采区设计文档格式.docx
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3
2890295.0
35422210.0
4
2890032.0
35422123.0
5
2890075.0
35422070.0
6
2889795.0
35421880.0
7
2889340.0
35421797.0
8
2889255.0
3542190.0
9
28990752.0
35421190.0
矿区面积
1.3189km2
开采深度
2160～1580m
二、矿井开拓方式
XX为平硐、斜井联合开拓，主井筒铺设DTL80胶带运输机，配用电机KBY-55,主要作运输原煤、铺设电缆、管子、进风用，兼作行人；
平硐及材料上山铺设8Kg/m轨道,安设XX绞车配XXKW电机，用作矸石提升、下放材料、敷设管线、进风、行人。
三、矿井通风方式
矿井通风方式为分区式，安设FBCZNO11（2台）、DCFNO9（2台）主通风机配30KW、15KW电机作机械抽出式通风。
四、矿井能力
矿井设计能力为9万t/a,核定能力为6万t/a。
第二节矿井开采现状
一、矿井开拓
矿井采用平硐、斜井联合开拓，边界式通风方式，机械抽出式通风方法。
矿区范围内现共有3个井筒，即主斜井、平硐和回风平硐。
主斜井、平硐、回风平硐均为穿层布置。
主斜井口坐标：
X＝2889694.34，Y＝35421127.74，Z＝＋1852。
平硐井口坐标：
X＝2890003.2，Y＝35421932.2，Z＝＋1854.98。
风井口坐标：
X＝2890593.81，Y＝35421726.99，Z＝＋1942.47。
主斜井揭穿K3煤层后，在该水平布置绕道，沿K3煤层走向布置运输巷，从K3煤层运输巷布置石门穿K9煤层，后沿K3、K9布置采区回风上山、溜煤上山与副井和风井联通，材料沿平硐进入，通过平硐、材料上山形成矿井生产、通风、材料（运输）系统。
矿井设计生产能力90kt/a，2008年核定生产能力60kt/a。
二、水平划分与标高
矿井许可开采标高+2160～+1580m，垂高580m，煤层倾角由浅至深逐渐变小，平均倾角21°
，设计采区，全矿井设计二个水平，即＋1850m水平、＋1580m水平。
＋1850m水平开采标高+1850～+2160m之间，垂高310m。
＋1580m水平开采标高+1850～+1580m之间，垂高270m。
三、采区划分
矿井东西走向长约2.7km，南北宽约0.93km，沿走向划分两个采区（原已开采部分为一采区，现设计部分为二采区）。
四、巷道布置及采煤方法
采区回风上山、溜煤上山、回采巷道均沿各煤层布置。
全矿主要岩石平巷均采用半圆拱断面，净断面积5.14～4.46m2，锚喷或毛石砼砌碹支护。
回采工作面采用走向长壁后退式开采，爆破落煤，金属单体液压支柱支护顶板，全部垮落法处理采空区。
五、主要生产系统
1、通风系统
矿井采用分区式通风方式，南翼风井安设两台DCFNO10/15型主要通风机抽出式通风，北翼风井安设两台FBCZNO-11型主要通风机抽出式通风；
回采工作面为“U”形通风，掘进工作面采用YBT-11局部通风机压入式通风。
采煤通风系统：
平硐→材料上山→K3运输巷→轨道平巷→煤层通风上山→煤层运输巷→采工作面→工作面回风平巷→回风石门→总回风平硐→引风道→地面。
主斜井→井底绕道→轨道平巷→煤层通风上山→煤层运输巷→回采工作面→工作面回风平巷→回风上山→总回风平硐→引风道→地面。
掘进通风系统：
主斜井→井底绕道→轨道平巷→掘进工作面→煤层回风上山→总回风平硐→引风道→地面。
2、运输系统
平硐采用2.5吨蓄电池机车运输，工作面煤炭采用刮板运输机运输。
主斜井采用DTL80胶带运输机运输。
采煤工作面→工作面运输巷→溜煤上山→运输石门→煤仓→主斜井→地面。
3、提升系统
矿井为斜井、平硐联合开拓，平硐设材料上山提升矸石、下放设备、材料。
4、排水系统
矿井为斜井、平硐联合开拓，井下由水泵、管子排出地面。
5、压风系统
矿井建立地面压风机房，从主井或副井安设φ100和φ50mm的无缝钢管输送压缩空气到各用风地点。
6、供电系统
矿井现为双电源供电，一趟从东山变电站馈出，另一趟从田坝供电所接出，下井电源采用380伏输送到各用电地点。
