中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
中 国 矿 业 大 学 成人教育学院
专 科生毕业设计
姓 名： 学 号： 函授站： 学 院： 专 业： 设计题目： 指导教师： 职 称：
年 月
中国矿业大学成人教育学院
1
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
毕业设计 ( 论文 ) 任务书
函授站(点) 专业年级 学生姓名
任务下达日期： 年 月 日
设计(论文)日期： 年 月 日至 年 月 日
设计(论文)题目：
设计(论文)主要内容和要求：
指导教师签字：
2
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
中国矿业大学成人教育学院
毕业设计(论文)指导教师评阅书
指导教师评语(包含①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问
题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：
建议成 绩：
指导教师签字：
年 月 日
3
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
中国矿业大学成人教育学院
毕业设计(论文)答辩及综合成绩
函授站(点) 专业年级 学生姓名 说明书 页 图纸 张 其它材料 答 辩 情 况 回 答 问 题 提 出 问 题 正 确 基本 正确 有一般性错误 有原则性错误 没有 回答 答辩委员会评语及建议成绩： 答辩委员会主任签字： 年 月 日
4
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
摘 要
本设计矿井为金钟煤矿0.3mt/a改0.21mt/技改设计，一共有3层可采
煤层，煤层总厚度为7.5m，煤层工业牌号为无烟煤，设计井田可采储量为：404万吨，设计服务年限为：12.3年，本矿设计采用平硐加上山开拓方式，划分为两个水平，布置2个采区，大巷运输采用机车加皮带运输，采用走向长壁采煤法开采，顶板处理方法为全部垮落法。
关键词： 矿井设计 走向长壁式 无烟煤
5
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
目 录
第一章 矿区概述及井田特征?????????????1 第一节 基本情况?????????????????2 第二节 地质特征?????????????????6
第二章 井田境界和储量?????????????????17 第一节 井田境界?????????????????17 第二节 资源/储量?????????????????17
第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限???????.20 第四章 井田开拓?????????????????22
第一节 影响井田开拓的因素??????????????22 第二节 井筒?????????????????30
第三节 井底车场及硐室?????????????????31 第五章 准备方式-采区巷道布置??????????????32 第一节 采区布置?????????????????32 第二节 巷道布置?????????????????36 第六章 采煤方法?????????????????39 第一节 采煤方法?????????????????39 第七章 井下运输?????????????????45
第一节 运输方式选择?????????????????45 第二节 矿车?????????????????47
第三节 运输设备选型?????????????????48 第八章 矿井提升?????????????????55 第一节 提升设备?????????????????55
第九章 矿井通风及安全?????????????????60 第十章 矿井基本技术经济指标??????????????.77
6
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
第一章 矿区概述及井田特征
第一节 基本情况
一、交通位置
四川省筠连县金钟煤业有限公司金钟煤矿（以下简称“金钟煤矿”）位于筠连县城南东120°方向，直距约23km，行政区划隶属筠连县镇舟镇管辖。矿山约有0.5km简易公路与筠连至高坎县级公路相接，矿井至金筠铁路巡司站约25.0km，交通运输比较便利，矿区交通位置详见图1-1-1。
二、地形地貌
矿区位于四川盆地南部边缘，地貌类型属中低山，山脉总体走向呈东西向，矿区主要为斜坡山脊区，南侧外围为岩溶漕谷地带。区内最高点为中部山头猪脑顶，海拔标高+1134.7m，最低点为南侧外围漕谷，海拔标高+602m，相对高差533m。
三、气象及地震
本区气候区划属四川东部中亚热带四川盆地湿润气候区，盆南山地中亚热带~温暖带区，气候温暖潮湿，夏季气温较高，冬春季节阴雨绵绵，历年最高气温39.5℃，最低-2.5℃，月平均气温17.5℃，无霜期350天左右，全年多西北风，风力一般3~5级，多年平均降雨量883.4mm~1597.9 mm，一般在1000mm~1200mm之间，多集中在每年7、8月份，约占全年降雨量的三分之一，多年最大蒸发量为1119.9mm，年平均相对湿度81%~83%。
根据《建筑抗震设计规范》（GB50011－2010），矿区地震烈度为6度，地震动峰值加速度为0.10g。
四、地表水系
矿区属长江上游一级支流的南广河水系，西侧外围的镇舟河属常年性河流。矿区内全为季节性冲沟，大气降雨和矿坑水汇入季节性冲沟后向西流出区外汇入镇舟河，辗转进入南广河。
7
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
图1-1-1 矿区交通位置图
8
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
五、矿井开发现状 （一）原金钟煤矿
原金钟煤矿于1995年建成投产，四川省国土资源厅于2008年1月为该矿换发了采矿许可证（证号：5100000830019），有效期至2008年12月，生产规模为60kt/a。采用平硐开拓方式，全矿划分为一个水平，即+600m水平。矿井采用走向长壁采煤方法，后退式开采，爆破落煤，人工装煤，局部充填法管理顶板。矿区范围拐点坐标详见表1-1-1。
表1-1-1 原金钟煤矿井田范围拐点坐标表
拐点编号 1 2 3 面积（km2） 开采标高（m） 开采煤层 设计生产规模（kt/a） 坐标 X 3098545 3099205 3099600 Y 35472120 35471995 35472840 拐点编号 4 5 0.591 +700～+600 8号 60 坐标 X 3099133 3098945 Y 35473000 35472840 （二）原黄干洞煤矿
