新峰矿实习报告

　　下面是范文网小编整理的新峰矿实习报告，供大家品鉴。

　　前 言 一、概述 新峰矿 1970 年 5 月开始建设，1971 年 6 月投产，设计生产能力 30 万 t/a，核定生产能力 31 万 t/a。本井田内可采煤层两层，分别为五 2 、六 4 煤层，主采五 2 煤层。五 2 煤层倾角为 16°~17°，煤厚 ~，平均 ；六 4 煤层厚 ~，平均 。

　　新峰二矿目前没有生产采区，有三斜一立四个正在使用的井筒，各井筒的用途分别为，主斜井出煤、提矸下料，副斜井升降人员，皮带斜井和回风立井回风。新峰二矿-210m 以上的五 2 煤层已经采完，-210m 以下到-400m，五 2 煤的开采分为三个采区，既三 1 采区、三2 采区、三 3 采区。三 1 采区因各种原因停止了采掘，五 2 煤层未来的生产区域主要集中在井田西翼（三 2 采区）和东翼（三 3 采区），而三 3 采区由于受到地面村庄、河流、铁路、公路的制约，所采用的采煤方法与西翼不同，只能作为三 2 采区的配产采区，这样直接制约着矿井的生产能力。六 4 煤层在五 2 煤层上部，平均间距 90m，1998 年已经停采，原有的采掘巷道基本上报废，需要重新布置。为了更好的开发该矿的煤炭资源，使新峰二矿早日走出困境，产生效益，充分利用现有的井下设施和设备，本次设计先采五 2 煤层，后采六 4 煤层，为此，平煤集团平禹煤电公司新峰矿务局二矿于 2006 年 9 月委托我院进行该矿矿井技术改造的初步设计。

　　设计着重体现保持矿井正常生产能力；以经济效益为中心，以市场为导向，认真分析平顶山煤炭市场、矿井外部条件和资源条件、开采技术等因素，依靠科技进步，提高矿井技术装备水平和工作面单产能力，简化生产环节，实现合理集中生产，把矿井设计成投产少、效益好、工期短、效率高的高效现代化矿井。

　　二、编制依据 1、平煤集团平禹煤电公司新峰矿务局新峰二矿工程设计委托书。

　　2、《河南省禹县煤田三峰山矿区新峰二矿井田地质资料总结报告书》（）。

　　3、原焦作工学院矿山开发设计研究所 2001 年 10 月完成的《新峰矿务局新峰二矿东翼建筑物下开采设计研究报告（二）》； 4、平煤办[2005]163 号文：“关于新峰二矿二水平下山采区地质说明书的批复”。

　　5、《煤矿安全规程》（2005 年版）；

　　6、《煤炭工业矿井设计规范》； 7、能源部基设（1990）71 号《矿井初步设计编制内容》； 三、设计的主要特点 1、根据平煤办[2005]163 号文及新峰二矿提供的六 4 煤层资料，五 2 煤层工业储量 万 t，可采储量 万 t；六 4 煤层工业储量 万 t，按回采率不小于 85%推算，可采储量为 万 t，合计工业储量 万 t，可采储量 （除去三下压煤 万 t，井巷煤柱 万 t，剩余 万 t）。设计生产能力为 60 万 t，服务年限 年。

　　2、本采区的开拓方式经多方案比较、优化，选择了合理的开拓方式，重新启用皮带明斜井，担负矿井的主运输及进风任务，并作为矿井的安全出口；改副斜井为主要回风巷道，并与原回风立井连通，担负回风任务；主斜井作为辅助运输、人员上下及进风任务，并作为矿井的安全出口。

　　3、设计前期进行五 2 煤层的开采，但也考虑了后期六 4 煤层的开采。根据新峰二矿五 2煤层的赋存情况以及该矿现行施工中积累的经验与教训，三 2 、三 3 采区布置两条下山（轨道下山、皮带下山）均沿五 2 煤层布置，采用锚（网）喷支护，代替传统的 U 型钢支护。

　　4、装备皮带明斜井，使井下煤炭运输实现胶带连续化运输。

　　5、三 2 采区采用走向长壁薄煤层综合机械化采煤方法，布置一个综采工作面，实现高产高效；三 3 采区采用条带式开采方式，布置一个炮采工作面，实行配采，使新峰二矿的生产能力从 30 万 t/a 达到 60 万 t/a。

　　6、完善该矿地面生产系统，满足矿井 60 万/a 的生产能力。

　　7、设计配备了先进的集中监控系统，实现了对矿井生产和安全的连续监测，统一指挥，从而达到了监测监控自动化。

　　四、 主要技术经济指标 1、设计生产能力：60 万 t/a 2、服务年限： 年 3、工业储量： 万 t

　　4、可采储量：（除去三下压煤 万 t，井巷煤柱 万 t，剩余 万 t） 5、前期开拓井巷工程量：7761m（其中半煤岩巷 4065m） 6、矿井工作人数：753 人 7、工效：/工 8、概算总投资：.02 万元（不含采掘设备租赁费，顺槽、切眼及煤巷下山、联络巷费用。） 9、吨煤投资： 元／吨 10、建设工期：25 月 详见表 18-3-1。

　　目录 前 言 ................................................................................................................. 1 第一章 井田概况及地质特征 ................................................................................ 5 第一节 井田概况 .......................................................................................... 5 第二节 地质特征 .......................................................................................... 5 第二章 井田开拓 ............................................................................................... 10 第一节 井田境界及储量 .............................................................................. 10 第二节 矿井设计生产能力及服务年限 .......................................................... 13 第三节 矿井开拓 ........................................................................................ 14 第四节 井 筒 ........................................................................................... 17 第五节 井底车场及硐室 .............................................................................. 17 第三章 采区布置及装备 ..................................................................................... 18 第一节 采煤方法 ........................................................................................ 18 第二节 采区布置 ...................................................................................... 22 第三节 巷道掘进 ........................................................................................ 23 第四章 提升、运输、通风、排水、压缩空气设备 ................................................ 31 第一节 提升、运输设备 .............................................................................. 31 第二节 排水设备 ........................................................................................ 54 第五章 环境保护 ............................................................................................... 57 第一节 环境保护 .......................................................................................... 57 第二节 水土保持 .......................................................................................... 58 第三节 地表塌陷的治理及生态恢复 ............................................................... 59

