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××煤业有限公司××煤矿采区设计说明书采区设计生产能力：××Mt/a
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××煤业有限公司
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××煤业有限公司××煤矿×采区设计说明书参与设计编制人员名单
目录
前言
主要叙述矿井概况、开拓方式、通风方式、开采状况及本采区设计依据。
第一章采区概况及地质特征
第一节采区概况
一、采区范围：
说明采区所在的水平，采区四周边界，采区走向长度、倾斜长度、采区面积、开采上、下限标高。
邻近采区开采情况：
说明邻近采区开采情况
二、地面位置及建筑物：
采区对应的地面位置、区域、地形地貌、水系、地面积水范围及区域内的建（构）筑物，开采后对地面建（构）筑物的影响情况、破坏程度及应采取的措施。
三、区内钻孔情况：
概述区内钻孔的数量、封孔质量、可利用程度等。
区内钻孔特征表
第二节煤层赋存情况及顶底板特征
一、煤层赋存情况：
概述煤层赋存情况并填下表：
煤层赋存情况表
煤层特征表
煤层工业指标表
二、煤层顶底板特征：
分煤层详述煤层顶底板岩性、厚度、颜色、结构性质等。
第三节采区储量分析
分析计算采区及各煤层工业储量、可采储量等。
采区储量汇总表
第四节地质构造
分析采区范围内及其周围的构造分布情况，包括断层的产状、性质、揭露控制程度以及对开采的影响程度等。
第五节水文地质
一、实见水文地质：
叙述已开拓、开采的相邻采区、相同煤层实见水文地质及水害情况。
二、主要含水层及地质构造的水文地质特征：
1、说明主要含水层及其主要特征（指从第四系至奥灰对采区涌水有影响的含水层）。
2、主要构造水文地质特征
三、安全隔水层厚度：
计算受水威胁采区掘进巷道安全隔水层厚度。
四、突水系数计算：
采用公式：Ts=P/(M-Cp-Dg)
式中：Ts—突水系数（MPa/m）；
P—隔水层承受的水压（MPa）；
M—隔水层厚度（m）；
Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；
Dg—隔水层中危险导高（m）；
矿压破坏深度Cp：七层煤按11m，正常块段八层暂按12m，九层暂按10m，十层暂按8m。
受多个含水层威胁的，要分别计算突水系数。
根据突水系数划分受水威胁块段范围，确定正常块段突水系数大于
0.1 MPa/m和复杂块段突水系数大于0.06 MPa/m的上限标高。
五、断层防水煤柱：
断层防水煤柱的留设，要符合《水文地质规程》的有关规定要求，需要计算的煤柱，要有计算过程（与采区地质说明书相符）。
六、采区涌水量：
采区正常涌水量和最大涌水量，要与已经审批的采区地质说明书提供的数据一致。最大涌水量要有计算过程。
七、防治水建议及措施：
包括整个采区防治水及掘进工作面和回采工作面的防治水管理措施及建议。
受水威胁采区，必须首先采取措施查清水文地质条件。底板受构造破坏块段突水系数大于0.06MPa/m，正常块段突水系数大于0.1MPa/m的，要采取疏水降压或注浆改造等有效措施后方可回采。
第六节其它地质因素
叙述采区瓦斯和二氧化碳绝对用储量和相对涌出量，煤尘爆炸指数及其爆炸性，煤层自燃发火倾向，地温、地压情况。
第二章采区方案设计
第一节方案设计
采区设计方案至少要有两个，一般情况下将主导方案作为第一方案。
概括叙述各设计方案，包括采区上下山所在的层位、巷道第一开门口的位置、方位、巷道长度、坡度、调向开门位置、采区工作面布置方式等。
第二节方案比较
采区设计方案要求以技术上先进，经济上合理，安全上可靠为原则。
采区设计方案比较主要从技术和经济两个方面进行全面比较，通过比较确定最优方案。
技术比较：主要从采区的通风、运输、供电、排水等生产系统方面进行比较，既考虑生产，又兼顾安全，立足当前，着眼长远。
经济比较：主要从开拓掘进工程量和费用、充分利用现有系统节约的费用以及采区供电、排水、运输及巷道维护等方面的费用进行比较。要有相应的计算过程。
技术经济比较表
第三章采区巷道布置
第一节采区巷道布置
一、采区准备巷道布置
按照选取的最优方案，分别详述各开拓、准备巷道的布置方式。
叙述内容包括：巷道布置层位、巷道第一开门口的位置、掘进方位角、巷道长度、坡度、调向开门位置及方位等。
需要叙述的巷道包括：采区主要上下山，采区水仓、泵房、变电所，采区泄水巷、联络巷及首采工作面巷道的布置。
二、采煤工作面布置
包括工作面个数、工作面上下出口的掘进方向、区段煤柱的留设，不同煤层上下两个工作面的巷道错距等。
采煤工作面布置要充分考虑通风、运输、防治水等因素，适当增加工作面走向长度，增大工作面储量、单产和服务年限，减少回采巷道工程量，有利于巷道维护，减少工作面搬家频率，工作面布置方式要有利于工作面顶板、设备等方面的安全管理。
三、采区工程量：
采区总工程量，准备巷道工程量，回采巷道工程量，全岩工程量，全煤（半煤岩）工程量。
第二节巷道断面及支护
一、巷道断面：
叙述设计范围内的各类巷道断面形式及断面积。
二、巷道支护方式：
分别详述各巷道的永久支护方式，支护材料及规格。
三、巷道施工工艺：
包括打眼工具、爆破方式、耙装方式、运输方式。
××采区开拓（准备）巷道一览表
第四章采掘顺序及采煤办法
第一节掘进顺序
说明该采区同时安排几个掘进头，分别是哪几个掘进头，各掘进头的接续顺序。
第二节回采顺序
说明采区内不同煤层的开采顺序，同一煤层采煤工作面的回采顺序，同时回采的工作面个数。
第三节采煤方法
一、采煤方法：
说明采煤工作面的采煤方法。
二、采煤工艺：
包括采煤工作面落煤、装煤、运煤方法、工作面支护及采空区管理、劳动组织。
第四节采煤工作面装备
第五章采区生产能力及服务年限
第一节采区生产能力
1、简要介绍采区采煤工作面及开采煤层的采高、容重、面长等计算采区生产能力所需要的基础数据。
2、采煤工作面单产
采煤工作面单产按下式计算：
A= L L1 MγC
式中A—工作面日产量，t/d；
L—工作面长度，m；
L1—工作面日进度，m/d；
M—采高，放顶煤开采时为每次采放总厚度，m；
γ—煤的视密度，t/m3；
C—工作面回采率，薄煤层取0.97，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93 ；
机采工作面日产量可用下式计算：
A=NLSMγC
式中A—回采工作面日产量，t/d；
L—工作面长度，m；
S—截深，m；
M—采高；放顶煤开采时为每次采放总厚度，m；
γ—煤的视密度，t/m3；
C—工作面回采率，薄煤层取0.97，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93 ；
N—采煤机日进刀数；放顶煤开采时N为日采放总进尺
N=60k1(24－t1)/t d
k1—事故影响系数，0.6~0.8；
t1—准备时间，h；
t d—截割一刀所需时间，min；
单向采煤时：
t d=k2(L－l ) (1/v1+1/v2)+t2
双向采煤时：
t d= k2(L－l )/ v1+ t2
式中l —缺口长度，m；
v1—采煤机工作速度，m/min；
v2—采煤机清煤速度，m/min；
t2—进刀时间，包括移机头及自开缺口，一般为30~90min；
k2—每刀辅助时间，（包括交接班、处理大块煤等采煤机合理停顿时间）系数，一般取1.3~1.5；
3、采区生产能力
采区生产能力是采区内同时回采工作面和掘进产量的总和。按照《煤矿安全规程》第四十八条第一款规定，一个采区内同一煤层不得布置3个（含3个）以上回采工作面和5个（含5个）以上掘进工作面同时作业。
采区内同时生产的采煤工作面个数和掘进工作面个数确定后，采区生产能力可按下式计算（年工作日数按330d）：
A B=∑A+∑A1
或 A B=k1k2∑A
式中A B—采区生产能力，t/d；
∑A—采区内同时回采工作面日产量之和，t/d；