矿井于2002年6月由四川省国土资源厅换发了采矿许可证，生产规模为30kt/a。平硐+暗斜井开拓方式、走向短壁前进采煤法、工作面采取采区前进式，区内后退式推进开采、冒落法管理顶板。该矿井现已关闭。矿区范围拐点坐标详见表1-1-2。
表1-1-2 原黄干洞煤矿矿区范围拐点坐标表
拐点编号 1 2 面积（km2） 开采标高（m） 开采煤层 设计生产规模 坐标 X 3098550 3098550 Y 35471515 35472085 拐点编号 3 4 0.296 +730～+600 8号 30kt/a 坐标 X 3099210 3099035 Y 35471960 35471515 （三）原改板沟煤矿
9
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
原改板沟煤矿于1995年建成投产，四川省国土资源厅于2004年3月为该矿换发了采矿许可证（证号：5100000420106），有效期至2014年3月，生产规模为60kt/a。该矿井现已关闭。矿区范围拐点坐标详见表1-1-3。
1-1-3 原黄干洞煤矿矿区范围拐点坐标表 拐点编号 1 2 3 4 面积（km2） 开采标高（m） 开采煤层 设计生产规模 坐标 X 3098456 3098730 3098810 3098625 Y 354741470 35471187 35470855 35470855 拐点编号 5 6 7 0.4683 +650～+500 2、8号 60kt/a 坐标 X 3099495 3099456 3099186 Y 35471187 35471187 35471470 根据国土资源部“关于四川省筠连、古叙煤炭国家规划矿区矿业权设置方案的批复”（国土资函[2007]727号），矿井开采2、7和8号煤层，开采标高+730m～+550m。矿山东侧与坤宏煤矿相邻、深部为规划的船景矿井矿权设置区，各矿间留有保安煤柱隔离，故矿区西侧无矿权重叠；矿区西侧的石岗煤矿已关闭，近处无邻矿，故本矿整合矿区不存在矿权重叠和边界纠纷。
六、矿区经济
矿区农业经济发育程度相对较低，矿区中部宣威组地层形成的缓坡平台地带和茅口组岩溶漕谷区为旱季作物种植区和村民聚居地，北侧斜区坡度大主要为杂木生长区，局部有少量人工林地，经济价值有限。当地部分剩余劳动力在附近矿山务工，是经济收入的主要来源。
七、市场供需情况
矿井生产的原煤是较好的民用煤和动力用煤，主要供电厂用煤及民用煤，供不应求，有良好的市场竞争力。
八、运输条件
矿山约有0.5km简易公路与筠连至高坎县级公路相接，距镇州场镇公路里程仅6km，矿井至金筠铁路巡司站约25.0km。
10
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
九、电源条件
本矿井实行双电源供电，矿井供电一回路来自沐爱35/10kV变电站的10kV线路，其供电线路为LGJ-70mm2架空线，供电距离约3km。另一回路来自镇舟镇洞口水电站10kV电源，其供电线路为LGJ-70mm2架空线，供电距离约6km。 十、水源条件
矿井生活用水以W04泉点泉水作为主要供水水源。
第二节 地质特征
一、地层
根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》，矿区出露的地层由老到新为二叠系下统茅口组（P1m），二叠系上统宣威组（P2x），三叠系下统飞仙关组（T1f），三叠系下统铜街子组(T1t)，第四系残坡积层（Q），第四系地滑堆积层，各地层基本特征如下：
1、二叠系下统茅口组（P1m）
分布于矿区西部地带，厚度大于200m。岩性为褐灰、浅灰色厚层块状细~粉晶灰岩、生物碎屑灰岩、泥质灰岩夹泥质条带，含透镜状、结核状燧石。
2、二叠系上统宣威组（P2x）
本段为本区含煤地层，根据岩性特征分为二段，各段特征如下：
（1）二叠系上统宣威组下段（P2x1）：灰色、深灰色砂岩、泥岩、粘土岩，中、上部一般夹3～6层含动物化石的薄层灰岩或泥质灰岩，含大量动植物化石，厚度32～59m，一般厚45m。本矿区内仅7、8号煤为可采煤层，2、3号煤为局部可采煤层。
（2）二叠系上统宣威组上段（P2x2）：厚度81.63～120.78m，一般厚97m。灰色、浅灰色粘土岩夹碎屑岩，顶部含薄煤层1～3层，粘土岩中常含较多菱铁矿结核及团块，含丰富的植物化石。与下伏地层假整合接触。
3、三叠系下统飞仙关组（T1f）
根据岩性特征分为四段，各段特征如下：
（1）三叠系下统飞仙关组第一段（T1f1）：本段一般厚82m，岩性为灰绿色薄至中厚层状泥岩、砂质泥岩，夹薄层粉砂岩及泥质灰岩。
11
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
（2）三叠系下统飞仙关组第二段（T1f2）：本段一般厚211m，岩性为上部以紫灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩为主，平薄层细砂岩、生物碎屑灰岩及泥质条带，含钙质，偶含泥质团块及小砾石。中部为紫灰～紫红色薄层～中厚层状粉砂岩、砂质泥岩，夹生物碎屑灰岩薄层。下部以暗紫、紫灰色中厚～厚层状细粉砂岩为主，底部常呈绿灰色，夹深灰色细粒杂砂岩、生物碎屑灰岩及砂质泥岩。
（3）三叠系下统飞仙关组第三段（T1f3）：本段一般厚84m，该段底界为一层4～11m的暗绿色钙质粉砂岩、钙质泥岩，夹多层生物碎屑灰岩组合。其上岩性为紫灰色、灰色粉砂岩、砂质泥岩，少量细砂岩，夹多层条带状或薄层状泥岩及数十层不稳定的薄层生物碎屑灰岩，下部含泥质团块、菱铁矿结核及钙质结核。
（4）三叠系下统飞仙关组第四段(T1f4)：该段一般厚123m，上部岩性多为暗紫色厚～中厚层状泥岩，钙质粉砂岩及少量泥岩条带；中部细砂岩增多，有时见冲刷面及虫迹；下部夹含铁质的细粒杂砂岩，成分复杂；底部以砖红色薄层～中厚层粉砂岩或细砂岩与下伏分界，该层厚约10～30m，岩性及厚度较稳定，不含动物化石。
4、三叠系下统铜街子组第一段(T1t1)
分部于矿区南部外围，岩性为灰色泥晶灰岩，生物屑灰岩及生物碎屑鲕粒灰岩，夹绿色钙质粉砂岩与灰紫色泥岩互层，地层厚161m。
5、第四系残坡积层
主要分布于矿区北部宣威组地层形成的缓坡地带，成份以砾石、砂土、亚砂土及粘土为主，厚度一般2—5m。
6、第四系地滑堆积层:成份以飞仙关组砂质泥岩、粉～细砂岩块体及残坡积层组成，因为整体滑动形成，故滑体内保存有较完整的地层层序，因滑坡形成年代久远，属较稳定的古滑坡堆积体。
地层综合柱状图见附图 二、地质构造
矿区所处大地构造位置属扬子准地台上扬子台坳川东南陷褶曲筠连凹褶束，洛木柔复式背斜北翼中段，该背斜西邻双河场背斜及筠连鼻状背斜，北有建武向斜和罗场向斜，往南则为川滇交界的大雪山向斜。洛木柔背斜为本区域主要构造形迹，该背斜分布地域涉及筠连县及珙县县境，主轴近东西向，为一个比较复杂
12
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
的长轴状背斜。矿井位于洛木柔复式背斜南翼中段，呈一单斜构造。地层走向近东西向，岩层倾向345～360°，倾角13～15°，矿区内无大型断裂构造，详见矿区构造纲要图1-2-1。