　　第一章 井田概况及地质特征 第一节 井田概况 一、交通位置 新峰矿位于禹州市西南部鸿畅镇玉皇山北麓，距禹州市 24km，禹神公路向北 5km，有专用公路与矿区相接。许禹窄轨铁路直通矿区，交通条件便利。

　　见交通位置图 1-1-1。

　　二、地形、地势、河流 新峰矿井田位于西峰山、禹王山北麓山坡，冲沟发育，地貌复杂，为侵蚀地形，多为10~20m 左右的南北向黄土冲沟，其中较深的沟底往往有基岩出露。井田中部有杨河流经煤系地层之上，经常流量 ~ /s，河谷深约 10~20m，两岸陡峻，最高洪水位在间头河村附近+；西部有李楼河流经煤系地层至洪畅流入杨河，流量为~ /s，最高洪水位在朱村附近为+。

　　三、气象地震 本区属大陆性气候。年平均降雨量为 ，最大降雨量为 1132mm，最小降雨量为414mm，降水多集中在在一年的 6~8 三个月，平均 ；年均蒸发量为 ，年最高蒸发量 ，年最底蒸发量 ，平均 ；年平均气温为 ℃。冬季多为北西和北风，西北风速高达 24m/s，元月份气温最低，平均为 ℃，极端最低气温为-℃；降雪时间一般在 11 月至次年 3 月，最大冻土深度为 180mm，最大积雪厚度为，土壤冻结期限自 11 月至次年的 3 月初。最高风速达 24m/s，风向多数东北，主要出现在冬春季节。7 月份气温最高，平均为 ℃；极端最高气温 ℃。

　　本区地震烈度为 6 度。

　　第二节 地质特征 一、新峰矿二水平下山采区实见地质、水文地质情况概述 该矿二水平下山采区包括三 1 、三 2 、和三 3 采区，三 2 、三 3 采区的相邻采区为三 1 采区，三 1 采区已回采结束，根据三 1 采区采掘揭露：三 1 采区地质构造简单，煤层赋存稳定，除局部有底板起伏外，无断层和其它大的构造，三 1 采区在采掘过程中，采区正常涌水量30m3 /h，最大涌水量为 40 m 3 /h，主要水源为底板水。五2 煤层厚 ~，不含夹矸，沉积稳定，煤层顶板伪顶为泥岩和炭质泥岩，厚度 ~，直接顶为页岩厚度 0~（局部伪顶上直接为老顶），老顶为砂岩，厚度 8~13m，属极稳定顶板，底板为泥岩和炭质泥

　　岩为主及粉砂岩组成，比较稳定。三 1 采区开采情况检测记录，相对瓦斯涌出量 /T，绝对瓦斯涌出量 /min。

　　二、地质构造 本井田地质构造简单，地层走向大致成东西方向（83°~85°），岩层倾角平缓（14°~18°），为一向南倾斜的单斜构造。井田西有东高村、朱屯及堂沟断层，落差不超过 30m左右，对井田内煤层影响不大。煤层平缓，无褶皱现象，为一构造完整之井田。

　　三、含煤地层及可采煤层赋存特征 本井田五、六煤组位于二迭统上石盒子组地层中，上界止于平顶山砂岩底面，下至三煤组下老君庙砂岩标志层。主要由粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩及煤层组成。各煤组间均有紫斑及鲕状构造规律的出现。共含煤六组（三、四、五、六、七、八煤组），全厚 。本井田主要勘探开采对象为五煤组中的五 2 煤层，六煤组中的六 4 煤层，除七煤组中的七 5煤层厚度可采（但灰分高达 50%以上或为灰质泥岩层位）外，三、四、八煤组均不发育，一般均未达到可采厚度，层位亦不稳定，经钻探查明，均属不可采或偶尔可采煤层，无可采价值。

　　五煤组：下至四、五煤组分介砂岩（K6）标志层，亦称“红砂炭砂岩”，上止于五、六煤组间“田家沟砂岩（K8）标志层。以中-粉砂岩为主及砂质泥岩、泥岩和煤层组成。全厚 ，共含煤四层，其中五 2 煤层普遍可采；五 1 、五 3 、五 4 煤层均不发育，全区少有可采点，无开采价值。

　　六煤组：由田家沟砂岩至六、七煤组分介砂岩（“大煤砂岩”标志层）。以粉砂岩、砂质泥岩为主及细砂岩、泥岩和煤层组成。全厚 ，共含煤三~五层，其中六 4 煤层普遍可采；六 2 煤层偶尔可采，其他均不发育（有时无层位或成煤线出现）。

　　五 2 煤层：普遍可采，煤厚 ~，平均 。一般不含夹矸，沉积较稳定，顶板多为细—中粒砂岩、砂质泥岩，常有 ~ 的泥岩和炭质泥岩伪顶，底板以泥岩和炭质泥岩为主，比较稳定。

　　六 4 煤层：普遍可采，煤厚 ~，平均 ，只个别点（0433 孔）含夹矸。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩；其下常见 劣质煤及炭质泥岩，属一级顶板，底板为泥岩和粉砂岩。

　　五 2 煤层和六 4 煤层层间距平均 90m 左右。

　　三、煤质 五 2 煤：颜色灰—半暗，顶部多为致密薄层状暗煤，夹少许镜煤条带，中部较疏松，含炭质泥岩碎片，下部亮镜煤增多，条带状结构明显，节理面常含星散状黄铁矿薄膜，裂隙为网排状方解石充填。原煤灰分 ~%，平均 %，净煤挥发分

　　~%，平均 %，Y 值 8~24%，平均 %，全硫 S =~%，平均 %，发热量 Q =5059~6097 卡/g，平均 5504 卡/g，上部灰分往往大于下部，与顶板接触处常有炭质泥岩或劣质煤出现，最厚 ，煤质牌号属主焦煤。