∑A1—采区内同时掘进的煤巷掘进工作面产量之和，t/d；
k1—工作面产量不均衡系数。采区内同采两个工作面，取0.95；
k2—采区内掘进出煤系数，取1.1；
第三节采区服务年限
采区服务年限按下式计算：
T=10000ZC/A B
式中T—采区服务年限，a；
Z—采区可采储量，万t；
A B—采区生产能力，t/d；
C—采区回采率，%；薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80% ，厚煤层不低于75%；
第六章采区通风安全
第一节通风系统
一、简要叙述矿井通风现状，主要内容包括矿井通风方式、风机型号、矿井需要风量、矿井实际进风量、风机排风量、矿井负压等参数。
二、新设计采区投产后，矿井采场分布情况，主要包括：矿井生产采区个数，每个生产采区内采煤工作面、掘进工作面及硐室个数。
用文字叙述新风风流与乏风风流路线，并附通风系统图，系统图采用微机绘制，通防设施、风流标志与方向要与现场相对应。统一采用《山东
省煤矿一通三防实施细则》所规定的通防设施图例。
附：通风系统图
第二节采区供风量及负压计算
以国家安全生产监督管理总局等三部门联合制定的《煤矿通风能力核定办法》规定的风量计算方法为依据，逐项统计、分析计算、验算采掘工作面、备用工作面、各机电硐室所需要的风量、风速、计算出采区需要的总风量。说明矿井风量是否能够满足采区所需要的风量要求。
采煤工作面按采区设计中通风流程最长、需风量最大的工作面进行计算，备用工作面风量选取的原则是不得低于正规工作面最大需风量的一半。掘进工作面的风量计算按采区设计中最大需风量为标准。
机电硐室、绞车房等用风地点根据《肥城矿业集团风量计算细则》相关部分的规定执行。
一、采煤工作面需要风量计算
每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。
1、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温
式中：
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；
Q基本—工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面的70%×适宜风速，（不小于 1.0 m/s）；
K采高—回采工作面采高调整系数，（见表1）；
K面长—回采工作面长度调整系数，（见表2）；
K温—回采工作面温度调整系数，（见表3）；
回采工作面采高调整系数（K采高）表1
回采工作面长度调整系数（K面长）表2
回采工作面温度与对应风速调整系数（K温）表3
2、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面风流中瓦斯（或二氧化碳浓度）的浓度不超1.0％要求计算：
Q采＝100×q采×K CH4
Q采—回采工作面实际需要风量，m3/min；
q采—回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；
K CH4 —采煤面瓦斯涌出不均衡通风系数为。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算 Q 采=60×V 采×S 采 （ m 3/min ） 式中：
V 采—采煤工作面风速， m/s; S 采—采煤工作面的平均断面积，m 2。
4、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量 每人供风≮4m 3/min ： Q 采＞4N （m 3/min ）
每千克炸药供风≮25m 3/min ： Q 采＞25A （m 3/min ）； 式中：
N —工作面最多人数；
A — 一次爆破炸药最大用量，Kg 。
综合以上各项计算结果确定工作面供风量数值。 5、按风速进行验算
15S ＜Q 采＜240S ( m 3/min) 式中：
S —工作面平均断面积，m 2 。
经过计算及验算后，最终确定该工作面计划供风量数值。
备用工作面应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际风量的50％。
Q 备 ≥ 2
1
Q 采
二、掘进工作面的需要风量 1、基本参数
2、计算:
①、按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算掘进面需要风量：
Q掘=100×q掘×K掘通
式中：
Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；
q 掘—掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量m3/min；
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
②、按同时作业人数和炸药量计算掘进工作面需要风量：
每人供风≮4m3/min，即Q掘＞4N( m3/min)
每千克炸药供风≮25m3/min，即Q掘＞25A（m3/min）
式中：
N —掘进工作面最多人数；
A —一次爆破炸药最大用量, Kg。
③、按风速进行验算掘进工作面需风量
煤巷掘进最低风量，Q煤掘＞15S掘（m3/min）
岩巷掘进最低风量，Q岩掘＞9S掘（m3/min）
岩煤巷道最高风量，Q掘＜240S掘（m3/min）
式中：
S掘—掘进工作面的断面积，m2。
④、掘进工作面局部通风机选型
Q吸1= Q掘/（1-P百）m
式中：
Q吸1—局部通风机需要吸风量，m3/min；
M—独头通风百米长度指数；
P百—柔性风筒百米漏风率；
根据上述计算结果，确定该掘进面选用局部通风机型号与风筒尺寸，
并说明该局扇实际吸风量大小。
⑤、按局部通风机实际吸风量计算掘进面全风压需要风量：
岩巷掘进：
Q掘＝Q扇×I i＋9S
煤巷掘进：
Q掘＝Q扇×I i＋15S
式中：
Q扇—局部通风机实际吸风量，m3/min；
安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量之外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速，岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。
S—局扇安装地点巷道断面积，m2 ；
I i —掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
根据上述计算结果最终确定掘进工作面需要风量大小。
三、井下硐室需要风量计算
1、井下硐室需要风量，应按采区内各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算：
∑Q硐＝Q硐1+ Q硐2+ Q硐3+ …… + Q硐n
式中：
∑Q硐—所有独立通风硐室需要风量总和，m3/min；
Q硐1、Q硐2、Q硐3、…..、 Q硐n —不同独立硐室需要风量，m3/min。
2、井下机电硐室需要风量计算
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。选取硐室风量，保证机电硐室温度不超过30℃，其他硐室温度不超过26℃。
机电硐室的需要风量可按经验值选用(表4)
机电硐室需要风量表4
注：小型硐室：总容量在30kW或50kVA以下，充电组2组以下。
中型硐室：总容量在30~500kW或50～380kVA，充电组3~4组。
大型硐室：总容量在500kW以上或380kVA以上，充电组5组以上。
四、其它井巷实际需要风量计算
按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算
Q其它＝100×q ch4×K其通（m3/min）
式中：q ch4—井巷最大瓦斯绝对涌出量，m3/min；
K其通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.2～1.3。