1、断层
在整合矿区西侧边缘地带地表发育3条小型断层（F267、F268、F269），且井巷内也有大小不一的小断层分布，对煤层局部开采具一定影响。现对各断层特征简述如下：
（1）F267：呈北东55°方向分布于矿区西侧毛毛沟附近，走向延长约300m，倾向北西，切割宣威一第二段至飞仙关组第二段地层，断距小于20m，为小型逆断层，对浅埋地段煤层具破坏作用。
（2）F268：呈北西300°方向分布于矿区西侧尖峰山附近，走向延长约300m，倾向北东，切割飞仙关组第二段至第四段地层，断距20～30m，为浅部小型正断层，对煤层无直接影响。
（3）F269：呈北东40～60°方向分布于矿区西侧尖峰山附近，地表形态呈向南东略凸的弧形，走向延长约500m，倾向北西，切割飞仙关组第三段至第四段地层，断距20～30m，为浅部小型逆断层，对煤层无直接影响。
2、节理
受区域构造应力、风化剥蚀等作用影响，岩层中发育不同程度的节理，局部发育程度较高，对岩体的完整性及斜坡的稳定性有一定影响。
综上所述，矿区构造复杂程度属简单类型。 三、煤层及煤质 （一）煤层
二叠系上统宣威组（P2x）为矿区含煤地层，厚113.87～179.78m，平均厚154.04m，可采煤层共有3层，自上至下依次为2、7和8号煤层，可采煤层总厚平均为7.5m，倾角为13°～15°，属缓倾斜煤层群。
各煤层特征由上至下分述如下： （1）2号煤层
13
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
图1-2-1 矿区构造纲要图
14
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
俗称“三型炭”，本矿区范围内局部可采。矿区内煤层厚度0～3.09m，平均0.96m，可采段内纯煤平均厚0.92m，一般厚为0.70～1.00m，一般含1～2层夹矸，煤层一般具2个分层。煤层顶板主要为深灰色泥岩、细粉砂岩及砂质泥岩，部分为细粒砂岩。底板多为粘土岩及泥岩，亦有少量为细粒粉砂岩。
（2）7号煤层
俗称“黄广炭”，沐爱勘探区内7号煤层在多数区域可分为上、下两个分层，但金钟煤矿及附近区域7号煤层只有上分层可采。本矿区范围内7号煤层（即上分层）下距8号煤层0.5～4.05m，煤层平均厚0.82～0.96m。煤层结构较简单，一般具2个分层，夹矸主要为泥岩或炭质泥岩，厚度一般2～5cm。该煤层在全区范围内虽有少数不可采点，厚度增厚减薄频繁，但可采段成片，故属较稳定煤层，金钟煤矿矿区内厚度稳定为可采煤层。顶板一般为泥岩、砂质泥岩，少数为细粒砂岩，底板为泥岩或粘土岩。
（3）8号煤层
俗称“高炭”，位于含煤段底部煤层群下部，上距Ⅰ号标志层平均为39.46m，距7号煤层为0.02～11.45m，平均为2.51m，下距9号煤层平均为2.43m。全区分布，为本区厚度最大、稳定性最好的主要可采煤层。煤层总厚0.52～4.59m，平均纯煤厚度1.84m。本矿区范围内8号煤层平均厚1.74～1.86m。煤层结构简单～复杂，煤层一般具2个分层，夹矸一般厚0.1～0.2m，夹矸成分一般为炭质泥岩或粘土岩。顶板岩性一般为细砂岩、粉砂岩及泥岩，底板一般为灰白色粘土岩，吸水性及可塑性都较强，详见可采煤层特征表1-2-1。
表1-2-1 可采煤层特征表
煤层真厚煤层 （m） 平均层间距稳定性 结构 底板岩性 不稳定 较简单 泥岩、砂质泥岩 粘土岩、泥岩 砂质泥岩、泥岩 粘土岩、泥岩 细砂岩、粉砂岩 粘土岩 顶板岩性 煤层倾角 （°） 容重最小~最大 （m） 平均0～3.09 0.96 0.82～0.96 0.95 1.74～1.86 1.84 24 最小~最大（t/m3） 平均13～15 14 13～15 14 13～15 14 1.70 1.75 1.60 2号 7号 8号 较稳定 2.5 较稳定 较简单 简单～复杂 15
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
（二）煤质 （1）物理性质
2号煤层为深灰～灰黑色半暗～半亮型煤，煤层顶底部煤质较差，一般以暗淡型煤为主，光泽暗淡，煤层中部以光亮型煤为主，一般为强玻璃光泽；7号煤层为深灰～灰黑色半暗～半亮型煤，富含团块状及线理状黄铁矿，在可采段内以半亮型煤为主，条带状结构，层状或似层状构造，硬度较高，多为参差状断口，内生节理不发育，显微类型多属矿化丝质亮暗煤；8号煤为灰黑色及钢灰色半亮型煤，以亮煤为主，夹镜煤和亮煤条带及透镜体，中～宽条带状结构，块状构造。该煤层光泽较强，一般为强玻璃～金刚光泽，阶梯状断口，内生节理较发育。
（2）煤质特征
根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》，2号煤层属中高灰、低硫分、高热值无烟煤；7号煤层属中高灰、特高硫分、中高热值无烟煤；8号煤层属中灰分、中高硫分、高热值无烟煤。主要作为电力用煤和一般生活用煤，详见表1-2-2。
表1-2-2 可采煤层煤质特征表
煤层 2号 7号 8号 Md （％） 1.81 1.75 1.96 Ad （％） 33.53 34.39 29.18 Vdaf （％） 6.81 7.01 6.70 St.d （％） 0.85 5.44 2.09 Qnet （MJ/kg） 22.77 22.37 24.39 四、水文地质
根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》及其评审意见书（川评审[2008]308号），矿井水文地质情况如下：
（一）含水层及隔水层 1、区域含水层
三叠系下统飞仙关组第一至三段（T1f1-3）：位于斜坡及陡坡地段，岩性以暗紫、紫红色中厚层状细砂岩、粉砂岩为主，夹泥岩、钙质泥岩及砂质泥岩。主要为层间构造裂隙和浅部风化裂隙含水，富水中~弱，单斜承压。是矿上开采的
16
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
主要充水含水层。
二叠系下统茅口组（P1m）：浅灰色～深灰色，厚～巨厚层状石灰岩，生物碎屑灰岩。岩溶管道和溶蚀裂隙含水，水量丰富，但极不均匀，为岩溶强含水层。位于矿山外围南东角，对煤层开采影响甚微。
2、隔水层
区域隔水层主要有三叠系下统飞仙关组四段（T1f +4）、二叠系上统宣威组（P2x）和二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2β），具体情况如下：
（1）三叠系下统飞仙关组三、四段（T1f 3+4）：暗紫色、紫红色、砖红色中厚层状粉砂岩、砂质泥岩、泥岩互层。在矿山出露面积大，矿山内位于斜坡、陡坡地带，经野外调查地表未发现泉点。深部钻孔揭露多出现局部漏水或涌水，钻孔抽水试验资料和钻孔简易水文及含水层测井资料表明含水极不均匀。
（2）二叠系上统宣威组（P2x）：灰色砂质泥岩、粘土岩、泥岩、细砂岩、粉砂岩互层夹薄层生物碎屑灰岩。上部夹煤层数层，其中2号煤、7号煤、8号煤为可采煤层。下段夹菱铁矿层。地表泉点出露较少，本次调查泉点6个，流量0.201～1.000l/s。
