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

1、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1031:50002. 井田勘察线地质剖面图采用1:50003. 矿区含煤地层综合柱状图采用1:5004. 矿井开拓方式平面图109-11:50005. 矿井开拓方式剖面图109-21:50006. 采区布置机械设备配备平面图163-11:20007. 采区布置机械设备配备剖面图163-21:20008. 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200682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2

2、006291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2006201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20071712号）文确定，郭家地煤矿生产规模为0.45Mt/a，矿区面积为：4.23 km2，开采标高为：13501650m。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

3、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10458301050032，北纬252416252630。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

4、资储备字2008111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/T 632199610、煤矿井下热害防治设计规范MT5019-9611、矿井

5、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GB5025450259-9616、建筑设计防火规范GBJ 16-87（2001年版）17、建筑防雷设计规范GB50057-9418、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/T 5032-2003）20、建筑抗震设计规范（GB50011-2001）21、煤矿井下热害防治设计规范MT5019-9622、矿井防灭火规范（试行）（1988年，原煤炭部定）

6、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（GBJ75）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（AQ10282006）34、煤矿井下粉尘综合防治技术规范（AQ10202006）35、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）36、煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）

7、37、石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件MT/T 955200638、石门揭穿突出煤层震动爆破技术条件MT/T 958200539、矿井通风安全装备标准MT/T5016-9640、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/T5016-9642、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-19

8、99）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/T7021997）53、矿井密闭防灭火技术规范（MTT 6981997）（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200682号）2、关于加强煤矿顶板管理工作的通知（安监总煤行2008176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2008175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200828号）5、关于加强

9、煤矿建设项目瓦斯抽采工作的通知（安监总煤监2008167号）6、关于遏制煤矿重特大事故的紧急通知（安监总煤调2008162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2008160号）8、关于加强煤尘防治工作的通知（安监总煤行2008159号）9、贵州省煤矿整合指导意见（黔煤办字2006291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2007345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

10、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

11、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550m2700m，倾斜长700m1665m。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

12、，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 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 矿井吨煤投资：240.46元 职工在籍总人数：669人； 全员工效：3.06t工； 井巷工程量：9677 m 矿井建设工期：34个月 1、矿区F9断

13、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

14、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0.27l/s左右。矿区河流为山

15、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

16、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2.544.5l/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；2.544.51 l/sS1郭家地煤矿矿区面积，Km2，4.23 Km2S2恒泰煤矿已知采空区面积，Km2，1.90Km2经计算，Q1Q2S1/S22.544.514.23/1.90=5.5799.09l/s=20

17、.04356.74 m3/h，平均188.39 m3/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2

18、6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=LBM式中：L煤柱长度，m B煤柱留设宽度,mM煤层厚度,取3层煤采用平均厚度的总和，m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

19、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75，上山移动角75，下山移动角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

20、抗压强度，MPa。S=216.5+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

21、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=1891.8-55.70.8-14.6=1832.6 万t。1832.60.8=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)171701.20.856752.81.510.95460904.85483950.1191701.20.8511001.671

22、.510.95447980.005470379.0Pt= n h9.81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=2h直接顶岩层厚度，m；取hM/(K-1)，式中，M为采高，m，按17煤层采高取M2.8m；K为岩石碎胀系数，无因次；取K1.4直接顶岩层容重，t/m3；取2.4 t/m3经计算，采煤工作面支护强度为：Pt= n h9.81= n M/(K-1)9.812 2.8/(1.4-1)2.49.81=329.6KN/ m22、支护密度计算nPt/(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

23、度，KN/m2；根据前述计算，取Pt329.6 KN/m2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，nPt/(Rt)329.6/(0.85300)=1.293棵/m2。3、采煤工作面支柱柱距计算aNS/(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N5S每根支柱的支护面积，m2/棵，S1/n；根据前述计算，S1/n1/1.293=0.7736 m2/棵。b工作面支柱排距，m；取b=1.2mF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F0.1

24、5m经计算，aNS/(Nb+F)50.7736/(41.2+0.15)0.781m，取a0.7m工作面选用DZ1228-30/100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3.14 ml/gr。煤层原始瓦斯含量随深度的增加而增长；瓦斯含量梯度为3.14 ml/gr100m。(5)平面上的变化规律受断层构