按风速验算：
Q其它＞9×S其它（m3/min）
式中：Q其它—其它地点需用风量 m3/min；
S其它—其它地点巷道断面， m2。
经以上计算验算后，确定其它巷道最低需要风量。
五、采区需要风量按下式计算：
Q区进＝（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K区通
式中Q区进—采区实际需要总风量，m3/min ；
∑Q采—采区内全部采煤工作面需要风量，m3/min；
∑Q备—采区内全部备用工作面需要风量，m3/min；
∑Q掘—采区内全部掘进工作面需要风量，m3/min；
∑Q硐—采区内全部机电硐室需要风量，m3/min；
∑Q其它—采区内其它地点需用风量 m3/min；
K区通—风量备用系数，一般取1.2。
计算出设计采区需要风量求后，结合投产时的采场分布，分析计算矿井需风量大小。同时对矿井通风阻力分布情况进行计算，按照通风路线顺序，即进风井、主要进风大巷、采区进风巷、采煤工作面、采区回风巷、主要回风大巷、风井等逐段计算其通风阻力，各段风量选取以该地点实际
供风量为依据。进而得出新设计采区投产后全矿井通风阻力结果。附通风阻力预测计算表。
对照风机性能曲线提供的风量、风压等参数和风机现运行状况、核实矿井通风能力是否能够满足设计采区投产后的风量需求，若设计采区负压过大，要采取措施将负压控制在规定值范围内。
××采区通风阻力预测计算表
第三节避灾路线
说明避水灾路线和避火、瓦斯、煤尘灾路线，并绘制避灾路线图。
第七章采区排水系统及设备选型
第一节排水系统
下山采区必须建有能满足要求的排水系统，采区水仓的有效容量应能容纳4h的采区正常涌水量。
说明采区涌水排至地面的排水方式和排水路线。
第二节排水设备选型
一、说明：
包括排水泵和排水管路的选型。设备和管路选型要有详细的计算过程。
对于最大涌水量和正常涌水量差别较大的下山采区，应有规范的水仓、泵房设计；必须有工作、备用和检修水泵。工作水泵的能力，应能在20h内排出采区24h的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出采区24h的最大
涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。必须有工作和备用水管。工作水管的能力应能配合工作水泵在20h内排出采区24h的正常涌水量。工作和备用水管的总能力，应配合工作和备用水泵在20h内排树采区24h的最大涌水量。
二、排水设备选型
已知条件：采区正常涌水量q z= m3/h，最大涌水量q max= m3/h，水泵房标高H1= m，排水口标高H2= m，矿井水酸碱度PH=
1、选型计算：
（1）选择水泵
①正常涌水时水泵必须的排水能力
Q z=1.2q z
②最大涌水时水泵必须的排水能力
Q max=1.2q max
③水泵必须扬程
H b=H c/ηg=(H1—H2)/ ηg
ηg取0.75
④预选水泵
⑤水泵稳定性校验
（2）选择管路
正常涌水时趟排水管路，最大涌水时趟排水管路。
①计算管径
取流速V p=1.5～2.2(m/s)，
则排水管内径
d p=[(4Q)/(π×3600V p)]1/2
必须有工作备用的水管
最大涌水量时，
管路数B=dp max=[4n3Qe/(π×3beoV p)]1/2/d p (取整)
②计算管路特性
求出阻力系数R t ，
矿井开采课程设计—终结版
《矿井开采》课程设计 说 明 书 姓名： 班级： 学号：
目录 前言 第一章采区巷道布置 第一节采区储量与服务年限 第二节采区内的再划 第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统第二章采煤工艺设计 第一节采煤工艺方式的确定 第二节工作面合理长度的确定 第三节采煤工作面循环作业图表的编制 附表
前言 一、目的 1、初步应用《矿井开采》课程所学的知识，通过课程设计加深对《矿井开采》课程的理解。 2、培养安全工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 设计条件： 井田境界：采区倾斜长度2800m；采区走向长度1060m； 采区境界：采区倾斜长度700m；采区走向长度1060m； 8号煤层：煤层厚0.55-2.60m，平均1.39m。顶板为砂质泥岩，底板以砂质泥岩为主，地面标高+1210m~1480m；煤层埋藏稳定。（柱状图中的84煤层）煤的容重γ=1.5t/m3。煤质中硬偏软，坚固性系数f=1.0～2.5。 =200m3/h。矿井最大涌水量Q大=4矿井开采技术条件：矿井正常涌水量Q 正 30m3/h。瓦斯相对涌出量q=12.5m3/d·t；煤尘有爆炸性，无自然发火倾向。84号煤为低灰-高灰、特低硫-高硫贫煤，生产能力30万吨 三、课程设计内容
第一章采区巷道布置 第一节区储量与服务年限 1、采区生产能力选定为30万t/a 2、采区的工业储量、设计可采储量 (1) 采区的工业储量 Z g=H×L×m× γ ………………………………………(公式1-1) 式中：Z g---- 采区工业储量，万t；H---- 采区倾斜长度，700m； L---- 采区走向长度，1060m；γ---- 煤的容重，1.50t/m3； m---- 煤层煤的厚度，为1.39米； Z g=700×1060×1.39×1.50=154.7万t (2) 设计可采储量 Z K=(Z g-p)×C ……………………………………………………(公式1-2)式中：Z K---- 设计可采储量, 万t； Z g---- 工业储量，万t； p---- 永久煤柱损失量，万t； C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。 P=30×2×1060×1.39×1.50+15×2×(700-30×2)×1.39×1.50=13.53万t P---- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t； Z K=( Z g-p)×C=(154.7-13.53)×0.8=112.94万t (3)采区服务年限 T= Z K/A×K …………………………………………………………(公式1-3)式中：T---- 采区服务年限，a; A---- 采区生产能力，30万t； Z K---- 设计可采储量，112.94万t；
煤矿矿井初步设计和采区设计说明
煤矿矿井初步、采区设计 一、设计原则 ㈠遵循国家发布的与煤矿建设项目有关的政策、规程、规。 ㈡遵循上一阶段设计中所确定的主要技术原则及标准。 ㈢提高设计水平，保证设计质量。使设计的矿井实现技术先进，经济合理，安全可靠。 二、设计的主要依据 ㈠已批准的煤矿矿井地质报告。 ㈡国家有关煤炭工业的技术政策、规程和规等。 ㈢其他有关支撑性文件及材料，如采掘工程平面图，煤层自燃倾向性、煤尘爆炸危险性、瓦斯等级鉴定报告等。 三、设计的主要程序及步骤 ㈠煤矿矿井设计的主要程序 可行性研究报告→项目申请报告→初步设计及安全专篇（其他专项设计，如瓦斯抽采工程初步设计、防治煤与瓦斯突出专项设计）→施工图设计。 ㈡煤矿矿井设计的主要步骤
1、学习有关煤矿生产、建设的政策法规，收集有关地质和开采技术资料，掌握上级管理部门对设计的具体规定。 2、明确设计任务，掌握设计依据。 3、深入现场，调查研究。 4、研究方案，编制设计。 四、初步、采区设计的主要容 初步、采区设计的主要容分为说明书、图纸、设备清册及概算书。 按照煤矿安全监察局、省煤炭工业局下发的《省小型煤矿（井工、露天）初步设计及初步设计安全专篇编制指导意见（试行）》、《煤炭工业五项设计编制容》及《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》（GB/T50554-2010）等的要求，说明书主要容为前言、井田概况及地质特征、井田开拓、大巷运输、采区布置及装备、矿井通风、矿井主要设备、地面生产系统、地面运输、总平面布置及防洪排涝、电气及通信、地面建筑、给排水、采暖及供热、节能减排、职业安全卫生、环境保护与水土保持、建井工期、技术经济等18个章节。 图纸主要分为采用及新制图，其中新制的图纸主要有矿井开拓方式平剖面图、采区布置及主要机械设备布置平剖面图、巷道断面图册、矿井通风系统网络图、矿井反风系统图、工业场地总平面布置平面图、地面生产系统布置平面图、矿井地面总布置平面图、井下消防及防尘洒水平面图、通信系统图、井上下供电系统图、传感器布置平面图、监测监控系统平面图、井下压风管路系统图、矿井运输线路系统图等。