（3）二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2β）：浅棕灰色、深灰绿色、黑色块状玄武岩，具杏仁状、气孔状、斑状构造，浅部常蚀变为碳酸盐化及绿泥石化玄武岩。
（二）构造导水性
矿山内地表基本无大的断层。在坑道揭露过程中遇到的隐伏断层（f3）破碎带有水流，流量1l/s左右，邻近黄干硐老采空区附近的采区内与黄干硐老采区沟通，使其黄干硐水量变小，金钟水量增大，是导水破碎带所起的作用。
（三）充水因素 1、顶板充水
矿井开采时，充水主要为巷道及采面顶板的砂岩裂隙水，其方式以渗、滴、淋水的形式充入坑道。从总的看，随着水平延深，采空面扩大，矿井涌水量有逐渐增加的趋势。
2、大气降水与地表水
据2007年矿坑观测资料综合分析，矿坑涌水量一般在暴雨后3～4天水量增大，增大水量4～5倍，大气降水是矿坑充水水源之一。
17
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
矿山内河溪位于矿山外围，主要受T1f地层中小溪沟汇水补给，切割P2x~T1f地层，随季节性变化大。对煤矿开采影响甚微。
3、地下水
三叠系下统飞仙关组第一至三段（T1f1-3），是含煤地层的顶部含水层。层间构造裂隙和浅部风化裂隙含水，富水弱~中等。位于煤层采空变动影响高度之内，为煤矿层开采巷道系统的直接充水含水层。
4、老空水
据调查，矿山内（黄干硐煤矿）老窑积水已基本疏干，金钟煤矿开采已有数年以上，业主更换，对密闭的改板沟2号煤井老采空区积水情况不详，在以后矿山开采过程中必须执行“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则，确保生产安全。
（四）矿井涌水量
根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》，矿井最大涌水量19749m3/d，正常涌水量3803m3/d。
综上所述，矿床是以顶板裂隙、溶隙充水为主的水文地质条件中等类型。 五、其它开采技术条件 （一）瓦斯
根据四川省安全生产监督管理局、四川煤矿安全监察局、四川省发展和改革委员会、四川省经济和信息化委员会“关于转发《关于进一步加强煤矿瓦斯防止工作坚决遏制重特大瓦斯事故的通知》”（川安监[2010]19号），宜宾矿区的8号煤层已经被定为突出煤层，故原初步设计按煤与瓦斯突出矿井考虑。
根据宜宾市经济委员会“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”（宜市经发[2009]618号），2008年矿井相对瓦斯涌出量为54.43m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为5.99m3/min，属于高瓦斯矿井。为确保安全，矿方委托具有相应资质的中国矿业大学进行煤与瓦斯突出鉴定，依据中国矿业大学2010年7月提交的《四川省筠连县金钟煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，该矿井在开采标高+550m以上2号、7号和8号煤层均无突出危险性，同时根据四川省安全生产监督管理局“关于高县梭沙坡煤矿等81对矿井煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复”（川安监审批[2012]74号）本矿在煤与瓦斯突出危险性鉴定报告评审通过矿井名单中，因此，本次按高瓦斯矿
18
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
井设计。
（二）煤尘爆炸性
根据四川省煤炭产品质量监督检验站对金钟煤矿2号、7号和8号煤层的鉴定结果，2、7、8号煤层均无煤尘爆炸危险性。
（三）煤的自燃倾向性
根据四川省煤炭产品质量监督检验站对金钟煤矿2、7和8号煤层自燃倾向性试验，2和8号煤层自燃倾向等级均为不易自燃（Ⅲ类），7号煤层为自燃煤层（Ⅱ类）。
（四）地温及地压
矿井属地温正常区，未发生过冲击地压现象。 六、工程地质、环境地质条件
2号煤层顶板岩层中微细层理发育，黄铁矿多沿层理面呈薄膜状、星散状分布，属不稳定型～中等稳定型顶板；煤层底板多为浅灰、灰色高岭石～水云母粘土岩或泥岩，均一块状，较松软，粘土岩具强烈的滑感，吸水性强，可塑性好，易膨胀，属易底鼓岩类。
7号煤层直接顶板多为砂质泥岩及粘土岩，局部相变为细粒砂岩，属软岩类。该顶板岩层薄且裂隙发育，属不稳定型顶板；煤层底板主要为棕灰色凝灰质水云母或高岭石水云母粘土岩，局部相变为泥岩或砂质泥岩，粘土岩性软，易风化，吸水性强，膨胀性高，属易变形之底板。
8号层直接顶板为泥岩和砂质泥岩，岩层中水平层理发育，岩芯破碎，易风化
呈小块状，属不稳定型顶板；煤层底板为浅灰～灰白色水云母粘土岩，厚度一般0.5m左右，吸水率高，可塑性强，属不易管理之底板。
矿区内存在三个古滑坡体，矿区北侧陡坡区局部存在山体开裂。区内分布的的三个古滑坡目前均处于相对稳定状态。
综上所述，矿井工程地质条件中等，环境地质条件中等。 七、保有资源/储量及地质勘探评述 （一）保有资源/储量
根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠
19
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》，查明资源储量5385kt；动用储量（111b）1341kt；保有资源/储量（111b+122b +333）4044kt，详见资源/储量汇总表1-2-3。
表1-2-3 资源/储量汇总表 井田范围 原金钟煤矿 原黄干洞煤矿 原改板沟煤矿 增扩范围 全井田 范围 查明 储量 （kt） 1375 610 1026 2374 5385 动用 储量 （111b） （kt） 500 36 388 417 1341 保有资源/储量（kt） 111b 841 525 638 1124 3128 122b 34 49 0 833 916 333 0 0 0 0 0 小计 875 574 638 1957 4044 （二）以往地质工作工作情况
1、1977年8四川煤田地质公司135队、141队陆续进入本区进行普查和详查工作，1979年12月提交了《四川省筠连县筠连煤田沐爱精查区详查地质报告》。
2、2002年11月～2004年10月，三个矿山先后委托四川省地勘局202地质队进行调查测量工作，并编制了《筠连县镇舟镇金钟煤矿保有矿产资源储量核实报告》，《筠连县镇舟镇黄干洞煤矿保有矿产资源储量核实报告》，及《筠连县国土局采矿权拍卖出让一号矿区范围储量分割核实报告》，满足了矿山占用储量登记和换发采矿许可证的需要。
3、2008年2月四川省地质矿产勘查开发局202队为筠连县镇舟镇金钟煤矿开展了动态检测工作，工作中对本矿的主要巷道采用全仪器法实测，为本次工作积累了丰富且精度较高的测量资料；同时系统地收集了矿区各煤层平均厚度、开采技术条件等资料，并提交了《四川省筠连县筠连煤田景阳井田筠连县镇舟镇金钟煤矿2007年矿产资源储量核实报告》。