7、监测监控系统
矿井安设有KJ70N型监测监控系统，井下安设有瓦斯传感器12台，风速传感器2台，设备开停传感器2台，风门开闭传感器2台。
8、防尘系统
回风平硐井口+1942m位置建有200m3高位水池，水源取自山泉水，井下防尘主管径DN100、支管管径DN50。
第三节地质特征
一、地层
采区内地层自下而上为：
矿区内出露地层由老至新有古生界二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2e）、二叠系上统宣威组（P2x）、中生界三叠系下统卡以头组（T1k）、飞仙关组（T1f）,以及第四系沉积物（Q），其中含可采煤层的为宣威组第二段，特征如下：
中段（P2x4）：
自K9煤层底板到K3底板，厚度36.23-80.42米，平均55.97米。
岩性以灰黑色泥岩、泥质粉砂岩夹砂岩。
含煤8-10层，编号煤层：
K3+1、K4、K8和K9。
上段（P2x5）自K3煤层底板到卡以头组底板，厚度19.49-52.09米，平均26.33米。
岩性以灰黑色泥岩、泥质粉砂岩夹砂岩，上部为灰色细砂岩、粉沙岩与泥岩互层。
含煤5层，编号煤层：
K2、K2+1、K3，两段除K3、K9稳定可采为可采煤层外，其余为局部可采或不可采煤层，岩性主要以灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩，粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成。
二、构造及断层
XX区矿权范围内共发现大小断层5条，均为正断层。
编号为：
F10、F123、F27、F16、F16-1，对矿山开采有一定程度影响的的断层主要是F16断层。
虽然在本采区内没有发现其他断层，但由于F16断层影响会产生一此次生小断层，所以在开采过程中，应加以注意，对顶板破碎的地方应加强支护工作
三、主要可采煤层及煤质
1、主要可采煤层
矿井主要可采煤层为K3、K9二层。
在本采区可采煤层仍为K3、K9煤层。
煤层走向为北东-南西，倾向南东，煤层平均倾角为21°
；
K3煤层平均厚1.3m、K9煤层平均厚1.2m；
煤层层间距为：
K3～K945m。
2、可采煤层煤质
（1）、原煤灰分：
K3,23.99%,K9,25.36%。
（2）、发热量（Qb.d）:
K3,8355k/g,K9,8481k/g。
（3）、煤层牌号为主焦煤。
第三节开采技术条件
一、瓦斯
据2009年12月17日云南省工业和信息化委员会对该矿瓦斯等级审定的结论：
该矿为低瓦斯矿井，最大相对CH4涌出量为5.75m3/t，最大绝对CH4涌出量为0.56m3/min，最大相对CO2涌出量为5.49m3/t，最大绝对CO2涌出量为0.53m3/min。
二、煤尘及煤的自燃
煤矿目前开采的煤层为K9，煤层煤样于2010年4月，经云南省煤炭产品质量检验站进行煤尘爆炸性鉴定，鉴定结果为：
有煤尘爆炸性。
三、煤层顶底板
1、本采区内的主采煤层（K3、K9）顶底板由细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩及粉砂岩组成。
直接顶板（伪顶）均为泥岩、泥质粉砂岩，在回采过程中将随采随落。
2、底板多为不坚硬岩性，有底鼓现象。
3、由于本区顶底板不稳固，为缓倾斜煤层，特别是K9煤层顶板压力大时，易使金属支架变形弯曲，巷道维护难度大。
四、水文地质
1、矿区水文地质特征
（1）地形、气候和地表水的特征
①地形：
本区位于滇东高原，乌蒙山脉南段。
地势西高东低，属低中山地貌。
矿区内地形西部高东部低，最高海拔2093米，最低1853.4，相对高差240米。
②地表水：
南部有打厂沟河由西向东穿过矿区，流量8.5-423升/秒。
地表径流外排条件良好，洪水持续时间短，另有一些山间小溪，但流量小，受大气降雨影响。
属北盘江水系。
③气象：
气候特点，冬温夏凉，年温差小，日温差大。
年均温13.3℃，一月均温5℃，七月均温19.4℃。
初霜期11月6日－14日，终霜期3月17日－25日，无霜期226－243天。
年降水量975－1200毫米,常年风向为西南风，属暖温带高原季风气候。
（2）主要含水层及隔水层
①主要含水层
卡以头组（T1k）：