　　六 4 煤：颜色黑—灰黑色，自上而下为片状和条带状结构，较疏松，下部亮镜煤含量较多，顶部为一层灰分高、比重大的致密状暗煤。原煤灰分 ~%，平均 %，净煤挥发分 ~%，平均 %，Y 值 12~28%，平均 17%，全硫 S =~%，平均 %，发热量 Q =5566~6349 卡/g，平均 6052 卡/g，煤质牌号属主焦煤。

　　四、 水文地质 本井田地质构造简单，为一向南倾斜的单斜构造。地下水顺层间倾向运动，煤系地层很少受到构造破坏，主要含水层为砂岩裂隙含水层，富水性差，地下水主要靠降雨补给，水文地质条件简单。

　　（一）、主要含水层 本井田开采煤层两组，相应含水层两组，Ⅴ、Ⅵ含水层组，煤层间距 90m，每组含水层有 1~2 层含水砂层。

　　1、Ⅴ含水层组：

　　本组分两个含水层，Ⅴ 1 含水层位于五 2 煤层顶板，厚 ~，中—粗粒砂岩，为五 2 顶板；Ⅴ2 含水层位于五 2 煤层顶部 40m 左右，俗称柳叶炭砂岩（田家沟层），厚~，大部分为粗—巨粒砂岩，裂隙发育。本组含水层经四层次抽水，最大单位涌水量 /sm，最大渗透系数 /d。

　　2、Ⅵ含水层组：

　　本组分两个含水层，Ⅵ 1 含水层位于六 4 煤层顶板，厚 ~，一般为中—粗粒砂岩；Ⅵ 2 含水层位于六 4 煤层顶部 35~40m，俗称大煤砂岩，厚 ~，为中—细粒薄层砂岩，裂隙不甚发育。本组含水层经二层次抽水，最大单位涌水量 /sm，最大渗透系数 /d。

　　（二）、煤层充水因素 本井田含水层均为砂岩裂隙含水层，各含水层间有 30~40m 的砂质泥岩，紫斑泥岩等隔水层，各含水层间不发生水力联系。含水层露头在山坡上，多被黄土掩盖，裂隙不甚发育，地表水不易渗透，除降雨补给外，无其它水源补给，含水系数均小于 2，水文地质条件简单。

　　（三）、采空区积水对矿井的危害 本区域已往开采老窑甚多，开采历史悠久，深度大，分布密，最大开采深度达 530m，采空面积达 ，浅部均为老窑采空，地表可见老窑塌陷及老窑泉水，大多数老窑均为

　　旧法开采，残存大量煤柱，各老窑之间互不贯通，因此各老窑都积存了大量的地下水，直接威胁矿井安全。根据新峰二矿井下各阶段巷道布置和开采情况，上部采空区相互连通，汇聚-210m 水平，特别是三 1 采区积有大量的老空水，所以在进行三 2 采区和三 3 采区的开采过程中，不仅要预留足够的防水煤柱，而且加强探放水工作。

　　（四）、三 2 采区涌水量计算：

　　1、正常涌水量 （1）、矿井富水系数计算：

　　-210m 水平以上为采空区，面积为 ，实测正常涌水量为 80 m 3 /h，则矿井的富水系数为 80/= m3 /hkm 2 。

　　（2）、三 2 采区正常涌水量预计：

　　Q 1 =q f F 式中：Q 1 ——正常用水量，m3 /h； q f ——面积富水系数，m3 /hkm 2 ； F——预计开拓开采面积，km2 。

　　F=×+×= km2 则 Q 1 =×= m3 /h （3）、三 2 采区最大涌水量预计：

　　Q= 1 =×= m3 /h 则三 2 采区正常涌水量为 m3 /h，最大涌水量为 m 3 /h。

　　（4）、三 3 采区正常涌水量预计：

　　Q 1 =q f F 式中：Q 1 ——正常用水量，m3 /h； q f ——面积富水系数，m3 /hkm 2 ； F——预计开拓开采面积，km2 。

　　F=×+×= km2 则 Q 1 =×= m3 /h （5）、三 3 采区最大涌水量预计：

　　Q= 1 =×= m3 /h 则三 3 采区正常涌水量为 m3 /h，最大涌水量为 m 3 /h。

　　五、现开采技术条件 1、顶底板岩性 五 2 煤层、六 4 煤层顶底板岩性详见前面的叙述。

　　2、瓦斯 根据河南省煤炭工业局 2006 年 4 月 5 日豫煤安【２００6】251 号文件，新峰二矿为低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量为 /T，绝对瓦斯涌出量 3 /min。但从已开采的三 1 采区检测记录上看，相对涌出量为 /T，绝对瓦斯涌出量 3 /min，而且该矿在三 1 采区开发中曾发生过瓦斯爆炸事故，所以在局部小范围内不排除发生瓦斯突然增大的现象，在今后开拓、回采、掘进过程中，仍要重视瓦斯管理，要及时收集生产过程中的瓦斯基础资料，系统整理、分析，做好瓦斯预测预报工作，并根据实际情况采取相应的安全措施，以确保安全生产。

　　3、煤尘 根据河南省煤炭工业局 2006 年 4 月 5 日豫煤安【２００6】251 号文件，五 2 煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数为 %。

　　4、煤的自燃 根据河南省煤炭工业局 2006 年 4 月 5 日豫煤安【２００6】251 号文件，新峰二矿开采煤层五 2 煤层自燃发火等级自燃层，但自开发至今，未发现五 2 煤层有自燃现象。

　　5、地热 矿井无地热灾害影响，为正常温区。

　　六、存在问题及建议 1、由于三 2 采区、三 3 采区与三 1 采区采空区相邻，且三 1 采空区存有大量积水，所以在开采时需留设足够的隔水煤柱，并提前进行探放三 1 采空区积水，以确保三 2 、三 3 采区的安全生产。

