.9%小计27003984629661477（111b）4129269.0%92.8%二、矿设计可采储量计算1矿井工业资源/储量=111b+122b+333k式中：K可信度系数，根据本矿井地质构造简单、煤层赋有稳定的特征

19、，K值取0.85。2设计资源/储量矿井设计资源/储量矿井工业资源/储量永久煤柱损失永久煤柱损失包括井田境界，已有的地面建(构)筑物、村庄、断层煤柱、河流煤柱、铁路煤柱等永久性煤柱损失。3矿井设计可采储量计算矿井设计可采储量按下式计算：ZK=(Zs-P)C式中：ZK矿井设计可采储量，kt；Zs矿井设计资源/储量，kt；P开采煤柱损失，kt；C采区回采率，根据煤炭工业矿井设计规范，12号煤层取80%，15号煤层取75%。矿井永久煤柱损失考虑了井田境界、村庄、陷落柱、采空区等留设保安煤柱的损失。井田境界煤柱按20m宽留设，陷落柱、断层、采空区保安煤柱按30m留设，工业场地、村庄保安煤柱均是在其边线外

20、留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。工业场地围护带宽度保护等级为15m，村庄围护带宽度保护等级为5m。工业场地及村庄保护煤柱通过移动角法设计：松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45，基岩移动角走向取72，上山取72，下山取72-0.6。工业场地及井田内的村庄留均设了150m的安全煤柱，采煤过程中不会受到破坏。经计算，矿井设计可采储量为22052kt，详见表3-1-3。表3-1-3 矿井设计资源/储量计算表 单kt煤层编号矿井工业资源/储量永久煤柱损失矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤

21、柱损失开采损失设计可采储量井田边界村庄、断层采空区合计工业场地主要井巷合计127588 407 1152 1559 6029545 1007 1552 672 38061533259 1928 2509 4634120028359 2583 4309 68923220 18247 合计40813 2334 3662 4636459 34388 3128 5316 8444 3892 22052 第三章 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，每天四班作业(三班生产、一班准备)，每天净提升时间16h。二、矿井设计的年生产能力1储量因素：本矿地质条件中等，水文地质条件简

22、单，煤层厚度较大，且赋存稳定，但井田面积不大，仅12，15号煤层，矿井储量不多，其工业储量为40813kt，设计可采储量为22052kt。3生产环节因素：井下煤炭采用胶带输送机运输，辅助运输采用调度绞车，大巷两侧布置条带开采，生产系统简单，运输环节少，矿井生产能力适宜加大。综合考虑以上因素，经过技术分析比较后，矿井设计生产能力确定为1.2Mt/a。本井田煤层赋存特征、地质构造、开采技术条件等，确定矿井设计生产能力为1200kt/a。三、同时生产水平数的确定本井田主要开采15号煤层。设计以一个水平开采15煤层。开采水平为620m水平。四、矿井及水平服务年限矿井及水平服务年限均按下式计算：T=Z/

23、(AK)式中：T服务年限，a；Z设计可采储量，kt；A设计生产能力，1200kt/a；K储量备用系数，取1.4。则：矿井及水平服务年限均为22052/(12001.4)13(a)。第四章 井田开拓方式一井田开拓方式的确定一）开拓方案开拓方案准备利用并刷大现有主井井筒断面，刷大后断面宽4.0m，净断面12.68m3，担负矿井矸石、材料设备等辅助提升任务，兼安全出口。在现主井北部即现澡堂东部新掘主斜井井筒，倾角25，断面宽5.6m，落底于15号煤层底板30m的底板岩层中，落底标高为+590.000（底板），井筒斜长745.4m，担负矿井煤炭运输任务和人员下放任务，兼做进风井和安全出口。新掘回风立井

24、井筒，井筒断面直径5m，断面积为19.63m2，落底于15号煤层顶板上15m的岩层中，落底标高为+638.000（底板），井筒垂深287.0m，兼作安全出口井。矿井开采井田内12、15号煤层时，将新掘主斜井井筒落底于15号煤层底30处的+590m水平标高，布置在距主斜井井筒斜长20m处布置井底煤仓，煤仓上口布置在15号煤层中，通过15号煤仓上口，沿煤层走向布置一条一区胶带大巷，平行于胶带大巷布置一采区轨道及回风大巷，巷道间距为30m，大巷保护煤柱设为40m。并将该大巷延至X4陷落柱附近，沿现15113顺槽布置二采区胶带、轨道及回风巷三条巷道，巷道间距为30m，巷道保护煤柱为40m。在井底煤仓上