细砂岩、粉砂岩为主，下部夹粉砂岩和泥岩，厚度85-105米。
渗透系数0.292-0.00258米/日，水位标高1862.84-1918.08米，富水性中等。
水质为重碳酸钾钠水，总矿化度180毫克/升。
飞仙关组二-三段（T1f2-3）：
砂岩、粉砂岩和泥岩，富水性较弱。
宣威组中-上段（P2x4+5）:
以泥岩和煤层为主，厚度83米。
渗透系数0.0168米/日，水位标高1879.07-1901.77米，富水性弱。
宣威组下段（P2x1-3）:
以泥岩和砂岩为主，厚度120米。
渗透系数0.0741-0.05米/日，水位标高1915.44米，富水性弱。
峨眉山玄武岩组（P2e）：
分布于矿区深部，为玄武岩和凝灰岩。
含裂隙承压水，富水性中等。
②主要隔水层
飞仙关组一段（T1f1）：
泥岩为主，厚度86米。
富水性极弱。
为区内主要隔水层。
K9煤层下部泥岩和宣威组下段的含黄铁矿泥岩，厚度＞10米，均可起隔水层的作用。
（3）矿井充水因素
矿井充水因素主要受大气降水控制，其次为浅部老窑采空区积水。
2、矿井涌水量
依据《云南省XX资源储量核实报告》矿井涌水量计算结果分述如下：
（1）斜井井筒涌水量：
16.8米3/时；
（2）集中运输巷道涌水量：
第一开采水平为28.74米3/时，第二开采水平为87.71米3/时；
（3）煤巷系统涌水量：
第一开采水平正常为26.74米3/时，最大52.76米3/时。
用大井法计算，第一开采水平为20.18米3/时，第二开采水平为27.40米3/时。
3、矿区水文地质：
本区水文地质条件属简单类型。
五、老窑及相邻采区情况
第二章采区布置及采煤方法
第一节水平及采区划分
按照《xx矿井初步设计》，该矿划分为x个水平（即+XXm水平…..）xx个采区（即xx采区）
先采K7煤层再开采K9煤层，先上后下，先采采区进山部份、后采采区出山部分。
第二节采区尺寸、采区巷道布置
1、采区尺寸：
采区走向长578米，斜长290米。
2、巷道布置
在K7和K9煤层分别各布置溜煤和回风上山各一条，和在K7、K9煤层底板布置一条集中轨道上山，以形成材料提升、矸石下放、进风、溜煤、回风等生产、通风、运输系统，采区投产时主要巷道工程量详见《采区投产时主要井巷工程量表》表3-2-1。
采区投产时主要井巷工程量表表3-2-1
序号
巷道名称
支护方式
断面积㎡
巷道长度（m）
净
掘
岩巷
半煤岩巷
煤巷
小计
运输石门
砌碹
4.69
6.78
80
采区下部车场
12.09
10.23
62
轨道上山
金支
4.6
6.21
308
溜煤上山
290
回风上山
1271工作面回风巷
233
1271工作面运输巷
开切眼
单体
4.55
90
轨道上山上、下车场
40
10
顶板绕道
11
采区总回风平巷
480
12
副井九石门（利用）
170
13
风井八石门（利用）
115
14
主井十一石门（利用）
286
104
390
1581
1286
2867
第三节采煤方法及机械配备
一、采煤方法
根据本矿地质条件及开采技术水平，设计采用走向长壁式采煤法、打眼放炮落煤、全部垮落法管理顶板，工作面采用单体支柱（型号）配合铰接顶梁（型号）支护。
二、采区生产能力
1、根据采区巷道布置，该采区首采工作面为xx采煤工作面，其生产能力计算如下：
A=I×
m×
L×
r×
C=80×
1.3×
594×
1.45×
0.95/1000=85.1（kt/a）
式中：
A——采煤工作面生产能力，kt/a；
I——工作面长度，本设计为80m；
m——采煤工作面采高，本首采工作面采高1.3m；
L——采煤工作面年推进度594m；
r——煤层容重，t/m3（K7煤层r=1.45t/m3，K9煤层r=1.38t/m3）；
C——采煤工作面回采率，本工作面C=95%；
2、掘进煤按8%计算：
85.1×
8%=6.81（kt/a）
3、全矿井生产能力为：
108%=91.91（kt/a）
三、采区“三量”及服务年限
采区开拓煤量：
954.833kt，可采期9.48a。
准备煤量：
703.359kt，可采期6.97a。
回采煤量：
641.9kt，可采期6.4a。
四、工作面机械配备
每个采煤工作面机械配备如下
1、煤电钻MZ-12A
2、刮板运输机SGD-320/17B