某煤矿初步设计
某煤矿初步设计
第一章序言 为了初步了解XX勘查区的煤炭资源赋存状况及地质构造情况，为后期资源评估开发提供依据，受宁夏庆华煤化有限公司委托，安徽省煤田地质局物探测量队承接了该区二维地震勘查工程。 2009年8月，我单位组织有关技术人员和专家对该区进行踏勘，并进行了相关试验，此后根据试验情况在认真分析甲方提供的该矿区文字说明和部分技术图纸的基础上，结合前期二维地震工作经验，参照原煤炭部颁发的《煤炭煤层气地震勘探规范》（MT/T897-2000），编制了本次二维地震勘探设计。 第一节地质任务 参照《煤炭煤层气地震勘探规范》MT/T 897-2000及甲方要求，拟定本次二维地震勘查的地质任务如下： 1、控制测线上煤层隐伏露头，其平面位置误差不大于150m； 2、控制测线上落差大于50m的断层，其平面位置误差不大于150m； 3、控制主要煤层底板的深度。 4、初步控制边界断层的位置。
第二节 勘探区范围 根据矿方提供图纸，控制勘查区范围的拐点坐标如下： 表1-2-1 拐点坐标一览表 拐点 X Y 1 4120461.1060 36387186.3506 2 4120431.5646 36389406.0747 3 4121356.5306 36389418.2609 4 4121351.8895 36389788.1757 5 4122276.7127 36389800.3160 6 4122272.2349 36390170.1927 7 4123659.6079 36390188.3378 8 4123693.8564 36387599.6776 9 4123231.2941 36387593.4861 10 4123236.2533 36387223.6235 图1-2-1 勘探区范围示意图 N
煤矿工作面设计开采说明书
第一章工作面地质条件 第一部分工作面位置 XX采区采煤工作面位于三采区轨道下山北翼，走向长600米，倾斜长90米，工作面地面标高+700~ +725米，工作面标高+132.2~ +182.5米。 1、地面位置：XX采区回采工作面位于XXX以西700米，地表多为耕地，荒坡，无水体。 2、井下位置及四邻采掘情况：XX采区回采工作面位于三采区轨道下山北翼，上部为xxxx工作面（已回采结束），其余均未开采。 3、回采对地面设施的影响：XX采区工作面回采过程中对地面影响不大。 第二部分地质概况 一、煤层简述： 本工作面设计开采为煤层结构较简单，煤层赋存总体为单斜构造，煤层倾角9°，煤层平均厚度一般0.4~14米，平均厚度5米，局部含碳质泥岩、泥岩，夹矸厚度0.1~0.8米，1~3层，含夹矸较少，结构较简单但煤层厚度变化较大。 二、地质构造： 区内无陷落柱及岩浆岩发育。该工作面顶板较稳定，底板变化大，导致煤层厚度变化较大，该下巷掘进至F8点时曾揭露一条落差°
5275<8正断层，产状07—F3点处揭示F15米的断层。在5～3为 在对其改造中又揭示一条同期沉淀构造，倾向为230°，现均已对其改造。 三、煤层储量： XX采区工作面走向长600m，倾斜长90m，面积为61280.625㎡平均，平均煤厚为5m，煤层工业储量为413644.2T，回采率按90%，可采储量372279.8T。 四、水文： 该工作面地表为丘陵及冲沟，无地表水体。故受地表水之影响很小。其上部的13231采空区内的积水以基本放净，唯标高最低处的3/h15m 左右，下巷里段位处断层边缘，放水孔中有出水现象，水量在掘进时无出水现象，但应该预防因采动引发断层滞后突氺。下巷需留设移动泵坑，F8前需建造环形水仓；合理配备排水设备；发现问题及时处理。 33/min。m m/min，正常涌水量0.35最大涌水量0.～1.5五、煤层顶底板岩性： 1、顶板岩性：工作面直接顶为灰白色中粒石英长石砂岩，厚层状，层面富含云母片，俗称大占砂岩，一般厚度为15～20米。伪顶为碳质泥岩或泥岩较松软，一般厚度为0～1.6米，局部发育，随采随落。 2、底板岩性：直接底为硅质泥岩或泥岩，松软遇水膨胀，容易造成底鼓或使巷道变形，平均厚度为6米。老底为泥灰岩，一般厚度米。4米，平均为5～3为
煤矿排水系统设计说明书
主排水泵选型计算设计 一、概述 本矿井采用主斜井、副立井、回风立井综合开拓方式，主斜井井口标高为+922m，副立井、回风立井井口标高均为+1195m，副立井、回风立井落底标高均为+220m，主斜井与暗主斜井斜交，暗主斜井落底标高为+206m，初期大巷最低点标高为+205m。 根据地质报告，本矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，正常涌水量大于120m3/h，最大涌水量大于600m3/h，对照现行《煤矿防治水规定》，属水文地质条件复杂矿井。按照现行《煤矿防治水规定》及《煤矿安全规程》要求，本矿井应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。根据本矿井开拓方式，结合现有成熟的防水闸门产品参数，设置防水闸门抗灾暂无合适的设备，因此设计在正常排水系统基础上配备潜水电泵抗灾排水系统。 二、矿井主排水 （一）设计依据 地质报告提供矿井正常涌水量807m3/h，最大涌水量为1234m3/h，考虑矿井井下洒水和黄泥灌浆析出水增加50m3/h的排水量，因此在设备选型时按正常涌水量857m3/h，最大涌水量为1284m3/h计算；矿井水处理所需要增加15m扬程。 （二）排水系统方案 根据本矿井的开拓布置，矿井涌水量和排水高度等资料，设计对本矿井的排水系统方案进行了比较： 方案一：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿副立井井筒敷设，将矿井涌水排至地面副立井工业场地，在副立井工业场地设置水处理站。该方案虽然排水管路相对较短，降低了管路投资，但是由于副立井较主井井口标高高出约273m，年排水电费约增加560余万元，且送往井下的洒水管路水压大，需增加管路壁厚，管路投资增加约100万元，综合运营费用较高。 方案二：主排水泵房设置在初期大巷最低点，排水管路沿西大巷→主斜井井筒敷设，将矿井涌水排至主井场地。该方案虽然排水管路较长，管路损失较大，但主井较副立井井口低273m，排水设备工况扬程低，水泵级数少，设备投资省，电耗低。
青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书(全)
青海煤业集团鱼卡煤矿矿井通风设计说明书 2013年元月
目录 （一）、矿井概况 (3) （二）、确定矿井通风系统和通风方式 (5) （三）、矿井总风量计算与分配 (6) 1、矿井需风量计算 (6) 2、矿井总风量的分配 (13) （四）、矿井通风总阻力计算 (14) 1、绘制通风网络图（附图1） 2、选择通风容易、困难时期线路 (15) 3、各段风阻计算（附表1） 4、总阻力计算 (15) 5、矿井等积孔计算 (15) （五）、选择矿井通风设备 (15) （六）、矿井通风费用概算 (18)