　　2、对三 2 采区深部应进行补勘，确定下部断层是否存在，及时查明井田深部地质情况。

　　3、虽然该矿为低瓦斯矿井，但随着开采深度的增加，井下瓦斯会增高，在开采过程中应加强一通三防的管理。

　　4、三 2 、三 3 采区的涌水量是新峰二矿地测部门预测的结果，有待于进一步的论证，在生产过程中应加强探放水工作，确保安全生产。

　　5、本次设计三 3 采区采用条带式开采方式，其开采技术措施及注意事项如下：

　　（1）、在生产过程中，应严格按照本设计条带的采留宽度进行，不得随意增减或局部增减条带的采留宽度。

　　（2）、为保证保留条带煤柱的长期稳定性，不得在保留的条带煤柱中间穿巷破坏条带煤柱的力学稳定性。

　　（3）、条带工作面的推进方向，根据二矿的开采习惯而定，但在建筑物下开采过程中，所有的条带工作面的推进方向必须一致，以避免引起地表移动变形的叠加。

　　（4）、在条带工作面开采期间，工作面应匀速推进。工作面推进速度不要忽快忽慢。

　　（5）、在生产期间，条带工作面要及时排水，尽量不使涌水存入老空区，以免老空区积水浸泡保留条带煤柱，降低保留条带煤柱的强度。

　　第二章 井田开拓 第一节 井田境界及储量 一、井田范围 新峰二矿井田位于禹州煤田东南部三峰山矿区中段，东北与新峰五矿相邻；西至 051勘探线与风翅山煤矿相邻；东至 036 勘探线与吕沟煤矿相邻；南至煤层深度-400m 水平，井田面积 。

　　根据新峰矿务局提供的采矿许可证，五 2 煤层、六 4 煤层开采范围拐点座标分别为：

　　五 2 煤层由下列 13 点控制：⑴、X＝ Y＝ ⑵、X＝ Y＝ ⑶、X＝ Y＝ ⑷、X＝ Y＝ ⑸、X＝ Y＝ ⑹、X＝ Y＝ ⑺、X＝ Y＝ ⑻、X＝ Y＝ ⑼、X＝ Y＝ ⑽、X＝ Y＝ ⑾、X＝ Y＝ ⑿、X＝ Y＝ ⒀、X＝ Y＝ 标高：从-200m 至-400m。

　　六 41 煤层由下列 15 点控制：⑴、X＝ Y＝ ⑵、X＝ Y＝ ⑶、X＝ Y＝ ⑷、X＝ Y＝ ⑸、X＝ Y＝ ⑹、X＝ Y＝

　　⑺、X＝ Y＝ ⑻、X＝ Y＝ ⑼、X＝ Y＝ ⑽、X＝ Y＝ ⑾、X＝ Y＝ ⑿、X＝ Y＝ ⒀、X＝ Y＝ ⒁、X＝ Y＝ ⒂、X＝ Y＝ 标高：从-50m 至-400m。

　　二、矿井储量 本次参加储量计算的煤层为五 2 煤层、六 4 煤层。

　　（一）、煤的主要工业指标 依据现行《煤、泥炭资源勘探规范》，结合《生产矿井储量管理现行规范》确定各煤层的工业指标。

　　1、煤层最低可采厚度 ，非炼焦用煤为 。

　　2、厚煤灰分在 40％以下为能用储量，灰分在 20－50％为高灰分煤，列为表 EE 外储量。

　　3、煤层容重值依据测试结果：五 2 煤层 /m3 ，六4 煤层 /m3 。

　　（二）、储量级别的划分 1、储量级别的划分的原则 （1）、稳定和较稳定煤层允许在 A 级块段外围，以不超过 A 级基本线距的 1/2 距离外推 B 级储量；在 B 级块段外围，也可以不超过 B 级基本线距的 1/2 距离外推 C 级储量。A级和 B 级块段，均不得连续外推。不稳定煤层不能外推。

　　（2）、本区构造属简单类型，可以跨越单个断层圈定高级储量，但断层两侧 50m 内降级处理，不圈定高级储量。

　　（3）、临近不可采区的块段不圈定高级储量。

　　2、圈定各级储量的基本线距 根据本区的地质条件以及《生产矿井储量管理规程》中的规定，圈定 A 级储量的基本线距为 500m，B 级为 1000m，C 级为 2000m。

　　3、储量块段的划分

　　储量块段的划分以构造、煤层厚度、产状等自然因素为基础，考虑矿井设计、生产布局，利用矿井边界线、水平线、采区边界线、煤柱线、煤种分界线，煤层分叉合并线、勘探线、可采边界线等因素，分级别划分。

　　4、煤层可采边界的确定 当见煤点的煤层厚度不可采或灰分超标时，利用内插法求出可采边界；对未见煤钻孔，利用与相邻钻孔见煤点的连线的中点为零点，内插求其可采边界，工程质量低劣的钻孔不参与可采边界的确定。

　　（三）、计算方法 1、计算公式 Q=S×H×γ 式中：Q——储量，万 t； S——块段面积，m2 ； H——块段煤层平均厚度，m； γ——容重，t/m3 。

　　2、计算参数的确定 本设计依据的储量均为新峰二矿提供的资料。五 2 煤层依据的是《新峰二矿二水平下山采区地质说明书》，六 4 煤层依据的是“河南省新峰矿务局二矿六 4 煤层水平储量计算图”。

　　（1）、容重：五 2 煤层 /m3 ，六4 煤层 /m3 。

　　（2）、回采率：取 85%。

　　（3）、采区地损系数：采用邻区地损系数 %。

　　（4）、厚度及面积规定：由于五 2 煤层、六 4 煤层倾角均在 15°以上，所以煤层厚度及面积都换算为真厚度和斜面积。

　　（四）、储量计算结果 五 2 煤层的储量计算结果详见表 3-1-1 和 3-1-2。六 4 煤层的储量根据提供的图纸说明，保有储量为 万 t，按照回采率 85%计算，可采储量为 万 t。

　　三、煤柱留设 1、隔水煤柱：

　　三 1 采区位于三 2 采区、三 3 采区中间，预计积水量约 18 万 m3 ，水位高差 130m，形成压力 ×104 Pa，对采区回采造成威胁，需留设一定防水煤柱，现对防水煤柱宽度进行认定。