3、乳化泵站XRB40/20（无锡煤机厂）
4、回柱器
5、胶带运输机分上运固定、下运固定、伸缩三类
第四节采区主要生产系统
1、运煤系统：
K7、K9煤炭从采煤工作面采出来后，经回采工作面溜槽溜到工作面下部漏斗煤仓，放煤装车后经过人工推车到顶板绕道倒入溜井，通过采区溜煤上山溜到下部煤仓，装车后用蓄电池机车运出井外。
掘进煤通过各平巷装车运到顶板绕道溜井或直接通过溜槽溜到溜煤上山，经下部煤仓放煤装车后用蓄电池机车运出井外（详见运输系统图所示）。
2、运材料、矸石系统
（1）材料运输：
由蓄电池机车运到采区下车场，经轨道上山由绞车提升到各分段车场，然后人工推车到各用料地点。
（2）矸石运输：
由各掘进工作面人工推矸石车到轨道上山车场由提升绞车下放至下部车场经蓄电池机车运出地面（详见运输系统图所示）。
3、通风系统
（1）、通风方式：
采用中央分列式，机械抽出式通风。
（2）通风系统：
①采煤工作面新鲜风流经主平硐（或副井）经K14煤层运输大巷经石门进到K7、K9煤层运输大巷，经采区轨道上山上到各分段运输平巷，经回采工作面后，废风经各回风平巷、回风石门（或经回风上山经回风石门）经总回风巷、经风井抽出地面（详见通风系统图所示）。
②掘进工作面新鲜风流经主平硐（或副井）、经轨道上山进到各掘进巷道局扇安装地点、经局扇风筒送到掘进工作面清洗后经回风平巷、回风上山、总回风巷经风井抽出地面（详见通风系统图所示）。
4、供排水系统
（1）防尘（应急）供水系统
在风井以上+2060m标高处建有一个200m3的防尘（应急）水池，采用DN100无缝钢管作主水管，主水管每100米必须安装一个三通阀门和消防栓。
分支管用DN50作为防尘分支管。
防尘（应急）水管从防尘水池经风井、经石门经原回风平巷进入回采工作面，或经石门接支管经回风上山进入掘进工作面，进行防尘或作为应急饮用之用（详见防尘系统图）。
（2）排水系统
工作面的矿井水顺工作面流下来后经平巷水沟再经轨道上山（或回风上山水沟流到运输大巷沿大巷水沟流出井外。
煤矿在主井外安装了一台13m3/min螺杆式空压机；
副井和风井在井外各安装了一台10m3/min的螺杆式空压机，作为井下各水平风钻用风和急救（自救）用风。
经现场核查资料，矿井原采用380V电源下井，根据采区电力负荷统计情况，不能满足设计要求，本采区设计采用10kv高压电源下井，在井设计采区变电所，以满足采区掘进、采煤、提升等设备用电。
（详见供电系统图）。
7、通讯系统
根据国家有关规定，矿井选用KTJ101-60型矿用程控调度交换总机，井下选用型号为KTH104矿用电子电话机。
第五节巷道掘进
一、井巷掘进
巷道掘进采用打眼放炮、耙碴机装矸、矿车运输。
煤巷、半煤巷掘进，尽量采取卧底保顶的方式施工，以利于煤炭的开采和巷道的维护。
根据围岩条件和巷道用途及服务年限确定巷道断面尺寸和支护形式，采区石门、集中运输巷尽量采用锚喷支护，各类上山、联络巷、煤层巷道采用梯形金属棚支护，采区车场采用砌碹、锚网喷支护。
二、机械配备
采区移交生产时，在xx安排两个掘进工作面，每个掘进工作面的机械配备如下：
1、局部通风机YBT42-2一台
2、凿岩机ZY24一台
3、风镐FG-3.8一台
4、耙斗装岩机SBZ-11一台
5、煤电钻MZ-12A一台
6、探水钻TXU-150一台
7、混凝土喷浆射机PZ-5B一台
第六节采区建设工期
一、采区井巷工程量
采区设计生产能力万t/a,采区移交投产时的井巷工程量为：
改造和利用原有巷道m，新掘巷道m,其中岩石巷道m,半煤岩巷m,煤巷m,万吨掘进率%。
二、采区建设工期
采区设计施工的各类巷道进度指标参照《煤炭工业小型煤矿设计规定》并结合本地乡镇煤矿实际情况确定，分别采用下列指标：
岩巷m/月
半煤岩巷m/月
煤巷m/月
建设时安排两个掘进队掘进，预计建设工期为两年。
附表一：
井巷工程量表
表二：
井巷施工进度表
三、主要技术经济指标
1、设计生产能力：
90kt/a。
2、设计采区服务年限3.7a。
3、设计采区数及工作面数：
1个采区、1个回采工作面、2个掘进工作面。
4、采区移交生产时井巷工程量共计2537m（其中利用井巷571m）。
5、采区掘进率：
21.8m/kt
6、直接工效：
5.8t/工。
7、采区劳动定员：
171人。