一、矿井概况 1、地理位置 青海省能源发展集团鱼卡公司属于国有制企业。位于青海省海西州大柴旦镇镜内，地界属于大柴旦镇管辖，距该镇50Km。青（海）—新（疆）公路（315国道）从鱼卡井田北侧通过，距矿井3.0Km；格(尔木)——柳（园）公路从井田东侧经过，距矿井约5.0Km；矿区东南距青藏铁路锡铁山火车站120Km （格尔木公路相通），交通比较便利。本区地理位置为东经94°52′40"—94°55′28"，北纬38°00′36"—38°02′24"。 2、井田境界 鱼卡井田属于鱼卡矿区尕秀段区，位于绿梁山北侧的皱褶带中，该皱褶带是主要控制煤系地层的构造，为东西向较为平缓的复试断裂皱褶共存的构造，井田内两条逆断层F2和F4，处于井田的东部和背部，并作为井田的东部边界。区内钻孔揭露的底层从上而下有四系，第三系、侏罗系、石炭系、奥陶系、远古界地层。主要含煤层为侏罗系大煤沟地层，煤厚在70—130之间。共有七层，从上而下1—4为不可采煤层，5—6为局部可采煤层，只有7为井田内主要可采煤层。 3、储量 井田面积4.15km2，区内原探明储量13230万吨，其中煤7:12153万吨，煤6:801万吨，煤5:276万吨。动用资源储量（2003年10月为准）25.8万吨。合计保有资源储量13204,2万吨。青煤鱼卡公司90万吨/年矿井建设项目于2007年5月竣工建成，5月22日投入试生产。 本区一井田90万吨/年矿井，经省发改委批准于2003年开工，2007年5月22日投入试生产，设计年产90万吨，2007年5月22日进入试生产阶段，在此期间，各项技术、经济指标均达到规范要求。2008年5月22日经过竣工验收，顺利进入正常生产阶段，至目前按设计生产能力正常生产。 4、开拓及采煤方式
某矿炸药库设计使用说明
赵楼矿井下爆炸材料库设计说明书 一、矿井概况 根据已批准的**体规划，本矿井井田边界为东起**断层…..矿井设计规模…Mt/a，年工作日330天，每天三班作业，净提升时间为16h，矿井劳动定员为….人。 二、设计依据 1、《煤矿安全规程》(2006版)中的有关规定； 2、《煤矿矿井井底车场硐室设计规范》(MT/T5026-1999)中“井下爆炸材料库”的有关规定，《爆破安全规程》（GB6722-2003）、《煤炭工业矿井设计规范》（MT/T5026-1999）； 3、《采矿设计手册》中的有关规定； 4、矿井机械化程度，日炸药消耗量和日雷管消耗量； 5、井下爆炸材料库围岩资料； 6、井下爆炸材料库所在区域巷道关系及井上下关系对照图。 三、爆炸材料库服务区域 该爆炸材料库为新建矿井永久性爆炸材料库，由于矿井开拓形式考虑工业场地压煤量少、井下勘探程度及地层地质的原因，所以初步设计选定井口及工业场地位于构造验证孔附近，造成井下爆炸材料库可直接服务区域主要为矿井一采区，距离超过2.5km以后应在适当位置建立火药发放硐室，以方便使用。但井下永久炸药库仍可作为井上下炸药的主要中转站继续使用。 四、爆炸材料库类型
根据井下巷道的布置关系及库房周围的巷道及地质状况，设计推荐采用壁槽式布置，该布置形式由于将爆炸材料分散储存，巷道布置较硐室式要求稍低，易于在满足规程规定的前提下灵活布置。 五、爆炸材料库容量选择依据 根据矿井..Mt/a的设计年产量，普掘工作面将是矿井投产后的爆炸材料主要消耗地点，根据初步设计，矿井后期考虑8个普掘工作面和4个综掘进工作面。1个普掘工作面的炸药消耗量按每日两茬炮，日进尺3.6m计算，每炮进尺1.8m。掘进断面按平均22m2计算，每次爆破平均消耗炸药45～50kg，取48kg；消耗雷管约100发，则一个工作面日均消耗炸药48×2=96kg，消耗雷管约100×2=200发。8个普掘头用炸药量约96×8=768kg, 消耗雷管约200×8=1600发。同时，考虑到煤矿的井下断层较多的实际地质条件，综掘头过断层时用药平均按普掘头的0.2倍计算，则4个综掘头日均消耗炸药量96×0.2×4=76.8kg, 消耗雷管约200×0.2×4=160发。 3天炸药消耗量：（768＋76.8)×3=2534.4kg 10天雷管消耗量：（1600＋160）×10=17600发 六、井下爆炸材料库位置选择 根据开拓部署及矿井初期投产安排，设计将爆炸材料库位置选择在井底车场附近，并尽量靠近一采区。 七、主要技术要求 1、布置形式 本爆炸材料库采用壁槽式布置，右侧回风、左侧进风，回风道连
矿井通风设计说明书
矿井概况 一、矿井位置与交通 渑池县九六八煤矿位于渑池县坡头乡不召寨村北500m，南距县城12km，有简易公路与县城相通，连霍高速公路、310国道、陇海铁路、南闫公路从县城穿过，交通便利。本井田走向长2275m，倾斜宽约1570m，井田面积3.889km2。 二、煤层储量 根据河南省国土资源厅2007年3月6备案的《河南省渑池县九六八煤矿资源储量核查报告》矿产资源储量评审备案证明，矿井资源储量 1438.4万t，累计动用资源储量97.9万t，保有资源储量1340.5万t，可采储量759万t.采矿许可证批准开采煤层为：二1煤层，矿井服务年限为14.6年。 三、水文、地质 矿井水文地质类型：简单。 矿区地表迳流主要为洪流，由于排泄较畅，隔水层较厚，一般情况不会直接进入矿井。 开采二1煤层时进入矿井的地下水，主要来自顶板直接充水含水层。奥陶系灰岩水与太原组灰岩水在断层破碎带附近、底板隔水层厚度较薄等地段有可能涌入到矿坑，因此我矿对防治水工作做了大量工作，先后进行了物探和底板加固工作，矿井正常涌水量83m3/h，最大涌水量115 m3/h，井田内上部有老空区已通过中国地质总局瞬变
电磁查清，故在采掘过程中我矿坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。 四、开采技术条件 我公司开采的二煤层经2014年2月27日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验结果煤层不易自燃，自然倾向分类为Ⅲ级。 根据2013年4月义煤煤业集团股份有限公司瓦斯研究所编制完成的《渑池县九六八煤业有限公司二1煤层瓦斯基础参数测定报告》，对九六八煤业公司二1煤层瓦斯含量、瓦斯压力（间接）、瓦斯放散初速度、煤的吸附常数、煤的坚固性系数和工业分析等参数的测试结果，实测煤层瓦斯含量在2.72m3/t～4.17 m3/t之间，最大值为4.17 m3/t，煤样瓦斯含量的平均值为3.29 m3/t。根据河南省瓦斯治理研究院有限公司2013年9月3日瓦斯等级鉴定结果,矿井绝对涌出量 0.7 m3/min,相对涌出量3.78 m3/t. 五、矿井开拓开采系统 1、矿井井筒布置：矿井采用三立井上、下山开拓，即：主井、副井和风井。 2、井筒主要功能：主立井担负提煤、进风兼做安全出口；副立井担负升降人员、材料入井和提升矸石等任务，兼做安全出口；风井为专用回风井。 3、水平划分、采区布置 矿井设一个水平开采，标高为+340m；矿井划分二个采区，即：12采区和22采区。
林华矿井初步设计说明书(成品)
前言 一、概述 林华矿井位于贵州省西北部的毕节地区金沙县境内的金沙－黔西向斜北西翼中段，井口及工业场地位于新化乡风岩村红岩附近。G326国道从井田中部穿过，从矿井井口东距金沙县城13.0km，距金沙电厂和黔北电厂约16.0km，距遵义87.5km，距川黔铁路的南宫山站80.5km，南距贵阳201km，交通较方便。 中国国际工程咨询公司于2001年10月12～14日对《贵州省黔西北矿区金沙片区总体规划》进行了评估审查，评估意见认为：“黔西北矿区建设是国家实施西部大开发和西电东送战略中一项基础工程，为黔北电厂对口提供电厂燃煤，建设是十分必要的。其开发建设不仅符合‘西电东送’工程顺利实施的要求及市场需要，而且对调整全省煤炭生产和产品结构，促进地区经济发展，合理、有序地开采和利用煤炭资源，保护环境等诸多方面，具有重要的意义，加快开发建设黔西北矿区是十分必要的”。2002年3月下发中国国际工程咨询公司咨能源[2002]117号《关于贵州黔西北矿区金沙片区总体规划评估报告》，同年国家计委以计基础[2002]1283号文对《贵州黔西北矿区金沙片区总体规划》进行批复。根据评估意见及国家计委批复意见，林华矿井规划能力为150万t/a。 2002年6月《贵州省林华矿井初步可行性研究报告》通过中国国际工程咨询公司评估，同年国家计委以计基础[2002]2861号文批复同意贵州金沙林华矿井立项建设，根据评估意见及国家计委批复意见，林华矿井设计生产能力为150万t/a。 由于规划的林华矿井井田范围内浅部生产小井较多，以及白果水库保护煤柱较大，对矿井开拓及井下巷道布置有较大影响。根据贵州省人民政府黔府专议[2003]8号《研究规范金沙矿区电煤基地矿业秩序有关问题》的精神，我院对《贵州黔西北矿区金沙片区总体规划》中各井田境界重新进行调整，调整后的井田境界经贵州省计委组织有关专家进行了评审，贵州省人民政府以黔府函[2003]121号文对金沙片区矿界调整方案进行批复。 根据调整后的矿界，我院于2004年2月编制了《林华矿井可行性研究报告》，矿井设计生产能力为150万t/a。 二、编制依据 1、贵州省煤田地质局地质勘察研究院2002年6月提交的《贵州省金沙县林华井田精查地质报告》。 2、2003年9月煤炭科学研究总院重庆分院提交的《林华一矿煤与瓦斯突出矿井鉴定报告》。 3、2004年5月煤炭科学研究总院重庆分院提交的《贵州林华矿业有限公司二采区瓦斯压力测定参数表》、《煤炭自燃倾向等级鉴定报告表》、《煤尘爆炸性鉴定