　　计算公式：Bc=·δ·m·KPPa 3 式中：Bc—煤柱宽度 m δ—安全系数，此处取 8 M—煤层厚度 m Pa—作用于煤柱上的静水压力 Kpt－煤层的允许抗拉强度 Bc=×8××5410 5 . 010 4 . 127 3?? ? = 经过计算论证，防水煤柱定为 60m。

　　2、断层煤柱 断层煤柱的留设应依据断层的大小，并根据平顶山矿区的经验进行留设。

　　3、其它煤柱 井田边界煤柱为 30m，根据平顶山矿区经验，采区上下山煤柱为 50m。

　　第二节 矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井工作制度 年工作日按 330 天计，每天三班作业，两班生产，一班准备，每天净提升时间为 16 小时。

　　二、矿井设计生产能力 根据煤层赋存条件、煤层特征及储量等因素，新峰二矿矿井设计生产能力为 60 万 t/a。

　　三、矿井服务年限 根据以上的分析，新峰二矿现有可采储量 （除去三下压煤 万 t，井巷煤柱 万 t，剩余 万 t），矿井生产能力为 60/a，则矿井的服务年限为：

　　T=Z/（A×K） =/（60×） ≈（年） 式中：

　　T——矿井服务年限，a； Z——矿井现有可采储量，万 t； A——矿井年设计能力，万 t/a； K——备用系数，取 。

　　第三节 矿井开拓 一、矿井开拓方式 新峰二矿的开拓方式为三个斜井、一个立井（现有井田范围内）两个水平开拓全矿井，中央并列抽出式通风。各水平以上、下山方式布置。

　　新峰二矿现有三斜一立四个正在使用的井筒。各井筒的用途分别为：

　　（1）、主斜井：斜长 695m，倾角 17°，三心拱断面，净断面面积 ，担负全矿井的运煤、提矸、下料任务； （2）、副斜井：斜长 701m，倾角 17°，三心拱断面，净断面面积 ，装备有吊挂乘人器，担负全矿井上下人任务； （3）、皮带斜巷：斜长 1400m，倾角 17°，三心拱断面，净断面面积 ，作为全矿井总回风斜巷； （4）、回风立井：净直径 ，净断面面积 ，担负全矿井的回风。

　　矿井一水平标高-25m，上限为各组煤层的井田北界，下限为各组煤层的-210m 煤层底板等高线。一水平各组煤层已开采结束。二水平标高-210m，上限为各组煤层的-25m 煤层底板等高线，下限为各组煤层的-400m 煤层底板等高线。二水平井底车场大巷布置在五 2 煤层顶板砂岩中，上下山开拓布局。

　　针对目前的煤炭市场情况，考虑到五 2 煤层、六 4 煤层的赋存情况，以及新峰二矿的现状，设计前期进行五 2 煤层开采，后期再进行六 4 煤层的开采（设计利用该矿原有的六 4 煤轨道石门，并从皮带斜巷适当位置开口，做六 4 煤皮带石门，详见开拓平面图。）。新峰

　　二矿现有的各个系统均按原核定生产能力 30 万 t/a 来配置的，要使矿井的生产能力达到60 万 t/a，就要对各个系统进行验算，满足矿井生产能力的要求。

　　二、矿井开拓方案 开发五 2 煤层的三 2 采区，我们首先想到的是将-210m 东大巷向西延伸至三 2 采区，作为三 2 采区的轨道大巷，同时做三 2 采区的运输大巷，并与皮带斜巷连通；开发五 2 煤层的三 3 采区，在集中轨道下山的下车场向东做平车场，然后向北做平石门，到煤层底板适当位置再向东做三 3 采区的轨道大巷，同时做三 3 采区的运输大巷，也与皮带斜巷连通。同时对矿井原有的通风系统进行改造，使皮带斜巷由原来的回风变为进风，集中轨道下山由进风变为回风，这样就形成了从主斜井、皮带斜井出煤、运人、运矸石、材料和设备，并兼进风，从集中轨道下山、副斜井回风的完整系统。新峰二矿核定生产能力 /a，要使矿井年产量达到 /a，必须对矿井的主、辅助运输系统、通风系统、排水系统等主要系统进行技术改造。

　　在对全矿井生产系统进行调查、研究后，本着经济合理、技术上可行的原则，对该矿主运输系统提出了：对皮带明斜巷进行装备，并提出两个方案，经过经济技术比较，推荐方案一（详见后面的章节），即装备后的皮带明斜井作为矿井新的出煤系统，只担负运煤任务。皮带斜井下部通过新做联络斜巷与三 2 采区、三 3 采区的皮带大巷搭接，三 2 采区、三 3 采区的皮带下山通过新做采区煤仓和皮带大巷搭接，从而实现井下原煤皮带连续化运输。

　　对主斜井、集中轨道下山的提升设备进行验算，提出合理的提升设备选型，同时对原提升运输线路进行局部改造，以满足设计生产能力 60 万 t/a 和下综采设备对巷道断面的要求。

　　改变矿井原有的通风线路，变皮带斜井为进风井，副斜井、集中轨道下山为回风，通过风速验算，断面均满足要求。

　　（一）、运输大巷、轨道大巷层位的确定 由于新峰二矿-210m 以上已回采完毕，-210m 以下中央采区即三 1 采区也进行了部分回采，所以三 2 采区、三 3 采区运输大巷、轨道大巷层位的确定应从以下几个方面考虑：