综上所述，矿区地质勘查工作程度为精查，矿山所在井田已有的地质资料及井下工程资料均较丰富，可以作为金钟煤矿整合扩能工程设计的地质依据。
八、其它有益矿产
矿区内主要有益矿产为绿泥石鲕状菱铁矿、玄武岩、耐火粘土等，其矿层特征如下：
20
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
1、绿泥石鲕状菱铁矿
产于宣威组下段粘土岩中，小扁豆体或透镜体产出。矿极不稳定，矿层厚度一般在0.4m以下，铁品位在7.75～39.23%，一般在20～30%之间，据详查报告，由于矿石内绿泥石较多，菱铁矿可选性差，尚不具规模开采价值。
2、玄武岩
玄武岩主要分布在矿区北部及并东部。产于二叠系上统峨眉山玄武岩组中，主要岩性为砾状、花斑状蚀变玄武岩，碳酸盐化杏仁状玄武岩及致密块状玄武岩等。矿物组成主要为基性更长石、绿泥石、榍石、磁铁矿及钛铁矿等，性硬，经适当配料可作铸石及道碴原料。
3、耐火粘土
矿区宣威组中泥岩、炭质泥岩、粘土岩占全组地层50%左右。其上段各类泥质岩耐火度普遍在1580℃，仅7号煤层顶部、7号煤层底板、8号号煤层顶板见厚度1.35m、0.77m、0.35m三层中耐火度达1580～1650℃，上述粘土岩可达国家标准硬质粘土Ⅳ级及软质粘土Ⅲ、Ⅳ级，可作为耐火粘土原料。
九、存在的问题及建议
1、矿井只能在四川省国土资源厅批准的范围内开采，防止越层越界开采后相邻矿井相互贯穿，造成突水、瓦斯等灾害事故。
2、根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》，矿区内圈出了大片采空区，矿井在施工和生产中，应进一步探明采空区范围，按规程规范留设安全煤柱，严防采掘作业误穿采空区发生矿井突水事故及有害气体大量涌出；并根据采空区范围，适当调整巷道布置，防止将巷道布置在采空区，造成漏风和增大巷道维护费用等现象。
3、要加强顶底板管理，注意及时回填和支护，防止冒顶和偏帮事故的发生；加强矸石管理，防止人为因素造成水土污染和矸（泥）石流发生。
21
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
第二章 井田境界及储量
第一节 井田境界
根据国土资源部“关于四川省筠连、古叙煤炭国家规划矿区矿业权设置方案的批复”（国土资函[2007]727号）、四川省人民政府办公厅“关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函”（川办函[2007]16号）及四川省国土资源厅“划定矿区范围批复”（川采矿区审字[2008]0263号），金钟煤矿由原金钟煤矿、黄干洞煤矿和改板沟煤矿的煤炭资源与周围闲置的煤炭资源整合而成，金钟煤矿为整合保留主体矿井。新设置的筠连县镇舟镇金钟煤矿矿区范围：包含金钟煤矿、黄干洞煤矿原矿区及改板沟煤矿原矿区浅部，同时包括原金钟煤矿、黄干洞煤矿深部增扩范围。矿区东西走向长2100m，南北平均宽670m，划定矿区面积1.4031km2，由11个拐点连线圈定，井田拐点坐标点详见表2-1-1。
表2-1-1 井田范围拐点坐标表
拐点编号 1 2 3 4 5 6 坐 标 X 3098810 3099247 3099162 3099142 3099225 3099570 Y 35470855 35470855 35471051 35471470 35471779 35472440 拐点编号 7 8 9 10 11 坐 标 X 3099749 3099263 3098945 3098545 3098550 Y 35472729 35473005 35472835 35472120 35471515 矿山东侧与坤宏煤矿相邻、深部为规划的船景矿井矿权设置区，各矿间留有50～100m保安煤柱隔离，故矿区西侧无矿权重叠；矿区西侧的石岗煤矿已关闭，近处无邻矿，故本矿整合矿区不存在矿权重叠和边界纠纷。
第二节、资源/储量
（一）矿井地质资源量
根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》及其评审意见书（川评审[2008]308
22
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
号），矿井地质资源量（111b+122b+333）共计5385kt，其中动用储量1341kt，保有储量4044kt，详见表2-1-2。
表2-1-2 矿井地质储量汇总表
煤层 2号 7号 8号 合计 动用 储量 （kt） 255 375 711 1341 保有资源量 （kt） 111b 233 960 1935 3128 122b / 309 607 916 333 / / / / 小计 233 1269 2542 4044 地质资源量 （kt） 488 1644 3253 5385 （二）矿井工业资源/储量
矿井工业资源/储量是指地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中333的大部。计算公式如下：
矿井工业资源/储量=111b+122b+2M11+2M22+333k
矿井地质条件属中等类型，根据《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399—2006）要求，矿井333级别的资源/储量可信度系数取0.8，故矿井工业资源/储量=111b+122b+333×0.8。经计算，矿井工业资源/储量为4228kt，详见表2-1-3。
表2-1-3 矿井工业资源/储量汇总表
开采水平 煤层 2号 7号 8号 合计 保有储量（kt） 233 1269 2542 4044 111b （kt） 233 960 1935 3128 122b （kt） / 309 607 916 333 （kt） K值 0.8 0.8 0.8 0.8 333K 0 0 0 0 工业资源储量 （kt） 233 1269 2542 4044 +600m水平 （三）矿井设计资源/储量
矿井设计资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。计算公式如下：
设计利用资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失
1、断层煤柱
井田内无较大的断层，无需留设煤柱。
23
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
2、防水煤柱
根据国家安全生产监督管理总局2009年颁布的《煤矿防治水规定》和四川省安全生产监督管理局、四川煤矿安全监察局2010年颁布的《四川省煤矿防治水细则》相关要求，井田范围内无河流和大的地表水体，仅需留设采空区防水煤柱。本次设计考虑留设30m采空区防水煤柱，经计算，共留设采空区防水煤柱65.8kt。
3、井田境界煤柱
井田边界留设20m宽的煤柱，经计算，矿井共留设井田境界煤柱72.1kt。 4、地面建（构）筑物煤柱
矿区内原有村庄已搬迁，本设计不留设村庄煤柱。
矿井永久煤柱损失为65.8+72.1＝137.9kt，经计算，设计资源/储量为3906.1kt。 （四）矿井设计可采储量