杨岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书
一、作用、原则和编制依据： 由于矿区围煤层赋存条件较好，储量丰富，为充分合理开发利用煤炭资源，淘汰落后生产力、优化布局，提高产业集中度，提高矿井规模化、集约化、科学化水平和矿井安全保障能力，延长矿井服务年限，进一步提高煤矿企业经济效益。 本设计在严格执行《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书》、《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计安全专编》等有关规程、规的基础上，根据矿井地质构造，煤层赋存情况，矿井资源储量和矿井现有条件和状态，在保证矿井安全生产的前提下尽量做到因地制宜，生产环节简单，工程量小，投资省、见效快。 编制依据 1、省煤矿2011年6月编制《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书》。 2、省煤矿2011年7月编制《上栗县岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计安全专编》。 3、省煤炭行业管理办公室《关于认真贯彻安监总煤装[2010]146号文推进煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善工作的通知》（赣煤行管字[2010]134号文）； 4、国家安全监管总局、国家煤矿安监局《关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》（安监总煤装[2010]146号）。 5、国家安全监管总局国家煤矿安监局《关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》安监总煤装〔2011〕15号； 6、国家安全监管总局和国家煤矿安监局关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规(试行)》的通知（安监总煤装〔2011〕33号）。
7、《煤炭工业矿井监测监控系统装备配置标准》（GB 50581-2010） 8、《矿井通风安全装备标准》（GB/T50518-2010）； 9、《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》（GB/T 50554-2010）； 10、《煤矿井下消防、洒水设计规》（GB 50383-2006）； 11、《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规》GB 50451-2008； 12、《煤矿井下供配电设计规》GB50417-2007； 13、《煤矿通风能力核定标准》AQ1056-2008； 14、《煤矿安全规程》（2011版）、《煤炭工业小型矿井设计规》（GB50399-2006）及国家有关法律、法规、条例和规定； 二、矿井及改扩建工程概况 1、工程概况： 上栗县岐乡杉窝煤矿位于上栗县城南东125°方位，直距约9km，矿区有简易公路与319国道在南源相连，至上栗县城14km，至市30km，该矿井由省煤矿设计，设计生产能力为0.6Mt/a，采用平硐开拓。利用现有+480m平硐为回风平硐，利用矿区围已施工的+428.91m平硐为主平硐，开采矿区+430m标高以下煤层。由于矿井煤层大多赋存在+400~+200m标高，设计采用平硐暗斜井开采，初期自+428主平硐开口布置主、副暗斜井至+270m标高作井底车场及相关硐室。主暗斜井兼作采区轨道上山、副暗斜井兼作采区回风上山，通过+430m运输石门将主暗斜井与主平硐连通，通过+430m回风石门及+430~+480m回风斜巷将副暗斜井与+480回风平硐连通，形成生产系统。后期在2煤底板布置轨道下山及回风下山至+200m标高，开采+270m~+200m标高煤层。 主暗斜井及后期轨道下山倾角28°，采用单钩串车混合提升，担负矿
采矿工程毕业设计说明书
前言 毕业设计是采矿工程专业本科教学中最关键、最重要的的一个环节，它由毕业实习和毕业设计两部分组成.三个多月的时间里，在各位指导老师，各位同学的关心和帮助下，我圆满的完成了设计工作。 本矿井设计是根据XX煤矿的原地质资料进行编写的。设计中的一些重要数据和图表都是以其地质资料、底板等高线图、综合柱状图等为依据，按照《毕业毕业设计大纲》要求进行的。 在进行设计过程中，严格依照《煤矿安全规程》和《煤矿矿井采矿设计手册》的要求计算和设计，注重加强基本理论、基本方法和基本技能方面的学习，并注重与其它课程的联系，特别是课本与规程的衔接与配合。 设计主要分为：井田概况及地质特征、井田境界及储量、矿井设计生产能力及服务年限、井田开拓、矿井基本巷道、采煤方法和采区巷道布置、矿井通风及安全井下运输、矿井提升、矿井通风及安全、矿井排水、环境保护等。设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的条件，采用合适的开采方法进行开采，解决了设计中的各种主要技术问题。例如在方案法中对矿井的开拓方式进行多方案比较后选定，在多目标决策中阐明了井筒位置的确定问题。此外，对某些设计技术课题（井田开拓），在几种方法中，从不同角度进行了论述。 本次设计得到了指导老师马岳谭以及采矿工程教研室各位老师的精心指导和大力帮助。在此，向各位老师表示诚挚的谢意！由于作者水平有限，加之时间仓促，本设计的错误和不妥之处，恳请各位老师批评指正。
目录 第一章矿(井)田地质概况 (6) 1.1 矿（井）田位置及交通 (6) 1.1.1交通位置 (6) 1.1.2地形地貌 (7) 1.1.3气象及水文情况 (7) 1.1.4矿区概况 (7) 1.2 地质特征 (8) 1.2.1地层 (9) 1.2.2构造 (13) 1.3 矿体赋存特征及开发技术条件 (13) 1.3.1煤层及煤质 (13) 1.3.3水文地质 (16) 1.4矿井地质勘探类型及勘探程度评价 (20) 第二章井田开拓 (21) 2.1矿井设计生产能力及服务年限 (21) 2.1.1矿井工作制度 (21) 2.1.2矿井设计生产能力及服务年限 (21) 2.2矿井境界及储量 (22) 2.2.1井田境界 (22) 2.2.2资源/储量 (22) 2.3井田开拓 (23) 2.3.1工业场地及井口位置的选择 (23) 2.3.2井筒形式的确定 (24) 2.3.3井筒数目的确定 (24)
矿井建设初步设计说明