　　1、充分利用现有巷道，使主体工程量尽量减少，并兼顾二矿采掘接替，工期尽量提前。

　　2、考虑施工难易程度，同时兼顾主要巷道的支护费用及维护费用尽量减少。

　　3、考虑水文地质资料详查程度不够，特别是-210m 以上采空区积水对下部的威胁，应做为大巷布置层位的主要依据之一。同时兼顾围岩的稳定程度。

　　4、综合考虑运输，通风防瓦斯等安全问题。

　　设计将三 2 采区的运输大巷布置在五 2 煤层底板砂岩中，轨道大巷沿五 2 煤层布置；三 3采区运输大巷、轨道大巷均布置在五 2 煤层底板砂岩中。

　　（二）、采区下山布置方案 1、方案的提出 根据新峰二矿提供的有关资料，设计三 2 采区、三 3 采区各布置两条下山，即轨道下山和皮带下山，依据有关地质资料提出三个下山布置设计方案，分别为：

　　方案一：两条下山均布置在五 2 煤层，沿煤层掘进，即下山为煤巷； 方案二：轨道下山沿煤层布置，皮带下山沿煤层底板砂岩布置，即一煤一岩下山； 方案三，两条下山都布置在煤层底板砂岩中，即两岩下山。

　　2、方案比较 方案一优点：

　　（1）、掘进费用低、速度快，工期最短； （2）、可以缩短采区准备时间，减少准备巷道及回采巷道长度，提高采区生产能力。

　　方案一缺点：

　　容易受采动影响，维护工程量大，费用高。

　　方案二优点：

　　岩巷掘进工程量相对较少，掘进速度较快，工期较短。

　　方案二缺点：

　　易受采动影响，维护比较困难，且工程量相对较大。

　　方案三优点：

　　维护费用最小。

　　方案三缺点：

　　岩巷掘进工程量大，掘进速度慢，采区准备时间过长，且掘进费用高。

　　详见表 3-3-1。

　　综合以上分析和新峰二矿实际情况，即低瓦斯矿井，薄煤层，顶板稳定性较好，采区服务年限不长等，下山布置选用方案一，即下山沿煤布置。

　　四、煤层开采顺序 新峰二矿可采煤层为五 2 煤层、六 4 煤层。两组煤层的开采顺序为前期开采五 2 煤层，后期开采六 4 煤层。开采的顺序为自上而下进行开采。

　　五、采区划分及开采顺序 五 2 煤层的开采分为两个采区，即三 2 采区、三 3 采区。

　　六 4 煤层的开采分为三个采区，即中央采区、断层下采区、东部采区。

　　前期开采五 2 煤层，煤层标高在-210m~-400m 范围内，下车场水平标高定为-400m 水平，-210~-400m 之间布置两条下山，形成完整的系统后，采用下山开采。设计在-400m 水平设置集中排水系统。

　　第四节 井 筒 本次设计进行的矿井技术改造充分利用新峰二矿现有的井筒来完成，没有新建井筒，井筒用途、布置及装备叙述如下：

　　（1）、主斜井：斜长 695m，倾角 17°，三心拱断面，净断面面积 ，担负全矿井的提矸、下料、上下人任务； （2）、副斜井：斜长 701m，倾角 17°，三心拱断面，净断面面积 ，本次设计改为回风斜巷，担负全矿井总回风任务； （3）、皮带斜巷：斜长 1400m，倾角 17°，三心拱断面，净断面面积 ，本次设计对该井筒进行装备，担负全矿井煤炭运输任务； （4）、回风立井：净直径 ，净断面面积 ，担负全矿井的回风。

　　各井筒特征表见表 3-4-1。

　　第五节 井底车场及硐室 本次设计充分利用新峰二矿二水平-210m 井底车场，空重车线长度及调车方式也利用-210m 水平车场现有的系统。

　　-210m 水平车场附近设有-210m 变电所、-210m 水泵房，新增加电机车修理及充电硐室、消防材料库，为设计采区服务。

　　第三章 采区布置及装备 第一节 采煤方法 一、采煤方法的选择 新峰二矿可采煤层五 2 煤层厚度为 ~，平均 ，地质构造简单，煤层稳定，五 2 煤层顶板多为细—中粒砂岩、砂质泥岩，常有 ~ 的泥岩和炭质泥岩伪顶，属一至二级顶板，底板以泥岩和炭质泥岩为主。

　　六 4 煤层煤厚 ~，平均 ，只个别点（0433 孔）含夹矸 。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩；其下常见 劣质煤及炭质泥岩，属一级顶板，底板为泥岩和粉砂岩。

　　前期开采的五 2 煤层，为单一倾斜煤层，煤层瓦斯具有浓度低，涌出量小的特点，随开采深度的增加，瓦斯含量、涌出量将呈现增大的趋势。根据本采区的具体情况，选择采煤方法时，主要考虑以下原则：

　　1、要适应煤层地质和开采条件，提高工作面单产，保证矿井稳定生产； 2、简化采煤工艺，减少环节，节省巷道和设备、降低掘进率，尽量不打或少打岩石巷道； 3、可靠地保证采区安全生产，有效地防止煤层自燃发火和瓦斯、煤尘爆炸事故； 4、提高生产效率和经济效益，节约开采成本； 5、提高资源回收率。

　　根据以上原则，二水平下山采区所采用的采煤方法为：

　　1、西翼三 2 采区所采用的采煤方法 采用走向长壁薄煤层综合机械化采煤方法，全部跨落法管理顶板。

　　2、东翼三 3 采区拟采用的采煤方法 根据原焦作工学院矿山开发设计研究所 2001 年完成的“新峰矿务局二矿矿井东翼建筑物下开采设计研究报告”，在-210m 大巷以下到-400m 水平这个范围内，采用采宽 100m，留 70m 的条带式开采方法。

　　二、三 2 2 采区工作面采、装、运方式及设备选型 本着各设备相匹配的原则进行主要采煤机械设备选型，结合矿井煤层赋存特征统一考虑。

　　1、采煤机 选用 MG132/310-BW 型采煤机。主要技术参数见表 5-1-1。

　　2、刮板运输机 根据采煤机生产能力及工作面长度，并考虑各环节能力相适应，设计选用 SGZ-630/220型可弯曲刮板运输机运煤，运输顺槽设有 SZD-630/75 型转载机，LSP-1000 型破碎机。其主要技术特征见表 5-1-2。