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》，本矿工业场地均不压煤，无需留设煤柱；大巷及采区轨道上山和回风上山均布置在2号至3号煤层之间，煤柱留设按下式计算：
S=2S1?2a
式中：
S——大巷保护煤柱的留设宽度，m；
S1——保护煤柱的水平宽度（m），可按下式计算：
H（2.5?0.6M）S1=
fa——受护巷道宽度的一半，取2.2m；
H——井筒及主要大巷的最大垂深，2、7、8号煤层分别取180m、190、194m； M——煤厚，m；
f——煤的强度系数，f =0.110Rc； Rc——煤的单向抗压强度，取30MPa；
经计算，2、7、8号煤层的S1值分别为17.9m、18.3m、19.9m。因此，
S2煤=2S1?2a=40.2 S7煤=2S1?2a=40.0m S8煤=2S1?2a=44.2m
24
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
因此2号煤层的煤柱留设宽度按40m留设。
由于7、8号煤层在井筒及主要大巷下方，其煤柱留设的宽度在以上煤柱宽度的基础上按岩层上山移动角δ1=72°计算，最终确定7、8号煤层的煤柱留设宽度分别为54m、56m。
综上所述，2、7、8号煤层的煤柱留设宽度分别按40m、54m、56m留设，经计算约留煤柱37kt。8号煤层为中厚煤层，采区回采率取85%；2和7号煤层为薄煤层，采区回采率取90%，则矿井可采储量为3359kt，详见表2-1-4。
表2-1-4 矿井可采储量表
煤层 工业 资源 储量 （kt） 断层 永久煤柱 （kt） 防水 井田边界 小计 设计 资源 储量 （kt） 保护煤柱 （kt） 开采损失 （kt） 小计 设计可采储量（kt） 工业场地 / / / / 主要井巷 2号 7号 8号 合计 233 1269 2542 4044 / / / / 18.9 16.7 30.2 65.8 20.7 18.3 33.1 72.1 39.6 35.0 63.3 137.9 193.4 1234 2478.7 3906.1 10.0 10.0 11.8 11.8 15.2 15.2 37 37 18.4 122.2 369.5 510.1 165 1100 2094 3359
25
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
年作业天数：矿井年工作日为330d， 每天作业班数：每天三班作业， 每班作业时间：每班工作8h；
作业方式：两班采煤一班准备，三班掘进；每天净提升时间按16h计算。 二、矿井设计年生产能力
矿井设计生产能力，系指按设计规定的工作制度和设计各环节正常生产的条件下，持续、稳定、安全地完成的日产量和年产量。矿井设计的最优准则是使在矿井安全生产的前提下获得最大实际效益，矿井的设计生产能力是关系到矿井效益的首要影响因素，使矿井生产长期获得最佳效益的生产能力才是合理的生产能力。
根据四川省经济委员会“关于筠连县金钟煤业有限公司（金钟煤矿）整合工程初步设计的批复”（川经煤炭函[2009]1046号），矿井设计能力为210kt/a，本次初步设计修改矿井设计生产能力仍为210kt/a。
三、矿井服务年限 矿井服务年限按下式计算：
T?Zm A?K式中：T——矿井服务年限，a；
Zm——矿井可采储量，kt；
A——矿井设计生产能力，0.21Mt/a；
K——储量备用系数，取1.3。
3359=12.3（a） T?210?1.3经计算矿井服务年限12.3a，符合《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399—2006）。
26
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
第四章 井田开拓
第一节 、影响井田开拓的主要因素
一、影响井田开拓的主要因素
1、区位于四川盆地南部边缘，地貌类型属中低山，山脉总体走向呈东西向，矿区主要为斜坡山脊区，南侧外围为岩溶漕谷地带。区内最高点为中部山头猪脑顶，海拔标高1134.7m，最低点为南侧外围漕谷，海拔标高602m，相对高差533，开采标高为+730m~+550m，上山煤储量较多，具备平硐开拓的条件，这对矿井开拓方式的选择起到决定性的作用。
2、矿井开采2、7、8号煤层，开采标高+730m～+550m，煤层埋深50m～300m，平均倾角14°，2、7号煤层层间距为25m，7、8号煤层层间距为4.0m，为近距离缓倾斜煤层群。
3、根据四川省人民政府办公厅“关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函”（川办函[2007]16号），金钟煤矿由原金钟煤矿、黄干洞煤矿和改板沟煤矿的煤炭资源与周围闲置的煤炭资源整合而成，金钟煤矿为整合保留主体矿井，矿井现有设施如何利用是影响本井田开拓的主要因素之一。
4、首采区资源储量可靠，煤炭运输系统简单，达产时井巷工程量少，建井工期短，投资省。
5、根据四川省安全生产监督管理局、四川煤矿安全监察局、四川省发展和改革委员会、四川省经济和信息化委员会“关于转发《关于进一步加强煤矿瓦斯防止工作坚决遏制重特大瓦斯事故的通知》”（川安监[2010]19号），宜宾矿区的8号煤层在未做突出鉴定以前，按突出煤层管理；按照四川省经济委员会“关于筠连县金钟煤业有限公司（金钟煤矿）整合工程初步设计的批复”（川经煤炭函[2009]1046号），原初步设计按煤与瓦斯突出矿井设计，布置底板抽采巷道进行区域消突。
为确保安全，矿方委托具有相应资质的中国矿业大学进行煤与瓦斯突出鉴定，依据中国矿业大学2010年7月提交的《四川省筠连县金钟煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，该矿井在开采标高+550m以上2号、7号和8号煤层均无突出危险性，同时根据四川省安全生产监督管理局“关于高县梭沙坡煤矿等81对矿井煤与瓦斯突
27
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
出危险性鉴定报告的批复”（川安监审批[2012]74号）本矿在煤与瓦斯突出危险性鉴定报告评审通过矿井名单中，因此，本次按高瓦斯矿井设计。
二、工业场地及井口位置的选择
原初步设计利用现有工业场地及设施，在原主平硐附近新掘平硐与已有的装车站相连，作为技改后的主平硐，原主平硐改造作为矿井的副平硐。由于土地使用性质发生改变，矿方未将原设计主平硐延伸出地面，在距原设计副平硐井口4m处合并为一个井筒，本次修改初步设计维持矿方已施工的井口及工业场地。
三、井田开拓方案 （一）原初步设计方案
矿井采用平硐开拓方式。在原主平硐附近新掘平硐与已有的装车站相连，作为技改后的主平硐，担负矿井煤炭、矸石、材料、进风、排水等任务。原主平硐改造作为矿井的副平硐，担负矿井进风、排水、行人及敷设管线的任务。矿井采用分区式通风，改造利用原金钟煤矿和改板沟煤矿的回风平硐回风。全井田划分为2个水平（+597m水平和+555m水平）。三层煤联合布置，主要运输巷、回风巷、采区上山均布置在8号煤层底板岩层中。