第一章概况 第一节目的任务 为加强煤炭资源开发利用的宏观调控，全面提高煤炭资源开发利用水平，改善矿井安全生产环境，进一步提高矿井生产能力和技术水平，做到合理利用和有效保护资源，进行煤炭资源整合已势在必行。根据省煤矿企业兼并重组整合工作领导组晋煤重组办发【2009】108文批复精神，由主体企业无烟煤矿业集团有限责任公司将####县龙潭沟煤矿、####家村煤矿等二座煤矿及新增区兼并重组整合为一个矿井，整合后的矿井名称为############煤业有限责任公司。其中####家村煤矿整合后不在############煤业有限责任公司井田。2009年12月22日省国土资源厅颁发的C9873号采矿许可证，批采10号煤层，整合后生产能力为45万t/a，为了满足矿井改扩建初步设计的需求，矿方委托克瑞通实业补充勘探并编制《############煤业有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告》。 编制报告依据的有关文件及主要地质依据： 1、《中华人民国矿产资源法》； 2、《省矿产资源管理条例》； 3、《煤、泥炭地质勘查规》（DZ/T0215-2002）； 4、晋煤规发[2010]177号文《省兼并重组整合矿井地质报告编制提纲》； 5、2009年9月21日国家安全生产监督管理总局令第28号颁发的《煤矿防治水规定》。 报告的主要地质任务、技术要求：
1、详细查明井田及周围较大的构造形态的发育情况，查明断层、褶曲的性质、延伸方向及长度，评价井田的构造复杂程度。 2、详细查明含煤地层特征，查明组及组可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采情况。 3、详细查明井田各可采煤层的煤质特征，确定煤类、化学组成、工艺性能，评价其工业利用方向。 4、详细查明井田的水文地质特征，评价水文地质条件类型，预计矿井涌水量。 5、详细查明井田工程地质岩组划分特征，煤层顶底板岩性及力学性质，说明工程地质条件复杂程度。 6、查明老窑、采空区及生产矿井的开采情况，查明采（古）空区围及其积水量、积气、火区情况。 7、详细查明瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温等基本情况，并对整合后矿井的环境地质预测评价。 8、估算各可采号煤层资源/储量。 第二节位置及交通 一、位置与围 ############煤业有限责任公司位于####县川镇太寨、寺头村一带，行政区划隶属####县川镇管辖。其地理位置为东经：111°31′50″-111°33′11″，北纬34°53′37″ -34 °54′58″。 2009年12月22日省国土资源厅颁发的C49873号采矿许可证批复############煤
彬县煤炭有限责任公司下沟煤矿设计说明书
彬县煤炭有限责任公司下沟 煤矿设计说明书 第1章矿井地质概况 1.1 矿井位置及交通 1.1.1 交通位置 彬县煤炭有限责任公司下沟煤矿，位于彬县县城西偏北约5km处的水帘乡境，地理坐标：东经107°59′21″—108°03′00″，北纬35°03′10″—35°04′41″。东与火石咀煤矿相邻，西与大佛寺煤矿毗邻，北与官牌煤矿隔河相望，南与水帘洞煤矿相连，面积10.3Km2。下沟煤矿北面有西兰公路（312国道）、福—银高速公路、西（安）—平（凉）铁路通过，距省会市157km；向西至长武35km，与—庆阳公路相接，可通达、庆阳及陇东各县。
图1—1交通位置图 1.1.2地形地貌 下沟煤矿位于彬长矿区的东南，陇东黄土高原的东南部，属陕北黄土高原南部塬梁沟壑区的一部分。南部呈典型的黄土高塬地貌，塬主要为巨家塬的东北缘，塬面狭窄破碎，多呈向河谷倾斜的梁峁地形，厚度一般为一百余米。北部为泾河台地与河川地貌，呈东西向展分布，河流切割深度达百米左右。塬面海拔1020—1040m，河川海拔840m，相对高差180—200m。 1.1.3 气象及水文情况 彬县年平均气温11.2℃，一月份最低，平均-2.16℃，极端最低气温-15.4℃，极端最高气温37℃。霜期一般在10月中旬至次年4月下旬，年无霜期平均180天左右。冰冻期一般在12月上旬至次年2月下旬，冻土最大厚度为36cm。彬县年平均降雨量516.4mm，
年平均蒸发量1272.2mm，7、8、9三个月为雨季，占全年降雨量的60%左右。彬县年平均风速1.14m/s，最大风速14.0m/s主导风向SE。 彬长矿区位于黄河二级支流泾河水系中流地段，区最大河流为北部边界的泾河，发源于六盘麓的省泾源，在矿区河谷总体上呈东西向分布，河谷两侧发育树枝状支沟。其多年均流量571.7 m3/s，宽度100—1300m；最高洪水位标高813.87m，枯水期最小流量1.0m3/s（1973年），洪水期最大流量15700 m3/s（1911年），含沙量多年平均155kg/s，平均输沙量为28300万吨/年。水帘河自南而北在矿井东部穿过，流量0.014—2.400m3/s，最高洪水位线宽一般为10—15m。 根据《中国地震烈度区划图》，本区为地震烈度Ⅵ度区。 1.1.4 矿区概况 彬县位于市西北部，属渭北旱塬塬梁沟壑区，泾河自西而东斜贯其中，将全县分为南北两塬一道川。全县总面积1183km2，总人口31.2万人。全县总耕地面积60万亩，水资源总量19亿m3。地下矿藏主要有煤炭、土、石英砂等10多种。县煤炭储量32.6亿t。 彬县是农业大县，主要种植小麦、水果。全县种植地膜小麦20万余亩，果园面积已发展到30万余亩。同时彬县还是全国秸秆养牛示县，养殖大户发展到了3000余户，特种养殖发展到了10余种，畜牧业生产出现了良好的发展势头。 彬县工业主要以煤炭、医药、化工、电力企业为主。是国家重点产煤县，先后建成枣渠水电站、东关火电厂、朱家湾电厂、程家川水电站，装机容量达到5.9万KW，被国家计委和水利部命名为全国初级农村电气化县。 1.2矿井地层及地质构造 1.2.1 矿井地层 彬长矿区地层区划属华北地层区鄂尔多斯盆地分区。根据地质填图及钻孔揭露，矿 区地层由老到新有：三叠系中统组（T 2t ）、侏罗系下统富县组（J 1f ）、侏罗系中统组（J 2 y）、 直罗组（J 2z）、安定组（J 2 a），白垩系下统宜君组（K 1 y）、洛河组（K 1l ）、华池组（K 1h ）、
煤矿初步设计
山西潞安集团华润煤业有限公司矿井扩区初步设计 说明书 煤炭工业太原设计研究院 二○一五年二月
山西潞安集团华润煤业有限公司矿井扩区初步设计 说明书 工程编号：C1787 矿井规模：1.20Mt/a 院长：徐忠和 总工程师：耿建平(兼) 项目负责人：李涛 煤炭工业太原设计研究院 二○一五年二月
目录 总论 (1) 第一章井田概况及矿井建设条件 (13) 第一节井田概况 (13) 第二节矿井外部建设条件及评价 (21) 第三节矿井资源条件 (23) 第四节井田勘查程度及开采条件评价 (82) 第二章矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限 (86) 第一节井田境界及资源储量 (86) 第二节矿井设计生产能力与服务年限 (93) 第三章井田开拓 (96) 第一节开拓方式及井口位置 (96) 第二节开拓部署 (113) 第三节井筒 (118) 第四节井底车场及硐室 (121) 第四章井下开采 (125) 第一节采区布置 (125) 第二节采煤方法及工艺 (129) 第三节“三下”采煤及村庄搬迁规划 (141) 第四节巷道掘进及机械化 (142) 第五章井下运输 (147) 第一节煤炭运输方式及设备 (147) 第二节辅助运输方式及设备 (153)
第三节矿井车辆配备 (163) 第六章通风与安全 (165) 第一节瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算 (165) 第二节瓦斯抽采 (166) 第三节矿井通风 (184) 第四节矿井瓦斯灾害防治 (193) 第五节矿井火灾防治 (196) 第六节矿井粉尘防治 (218) 第七节矿井水害防治 (222) 第八节矿井热害防治 (230) 第九节矿井冲击地压灾害防治 (231) 第十节井下安全监控设备选型、自救器的配备 (232) 第十一节避灾路线和安全出口 (232) 第十二节井下安全避险六大系统 (233) 第十三节矿山救护 (246) 第七章提升、通风、排水和压缩空气设备 (250) 第一节提升设备 (250) 第二节通风设备 (267) 第三节排水设备 (270) 第四节压缩空气设备 (273) 第五节制氮设备 (276) 第八章地面生产系统 (278) 第一节煤质及煤的用途 (278) 第二节煤的加工 (278) 第三节主、副井机械设备及布置 (283)