　　3、可伸缩带式输送机 根据工作面产量及工作面推进方向长度，设计选用 SJ-80 型可伸缩带式输送机，带宽800mm，其主要技术参数为：功率 40×2kW；电压 660/1140V；输送能力：400t/h；最大铺设长度：800m。

　　三、三 2 2 采区工作面顶板管理方式及支架（柱）设备选型 1、支架（柱）选择 采煤工作面选用 ZY3400-08/18 掩护式液压支架，DZ18-25/80G 单体液压支柱配 HDJA-1000 金属铰接顶梁支护，全部跨落法管理顶板。其主要技术参数分别见表 5-1-3，5-1-4。

　　2、乳化液泵站、喷雾泵站的选择 乳化液泵站选用 XRB2B-80/200 型，喷雾泵站选用 XPB-250/55 型。其主要技术特征分别见表 5-1-5，5-1-6。

　　四、 三 2 2 采区 工作面回采方式及有关参数 1、回采方式

　　鉴于工作面前进式回采需沿空护巷，巷道维护工作量大、费用高，且漏风量大，自燃煤层不能采用前进式回采，设计采用工作面后退式回采。

　　2、工作面长度及推进度 《设计规范》规定在地质条件许可的情况下，厚度小于 的薄煤层综合机械化采煤工作面年推进度不应低于 1000m，工作面长度不宜小于 160m。综合本区煤层赋存条件，设计五 2 煤工作面年推进度为 1300m，工作面长度为 170m。

　　① 采煤机截深 目前我国综采面采煤机截深大部分为 600～800mm，结合平顶山矿区实际使用情况，确定采煤机截深为 800mm。

　　② 采煤机开机率 目前我国综采工作面开机率一般为 30～50%，部分达 60%以上。本次设计由于所选设备为租赁，可靠性较差，采煤机开机率按 50%。

　　③ 采煤机速度 由于移架速度及租赁采煤机本身性能的限制，确定采煤机平均割煤速度 3～4m/min。

　　④ 工作面年推进度 根据五 2 煤工作面长度（170m）和上述参数计算：

　　每割一刀所需时间 52min(其中包括 15min 斜切进刀时间)。

　　班进刀数 3 刀，日进刀数 6 刀。

　　班推进度 ，日推进度 。

　　年推进度 1320m，设计取 1300m。

　　3、三 2 采区生产能力 工作面生产能力按下式计算：

　　Q 三 2 =L×H×W×P×γ 式中：

　　Q 三 2 ——三 2 采区工作面年产量，t/a； L——工作面长度，取 170m； H——工作面采高，取 ； W——年推进度，取 1300m/a； γ——煤的容重，取 /m3 ； P——工作面回采率，取 97%。

　　经计算，工作面生产能力为：

　　Q 三 2 =170××1300×97%×=（万 t/a） 加上掘进出煤量按 8%计算，采区年生产能力可以达到 万 t。

　　五、三 3 3 采区采煤工作面设备选型 根据煤层赋存条件，采煤工作面配备 ZMS-12A 煤电钻打眼，放炮破煤，采面使用DZ22-30/100 单体液压支柱支护，SGB-420-30 型刮板运输机运煤，机巷使用 SSJ650/2×22可弯曲皮带输送机运煤，风巷利用调度绞车运送材料、矸石及人员等。

　　六、三 3 3 采区工作面长度、年进度 1、工作面长度及推进度 本次设计工作面长度取 100m；年推进度取 800m/a。

　　2、三 3 采区生产能力 工作面生产能力按下式计算：

　　Q 三 3 =L×H×W×P×γ 式中：

　　Q 三 3 ——三 3 采区工作面年产量，t/a； L——工作面长度，取 100m； H——工作面采高，取 ； W——年推进度，取 800m/a； γ——煤的容重，取 /m3 ； P——工作面回采率，取 97%。

　　经计算，工作面生产能力为：

　　Q 三 3 =100××800×97%×=（万 t/a） 加上掘进出煤量按 8%计算，采区年生产能力可以达到 万 t。

　　七、矿井达产后生产能力 Q 矿井 = Q 三 2 + Q 三 3 =+=（万 t/a） 八、采区及工作面回采率 根据《煤炭工业矿井设计规范》，采区回采率不低于 85%，工作面回采率不低于 97%。

　　六、生产时主要材料消耗指标 根据平顶山矿区各生产矿的统计资料，并结合本矿的具体情况，预计生产时主要材料消耗指标如下：

　　1、坑木： /kt 2、炸药：180kg/kt

　　3、雷管：540 发/kt 4、钢材：/kt 5、乳化液：14kg/kt 6、金属网：120m2 /kt 第二节 采区布置 一、 移交生产及达到设计产量时回采工作面个数 新峰二矿矿井设计生产能力 60 万 t/a，达产时在三 2 采区五 2 煤层中布置一个综采工作面，在三 3 采区五 2 煤层中布置一个炮采工作面。

　　二、采区特征及参数 1、采区巷道的布置 根据采区运输及通风等要求，并结合矿井实际，采区布置两条下山：轨道下山和皮带下山均沿五 2 煤层布置。轨道下山兼担负回风任务。皮带下山上部通过采区煤仓与运输大巷连接。

　　2、工作面顺槽布置 根据其它矿区生产矿井经验，工作面进、回风顺槽各布置一条，在回采工作面之间留设 10m 的煤柱。

　　三、采区车场及硐室 采区车场：采区内根据需要设上、中、下车场。上车场、下车场为平车场，中车场为甩车场。上、中、下车场按照要求设置材料车线。下车场的布置应考虑-400m 以下区域的开发。

　　采区硐室：根据设备安装及运行的需要，采区内设置绞车硐室、皮带机头硐室、采区中部变电所、-400m 水平泵房及变电所等。

　　四、煤、矸、材料运输方式 采区内煤炭流向为：采面→皮带顺槽→皮带下山→采区煤仓→运输大巷→三 2 采区皮带机上山（或三 3 采区皮带机上山）→皮带斜井→地面。

　　矸石流向为：采区产矸地点→采区中部车场→轨道下山→采区上部车场→轨道大巷→-210m 水平车场→集中轨道下山→-25m 水平车场→主斜井→地面排矸场。

　　设备及材料经主斜井→-25m 水平车场→集中轨道下山→-210m 水平车场→轨道大巷→采区上部车场→采区轨道下山→采区中部车场→轨道顺槽→采、掘工作面各用料地点。