详见矿井开拓方式平面图2-3-1和剖面图2-3-2。 （二）本次修改方案
矿井采用平硐开拓方式，分区式通风。利用原金钟煤矿+597m主平硐工业场地为主工业场地，利用原金钟煤矿+597m主平硐作为技改后的主平硐，长约4m，与+600m轨道大巷和+600m运输大巷相连，主要担负煤炭、矸石、材料、设备运输和行人、进风、排水及敷设管线等任务。在+600m轨道大巷尽头处布置有采区变电所、在+600m主石门尽头处设置避难硐室、消防材料库等硐室；+734m回风平硐井口标高为+734.99m，长约204m，主要担负一采区回风任务。主要巷道采用联合布置，一采区+602m～+650m回风上山布置在2号和3号煤层之间较稳定的砂岩中，一采区+602m～+650m运输上山和一采区+602m～+650m轨道上山布置在7号煤层层中。
井田开采后期改造利用原改板沟煤矿主平硐作为二采区回风平硐，井口标高为+667m，长约135m，主要担负二采区回风任务。在2号和3号煤层之间较稳定
28
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
的砂岩中布置轨道和回风上山，运输上山布置在7号煤层顶板较稳定的岩层中。
根据本井田煤层赋存条件，本井田为单斜构造，结合矿井开拓开采布置，设计将井田划分为一个水平，即+600m水平，上下山开采。
详见矿井开拓方式平面图2-3-3和剖面图2-3-4。
方案修改后，具有场地布置合理、初期井巷工程量较小、井下系统简单等优点。通过详细的技术、经济比较，考虑充分利用现有井巷工程及工业场地，安全管理、合理生产，优化后井下煤炭能够连续运输，系统简单，贯通快，投产快等优点。
四、水平划分
本井田为单斜构造，煤层倾角14°左右，上部境界标高为+730m，深部境界标高为+550m。结合本地区煤矿生产积累的经验，全矿划分为一个水平，水平标高+600m，上下山开采。
五、大巷布置
本井田内可采煤层三层，自上而下分别为2、7、8号煤层，2与7号煤层平均间距约为25m，7与8号煤层平均间距约为4.0m，属缓倾斜、近距离煤层群，由于8号煤层底板岩性比较软，巷道变形严重，支护困难，结合邻近矿井鲁班山南北矿的生产经验，将+602m轨道运输大巷调整布置在2号和3号煤层之间较稳定的砂岩中。
六、采区划分及开采顺序 （一）采区划分
沿井田走向划分采区主要原则如下：
1、根据煤层赋存情况，全井田统筹考虑，合理划分，保证全井田均能合理开采；
2、尽量将采区划分双翼采区；
3、保证采区有足够的储量和合理的服务年限；
4、采区走向长度本着有利于开采，尽量结合邻近矿井的生产经验。 根据煤层赋存条件、矿井开采现状条件、可采范围，井田走向长为2.1km，倾斜宽约0.74km，本次设计将矿井划分为2个采区，其中一采区为双翼采区，走向长度约1.5km，倾斜宽约0.74km；二采区为单翼采区，走向长度约0.6km，倾斜宽
29
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
约0.59km。
（二）开采顺序
井田划定范围内共含可采煤层3层，从上至下依次为2号、7号、8号煤层，煤层开采顺序为下行式，由上而下逐层开采。采煤工作面为后退式开采，即由采区边界向采区上山方向回采。
30
170(125)21°15810523762454414454(23(3539(230138292200)18)1)15.5°°24362(99)25°30(9960)25(99°)25°367055中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
605原溜煤上山915°282图2-3-1 原初步设计开拓平面图 61N
306152185227145 31
45662(161)25°(161)25°(161)25°20(99)25°(99)25°中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
349°169°(170)回风上山+690m总回风巷集中回风斜巷轨道上山运输上山回风上山原有材料上山原有材料上山回风下山原溜煤上山运输下山+555m车场+555m排水巷2#7#8#图2-3-2 原初步设计开拓剖面图
32
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
N600图2-3-3 修改方案开拓平面图
33
中国矿业大学成人教育学院2013届专科毕业设计
349°169°2#7#8#3099.53099.03098.5图 例平硐岩石平巷岩石斜巷利用巷道煤层巷道风门轴流式扇风机图2-3-4 修改方案开拓剖面图 34
第二节 井 筒
一、井筒的用途、布置及装备
根据矿井开拓布置，并考虑满足矿井的运输、通风等需要，矿井达到设计生产能力时，共有2个井筒，即主平硐和+734m回风平硐。
1、主平硐：利用原金钟煤矿主平硐，主要担负煤炭、矸石、材料、设备运输和行人、进风、排水及敷设管线等任务。井筒净宽4.9m，净高3.55m，净断面14.8m2，长4m。
井筒内铺设30kg/m钢轨，600mm轨距，选用钢筋混凝土轨枕。井筒断面详见2-4-1。
2、+734m回风平硐：改造利用原金钟煤矿回风平硐，主要担负一采区回风兼做安全出口，为一采区的专用回风平硐。井筒净宽2.8m，净高2.8m，净断面7.8m2，长度204m。
井筒内敷设消防洒水管路，井筒断面详见图2-4-2。 二、井筒支护
井筒基岩段均采用锚喷支护，表土及基岩风氧化带采用砌碹或支护，矿方可根据围岩情况调整支护方式，井筒特征详见表2-4-1。
表2-4-1 井筒特征表
井筒名称 井口 纬距（X） 坐标 （m） 经距（Y） 井口标高（m） 方位角（°） 井筒长度（m） 井筒坡度 井筒 宽度 （m） 井筒 断面 （m2） 净 掘进 净 掘进 主平硐 3098386.46 35472589.48 +597.45 173.4 4 3‰ 4.9 5.4 14.8 17.4 砌碹 250 +734m回风平硐 3098881.79 35472830.87 +734.99 153 204 3‰ 2.8 2.9 7.8 8.7 锚喷 100 井筒 支护方式 支护 厚度（mm） 装 备 铺设单轨，600mm轨距，30kg/m钢轨 35
第三节 井底车场及硐室
一、井底车场
矿井采用平硐开拓方式，一采区轨道上山下部车场布置形式为折返式车场。 二、井底车场硐室及位置
达产时开采+600m水平上山采区时，井下涌水通过主平硐水沟可自行流出地面，井下无排水硐室，在+600m轨道大巷尽头处设采区变电所。在+600m主石门附近设置消防材料库和避难硐室。具体情况如下：
（一）采区变电所
采区变电所长28m，宽3.6m，高3.5m，用防火栅栏两用门隔开，在采区变电所通道内设防火栅栏两用门。
（二）避难硐室
根据《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》，高瓦斯矿井应在距离采掘工作面1000m范围内建设避难硐室或设置可移动式救生舱。结合矿井的实际情况，矿井投产时期在井底车场布置1个避难硐室，长30m，距离各采掘工作面的距离小于1000m。