水城矿业(集团)公司大河边煤矿矿井生产能力核定说明书
一、矿井概况 大河边煤矿位于六盘水市钟山区大河镇境内，地理位置为东 经104 ° 5「?104 ° 52 '，北纬26 ° 37’ ?26 ° 45 '之间，大河边煤矿是水城矿业（集团）公司的一个中型矿井，井田位于大河边耳状向斜西翼南端。水大铁路、水毕公路从矿区附近经过。 该矿于1966 年开工建设，设计生产能力60 万吨/年，设计服务年限为100 年。1970 年底简易投产，1979 年达到设计能力,矿井通过1994 年至1997 年改扩建设，矿井为四采区生产，水平为+1100m ，设计能力为120 万吨/年，由于改扩建中，各系统未按设计进行完善，故矿井生产能力未达到设计要求。大河边煤矿为斜井开拓，每个区段所有煤层布置一条机轨合一巷道，中煤组布置集中瓦斯抽放巷道。井筒及主要开拓巷道布置在玄武岩层内，井筒采取逐区段往下延深。主斜井采用箕斗提升方式运输，副斜 井采用矿车串车提升方式。采用分区抽出式通风。+1317m 标高的水经 +1317m 水仓排至+1500m 水仓，然后由+1500m 水仓排至地面。第一水平+1500m 水平的一、二、三采区已于1997 年回采完毕，靠北部的两个采区由于受乡镇煤矿开采影响，煤层破坏严重，省煤炭工业局已下文划归钟山区开采；第二水平+1200m 水平为现生产水平。全矿现有一个生产采区即四采区，根据生产的需要现由南京设计院规划设计为为两个采区。即：南翼采区、北翼采区（正在设计报批中）。 全矿现有两个采煤工区，三个掘进工区，一个巷修工区。全矿 二OO三年末在册职工总数2251人，其中原煤生产人数1773人。 矿井东南+1500m 标高以上以F2-1 断层与红旗矿毗邻，+1500 m 标
门克庆煤矿矿井初步设计说明书
门克庆煤矿矿井初步设计说明书
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 第一章井田概况及矿井建设条件 第一节井田概况 一、井田位置及交通 1. 井田位置 门克庆井田位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗、伊金霍洛旗境内，鄂尔多斯呼吉尔特矿区的中部，行政区划分别隶属乌审旗图克镇、伊金霍洛旗台格苏木管辖。 其地理坐标为： 东经：109°25′35″～109°31′00″ 北纬： 38°52′21″～ 38°59′00″ 井田范围：按鄂尔多斯呼吉尔特矿区总体规划，门克庆井田境界由原门克庆井田和陕汉毛利井田合并后范围为准，由4个拐点坐标圈定(各拐点坐标见表1-1-1)。井田北与葫芦素井田毗邻，西与梅林庙井田相接，南与母杜柴登井田为邻，东与二号勘查区西部边界相接。井田东西宽约7.6km，南北长约12.3km，井田为一规则的长方形，面积约94.95km2。 2. 井田交通 井田交通方便，东部有包(头)～神(木)铁路、正建的新包(头)～西(安)铁路和210国道(包头～南宁)呈南北向通过；紧邻井田西部边界外有规划的矿区铁路、矿区公路呈南北向通过。井田距210国道约23km，有乡村公路相通。沿210国道向北约130km可至鄂尔多斯市东胜区，向南约60km 可达陕西省榆林市。 东胜区是鄂尔多斯市政治、经济、文化、通信中心和重要的交通枢纽，
门克庆煤矿矿井初步设计说明书第一章井田概况及矿井建设条件 交通网络四通八达，主要的铁路和公路均在此交汇，南北向有210国道(北京～南宁)、213省道(包头～府谷)、包神铁路(包头～神木)、拟建的包西铁路(包头～西安)通过，东西向有109国道(北京～拉萨)通过。东胜区北距包头市108km，南至包神铁路大柳塔车站78km，西距乌海市360km，东抵自治区首府呼和浩特245km。 表1-1-1 井田境界拐点坐标表 本井田铁路、公路交通便利，为煤炭外运及生产所需设备、材料物资运输创造了有利条件。 井田交通位置见图1-1-1，井田在矿区中的位置见图1-1-2。 二、地形地貌 井田位于鄂尔多斯高原之东南部，区域性地表分水岭“东胜梁”的南侧为毛乌素沙漠的东北边缘地带。井田内地形总体趋势是东北高、西南低，
煤矿新井设计说明
摘要 本设计矿井为XX 市某煤矿新井设计，设计生产能力为1.2Mt/a，服务年限62.85a。根据设计要求，井田的工业资源储量为15751.59万吨,可采储量为105.58Mt。井田走向长8km，倾斜长5km，煤层平均倾角15°，属于缓倾斜煤层。 本设计矿井采用双立井的开拓，单层大巷布置方式。共划分十一个采区，其中首采区为211采区，布置一个工作面同时生产。采煤工艺为综采，大巷采用胶带输送机运煤。年工作日为330d，采用“三八”工作制，工作面长为180m，截深0.865m，班进两刀,第三班检修。 由于井田走向较长，且为缓倾斜煤层，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田全部采用走向长壁采煤法开采。 主井装备：12t箕斗，钢丝绳罐道,箕斗由四根钢丝绳提升。副井采用1.5t罐笼提升。副井采用一套为1.5t矿车单层单车双罐笼提升设备，槽钢组合罐道。 矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。 关键词：立井；上山开采；大采高；单巷掘进；中央分列式 Abstract design of mine for XX in some mine Nii design, the design production capacity of 1.2Mt/a, length of service 62.85a. According to the design requirements, Ida industrial resources reserves 157515900 tons, recoverable reserves is 105.58Mt. Ida to long 8km, long 5km tilt, the average coal seam dip 15 °, which belongs to the gently inclined seam. The design of double shaft mine development, single lane layout. Is divided into eleven districts, one of first mining area of 211 mining area, layout of a working face production at the same time. Mining technology for fully mechanized mining, roadway using belt conveyor coal. Years working for 330D, use "three eight " working system, working face length is 180m, cutting depth 0.865m, class two knives, third class maintenance. Due to long Ida, and gently inclined seam, and the seam geological conditions and other factors, decided the Ida all used to long wall mining mining. Main equipment: 12t skip, wire rope guide, skip the four wire rope hoist. Auxiliary shaft cage hoisting by using 1.5T. Auxiliary shaft adopts a set of