8、采区固定资产静态投资：
443.02万元
其中：
井巷工程：
346.22万元
设备及工具器购置费：
88.00万元
安装工程：
8.8万元
9、采区施工工期：
10个月
第三章通风系统
第一节概况
一、矿井瓦斯
据瓦斯等级审定的结论：
由于本次设计开采水平及开采煤层均未发生变化，因此设计采用以上数值为依据。
第二节采区风量计算
按采煤工作面、掘进工作面和其它地点的需风量进行计算：
一、采煤工作面风量计算如下
该矿为低瓦斯矿井，采煤工作面按气象条件计算需风量：
Qc＝Q基本·
K采高·
K采面长·
K温
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3∕min；
Q基本=60×
工作面控顶距×
工作面实际采高×
70%×
适宜风速（不小于1m/s）
=60×
[（2.6+1.8）/2]×
2.14×
1.1
=217.5（m3∕min）
K采高——回采工作面采高调整系数（取1.1）；
K采面长——回采工作面长度调整系数（取1.0）；
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数（取1.0）
Qc=217.5×
1.1×
1.0×
1.0
=239（m3/min）
经计算，该矿每个采煤工作面的需风量为239m3/min，则采煤工作面的合计需风量为239m3/min。
二、掘进工作面需风量计算
该矿共有2个掘进工作面需独立通风，各配备1台YBT-5.5型局扇，其供风量为120m3/min，所以该矿井掘进需风量为240m3/min。
三、硐室配风及其他用风
设计采区绞车房需独立配风，各按1.0m3/s风量配备，则∑Q硐=1.0m3/s。
④其它需风量
设计采区有一条溜煤上山和一条回风上山需独立配风，各按1.17m3/s配备；
则∑Q它=2.34（m3/s）
四、采区总风量计算
Q2＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它）×
K
＝（3.5+3.9×
2+1.0+2.34）×
1.20＝17.57（m3/s）
根据以上计算，采区（矿井）所需风量按17.57m3/s调配风。
第三节采区风量分配
根据设计分风原则：
XX采区内部分风为∑Q采=，∑Q掘=m3/s,
∑Q硐=m3/s,∑Q其他=m3/s,详见矿井通风系统示意图3-3-1。
第四节矿井等积孔
一、摩擦阻力计算
h＝
h——通风摩擦阻力（Pa）；
α——井巷摩擦阻力系数（N.S2/m4）；
L——井巷长度（m）；
P——井巷净断面周长（m）；
Q——通风井巷的风量（m3/s）；
S——井巷净断面面积（m2）。
经计算，采区困难摩擦阻力为421.4Pa，通风摩擦阻力计算详见表3-4-1。
二、等积孔计算及通风难易程度评价
A＝1.19Q/
＝1.19×
17.57/
＝1.02（m2）
由上计算得知，矿井投产时期属于中等阻力矿井。
第四章供电系统
第一节采区电力负荷
经统计计算，采区电力负荷如下：
采区设备总容量：
174.7kW
采区设备工作容量：
112.6kW
采区总有功功率：
66.1kW
采区总无功功率：
49.995kvar
视在功率：
82.88kVA
附表：
7-1-1采区电力负荷统计
XX煤矿采区电力负荷统计表（7-1-1）
第二节采区供配电
一、供电方式
根据矿山现场采集的资料，矿井为双回路电源供电。
一回路来自XX变电所，距矿山约10千米；
另一回路来自XX变电所，距矿山约6千米，均采用10KV电压等级，线径为70mm2铝绞线输送，地面设有变电所，原采用380V电压等级下井，根据采区电力负荷统计情况及供电距离，不能满足设计要求，设计选择用10KV电压等级电源下井至采区配电室，经井下变电所降压后供井下提升及采掘设备用电。
其电压等级为：
矿井井下供电电压为10kV、660V、127V三种电压等级。
井下双回路10kV线路经副平硐引至井下变电所，下井电缆为MYJLV32—8.7/10kV、3×
25mm2煤矿用聚乙烯绝缘铠装铝芯电力电缆、单回线路长约2.65km。
二、井下变电所
井下配电室位于主平硐车场附
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