　　五、采区通风及排水

　　采区通风利用主斜井、皮带斜井进风，回风立井回风。采面通风采用全风压通风，掘进头通风采用 局扇通风。

　　通风路线为：主斜井、皮带斜井→进风斜巷、皮带斜井→运输大巷→采区皮带下山→用风地点→采区轨道下山→轨道大巷→-210m 水平车场→集中轨道下山→副斜井、回风斜巷→回风立井→地面。

　　采区排水利用矿井-25m、-210m 水平排水系统。采区内涌水流入-400m 水平水仓，通过-400m 排水泵排到-210m 轨道大巷，自流至-210m 水平水仓，再由-210m 排水泵排到-25m 水平水仓中，最后由-21m 排水泵排到地面。

　　第三节 巷道掘进 一、巷道断面尺寸及支护形式 岩巷及半煤岩巷采用锚喷或锚网喷支护，主要硐室的支护采用砼或钢筋砼砌碹支护。

　　采区主要巷道断面特征见表 5-3-1。

　　二、掘进工作面个数及掘进机械配备 根据矿井开拓方式及采煤工作面接替关系，设计配备 4 个半煤岩巷掘进面，全矿井采掘比 1：4。

　　半煤岩巷掘进工作面配备有胶带转载机、可伸缩带式输送机、局扇、探水钻等设备。

　　三、巷道掘进进度指标 按以上技术装备，要求巷道掘进进度如下：

　　水平岩石巷道：80m/月 倾斜岩石巷道：70m/月 倾斜煤巷：100m/月 水平煤巷：120m/月 硐室工程：400m3 /月 主要巷道断面及支护形式 表 5-3-1 顺序 巷道名称 断面形式 支护形式 断面积（m2 ） 净 掘 1 轨道大巷 半圆拱 锚网喷

　　2 皮带大巷 半圆拱 锚喷 3 轨道下山 半圆拱 锚网喷 4 皮带下山 半圆拱 锚网喷 5 采面机巷 梯形 锚网喷 6 采面风巷 梯形 锚网喷 12 7 联络巷 半圆拱 锚喷 采区矸石率预计为 8%，全年约 万 t 左右。矸石在掘进头装入矿车后由机车及轨道斜巷绞车运至-25m 水平车场，经主斜井提升至地面排弃。

　　四、移交生产及达产设计产量时的井巷工程量 移交生产及达到设计产量时，三 2 采区、三 3 采区井巷工程量总长度为 7761m，，掘进总体积 .85m3 。其中半煤巷长度 4065m，占总长度的 %；岩巷长度 3696m，占总长度的 %。详见表 5-3-2。

　　矿井井巷工程量汇总表 表 5-3-2 序号 项目名称 长 度（m） 体 积（m3 ） 半煤巷 岩巷 合计 半煤巷 岩巷 合计 1 井底车场及硐室 715 810 1525 .45 2 主要运输及回风道 1490 1490 .6 .6 3 采区巷道及硐室 3350 940 2081 .4 .6 4 供电系统 40 40 512 512 5 排水系统 416 416 合 计 4065 3696 7761 .35 .5 .85

　　采区设计主要技术经济指标表 表 18-3-1 顺序 名 称 单位 指标 备注 1 采区设计生产能力 （1）年产量 万 t/a 60 （2）日产量 T/d 1819 2 采区服务年限 a 3 采区设计工作制度 （1）年工作天数 d 330 （2）日工作班数 班 3 4 煤质 （1）牌号 五 2 、六 4 煤均为主焦煤 （2）灰分 A d % 五 2 ：；六 4 ： （3）挥发分 V daf % 五 2 ：；六 4 ： （4）硫分 S t , d % 五 2 ：；六 4 ： （5）水分 M ad % （6）发热量 Q b , d 卡/g 五 2 ：5504；六 4 ：6052 5 储量 （1）工业储量 万 t （2）可采储量 万 t 除去三下压煤 万t，井巷煤柱 万 t，剩

　　余 万 t 6 煤层情况 （1）主要可采煤层数 层 2 （2）煤层倾角 ° 16°~17° （3）煤的视密度 t/m3 五 2 ：；六 4 ： 7 矿井范围 采区设计主要技术经济指标表 续表 18-3-1 顺序 名 称 单位 指标 备注 （1）走向长度 km （2）倾斜宽度 m 650 （3）井田面积 km2 8 开拓方式 斜井多水平 9 水平数目 个 2 （1）一水平标高 m -25 （2）二水平标高 m -210 10 井筒类型及长度 （1）主斜井（角度/长度） °/m 17/695 （2）副斜井（角度/长度） °/m 17/701 （3）皮带斜井（角度/长度） °/m 17/1400 （4）回风井（净直径/长度） m φ3/65

　　11 前期投产采区个数 个 2 12 回采工作面个数及长度 m 三 2 ：170；三 3 ：100 13 回采工作面年推进度 m 三 2 ：1300；三 3 ：800 14 采煤方法 三 2 ：综采；三 3 ：炮采 15 顶板管理方法 陷落法 16 采煤装备（三 2 采区） （1）采煤机械 132/310-BW 型采煤机 （2）工作面支架型式 ZY3400-08/18 型液压支架 采区设计主要技术经济指标表 续表 18-3-1 顺序 名 称 单位 指标 备注 （3）工作面运煤机械 SGZ-630/220 （4）中巷运煤机械 SJ-80 （5）上、下山运煤机械 D=800mm 皮带 18 掘进工作面个数 个 4 19 井巷工程量 （1）巷道总长度 m 7761

　　其中：煤巷长度 m 4065 （2）掘进巷道总体积 m3 .85 （3）万吨指标 m/万 t 20 井下大巷运输 矿车类型 1 吨固定式矿车 21 提升 ...

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