25、口，基本垂直于胶带大巷向西沿煤层倾向方向布置一采区三条下山，即一采区胶带下山、一采区轨道下山及一采区回风下上。上述巷道除回风巷道沿煤层顶板布置外，其余胶带及轨道巷均沿煤层底板布置。将12号煤煤仓布置在12号煤层中，12号煤煤仓下口布置在主斜井井筒，煤仓距井口斜长650.4m，煤仓上口标高为+660.400m，下口标高为+630.400，煤仓直径为6.00m，过12号煤井底煤仓上口分别布置一采区及二采区胶带、轨道及回风大巷，巷道间距为30m，大巷保护煤柱设为40m。上述巷道除回风巷道沿煤层顶板布置外，其余胶带及轨道巷均沿煤层底板布置。副斜井井底。在井底车场距副斜井井筒落底点58.6m处基本沿+6

26、20m水平布置一条集中轨道大巷，与一采区轨道大巷相接。在集中轨道大巷接近副斜井井筒侧联合布置井底主排水泵房及其配电硐室，并布置井底水仓。在井筒穿12号煤时布置12号煤甩车场，通过12号煤集中轨道运输巷与甩车场及12号煤一采区轨道大巷相连。二）开采水平规划：全矿井已一个主水平（15号煤层即+620m水平）和一个辅助水平（+）开采井田12、15号煤层。三）矿井通风方式矿井采用中央并列式通风系统，主、副斜井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。三、主要运输大巷及回风巷的布置方式和位置选择现将开拓大巷的布置情况叙述如下：矿井初期主要巷道为一采区轨道大巷、集中轨道大巷、一采区胶带大巷、一采区胶

27、带下山、一采区轨道下山、一采区回风大巷、一采区回风下山。一采区轨道大巷、集中轨道大巷、一采区轨道下山均沿15号煤层底板布置，巷道坡度017。巷道断面按通过液压支架设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设双轨，轨距600mm，轨型30kg/m，工字钢轨枕，沙石道床。巷道采用距型断面，锚网喷加锚索支护。净宽4.50m，净高3.00m，净断面13.50m2。一采区胶带大巷、一采区胶带下山均沿15号煤层底板布置，巷道坡度017。巷道断面按铺设一台带宽1.0m的带式输送机和一条轨距600mm、轨型15kg/m的胶带检修轨设计，巷道采用矩形断面，采用锚网喷加锚索支护。净宽4.20m，净高2.

28、80m，净断面11.76m2。一采区回风大巷、一采区回风下山均沿15号煤层顶板布置，巷道坡度017。巷道断面按矿井通风要求设计。巷道采用矩形断面，锚网喷加锚索支护，净宽4.00m，净高3.00m，净断面12.00m2。各条巷道间距为30m。四、采区划分及开采顺序全井田共划分为三个采区，一采区位于主斜井北部，采用单翼布置，走向长壁开采，回采面连续推进长度600m；二采区位于副斜井南部，采用单翼伪倾向布置，回采面连续推进长度750800m；三采区位于井田最北部，通过F3及F34断层与一采区分开，采用单翼布置，走向长壁开采，回采面连续推进长度1000m。第五章 矿井基本巷道第一节 井 筒一、井筒数目

29、根据推荐的井田开拓方案，矿井兼并重组移交生产及达产时，共布置主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，三个井筒中主、副井筒位于一个工业场地内，回风立井井筒位于回风井场地内。二、井筒布置及装备主斜井：净宽5.6m，净断面19.04m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，装备带宽1.0m的大倾角带式输送机及绳轮直径为1.6m的架空乘人器。设台阶及在胶带机中间架上设扶手。副斜井：原断面为2.6m宽，井筒改造刷大后净宽4.0m，净断面12.68 m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，井筒内铺设轨距为600的30kg/m的单轨，设台阶及扶手。回风立井：净径5.0m，净断面19.63m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用素混凝土砌碹支护，井筒内设梯子间，井筒特征详见表3-4-1。井筒断面布置详见图3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4、3-4-5。第二节 井底车场及硐室一、井底车场型式依据井田开拓部署，在副斜井井筒底部设15号煤井底车场。车场采用平车场形式，车长巷道利用已有断面并刷大，车场内设高、低道线路和进出车线。二、空重车线长度的确定井下辅助运输初期采用无极绳绞车牵引600mm轨距、1.0t系列矿车，井底车场线路坡度和长度:高道线路坡度取9，低道线路坡度取11；高、低道线