（三）其它硐室
井下消防材料库采用巷道加宽式，设在+600m主石门一侧。把钩信号硐室设在一采区轨道上山落平点附近。
三、井底车场主要巷道及硐室的支护
车场巷道采用锚喷支护，井下中央变电所、避难硐室、井下消防材料库、调度硐室、把钩及信号硐室，采用砌碹支护。
36
第五章 准备方式—采区巷道布置
第一节 采区布置
一、移交生产及达产时采区数目、位置及采煤工作面生产能力 （一）采区数目
根据四川省人民政府“关于切实加强煤矿安全生产工作坚决遏制重特大事故的紧急通知”（川府发电[2007]33号）和国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会、监察部、劳动和社会保障部、国土资源部、中华全国总工会文件“关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见”（安监总煤调[2007]95号），矿井达产时布置一个采区。
（二）首采区位置
在选择首采区位置时，设计考虑了以下因素： 1、地质构造简单，储量可靠；
2、贯通工期短，工程量省，建井工期短，达产时间快； 3、通风系统和运输系统合理。
为充分利用原有井巷工程，节省初期投资，减少初期运营费用，首采区选择在平硐上山采区。
（三）采煤工作面生产能力 1、采煤工作面长度
根据本矿煤层赋存情况及开采技术条件，设计确定采煤工作面长度为100m。 2、综采工作面的循环数及年推进度
①工作面割一刀所需时间（td）按下式计算：
td＝K（L－I）/Vc＋t ＝1.1×（100－20）/1.59+10 ＝66min
式中 td——切割一刀所需时间，min；
K——每刀辅助时间系数，取1.1； L——工作面长度，100m； I——缺口长度，取20m；
37
Vc——采煤机截割速度，1.59m/min； t——采煤机空返及进刀时间，10min。 ②采煤机日进刀数（N）按下式计算：
N＝60K（24－t1）/td ＝60×0.6×（24－8）/66 ＝8.7刀
N——采煤机日进刀数； t1——每日检修小时数，h； td——切割一刀所需时间，min； K——开机率，取0.6。
根据以上计算，MG200/456-AWD型滚筒采煤机完整的割一刀煤所需时间为66min，采煤机每天进刀数取8刀。
③工作面年推进度（A）按下式计算：
A＝NnSK＝8×330×0.6×0.8＝1267m
式中 A——工作面年推进度，m/a；
N——每天割煤刀数，4刀； n——年工作天数，n＝330d； S——采煤机截深，取0.6m； K——正规循环率，取0.8。 ④工作面生产能力
Q采＝
LhrTc＝100×0.96×1.75×1267×0.97/1000＝206kt/a 1000式中 Q采——工作面生产能力，kt/a；
L——工作面长度，100m； h——纯煤厚度，0.96m； r——煤的容重，1.75t/m3； T——工作面年推进度，m； c——工作面回采率，97％。 ⑤掘进出煤量按3％考虑
Q掘=Q采×0.03=206×0.03=6.18kt/a
38
⑥矿井生产能力为
Q总=Q采+Q掘＝206+6.21＝212.2kt/a
经过上述计算，矿井达产时布置1个综采工作面即可达产。 （四）采煤机械化率
根据四川省人民政府安全生产委员会办公室文件“关于进一步抓好小煤矿安全高效矿井建设工作的通知”（川安办[2009]43号）。
采煤机械化率=
年度机械化采面产量?100%
矿井总产量矿井达产时布置一个采煤工作面，工作面配备有采煤机和刮板输送机，工作面运输巷配备有刮板转载机和可伸缩带式输送机，工作面支护采用液压支架支护，因此本矿井采煤机械化率为100%。
二、开采顺序
采区开采顺序为由近及远，前进式开采，煤层开采顺序为下行式，由上而下逐层开采，在同一采区内先采上区段后采下区段。
三、采区尺寸及巷道布置
根据煤层赋存条件、矿井开采现状条件、可采范围，井田走向长为2.2km，倾斜宽约0.76km，本次设计将矿井划分为2个采区，其中一采区为双翼采区，走向长度约1.5km，倾斜宽约0.76km，二采区为单翼采区，走向长度约0.64km，倾斜宽约0.76km。
井田可采煤层共3层，自上至下依次为2、7和8号煤层，倾角为13°～15°，煤层平均倾角约14°，属缓倾斜煤层群，一采区布置有运输上山、轨道上山、回风上山和轨道下山、行人下山、回风下山，二采区布置有行人、轨道、回风上山和下山均采用联合布置方式，由于8号煤层底板岩性比较软，巷道变形严重，支护困难，结合邻近矿井鲁班山南北矿的生产经验，将一采区回风上山布置在2号和3号煤层之间较稳定的砂岩中，轨道上山和运输上山布置在7号煤层底板内；二采区轨道上山、行人上山和回风上山布置在2号和3号煤层之间较稳定的砂岩中，联合开采2、7、8号煤层。
一采区+602m～+650m运输上山，落平点标高为+602m，斜长198m，倾角14°，铺设带式输送机，主要担负矿井煤炭运输、一采区人员运送及进风任务；一采区
39
+602m～+650m轨道上山上部标高为+650m，落平点标高为+602m，倾角为14°，斜长为198m，铺设600mm，30kg/m钢轨，采用单钩串车提升，主要担负一采区材料运输和进风任务。二采区在2号至3号煤层之间布置行人、轨道和回风上山，上山间距为20m，其中轨道、行人上山上部标高为+630m，下部标高为+602m，倾角14°，斜长116m；回风上山上部标高为+667m，下部标高为+602m，倾角14°，斜长267m，二采区行人、轨道、回风上山通过下部车场与+600m轨道运输大巷相连，构成生产系统。一、二采区回风上山均为专用回风巷，未铺设轨道，正常生产时严禁设备运输及人员进出，仅作为安全出口。具体详见采区巷道布置及机械设备配备平面图。
四、采区车场、装车点及硐室
采区轨道下山设置上、中、下车场，上、下车场均为平车场，中部车场为甩车场。采区轨道上山车场均设置摘挂钩及信号硐室。
在采区运输上山上部设有采区煤仓，该煤仓按照小型煤仓设计。采用拱形断面，宽1.5m，墙高1m，垂高为50m，倾斜式，容量200t左右。
煤仓或溜煤眼堵塞事故的防治措施：
（1）煤仓或溜煤眼上口设铁篦子规格为300mm×300mm，不仅可防止大块煤、矸、木材进入煤仓，而且可以防止人员坠入。
（2）处理煤仓或溜煤眼堵塞，不得用采用明炮、糊炮处理堵塞。
（3）严禁煤仓或溜煤眼兼做流水道。煤仓或溜煤眼内有淋水时，必须采取封堵疏干措施；没有得到妥善处理不得使用。
（4）处理煤仓或溜煤眼堵塞前必须检测瓦斯、煤尘等浓度，在确认不危及操作人员及周围人员安全时，方可处理，以防生瓦斯、煤尘爆炸或中毒事故。
（5）处理煤仓或溜煤眼堵塞的方法可用压风管吹风，高压水从下口往上口冲涮堵塞物等方法。但要采取防止煤、水突然冲下瘀塞巷道造成淹人、埋人事故的措施。
五、采区煤、矸运输和辅助运输方式
煤炭、矸石、材料通过机车牵引矿车运输。矿井达产时采区煤炭运输和辅助运输方式及运输路线如下：
40
（一）煤炭运输
1701工作面煤炭→1701工作面运输巷→一采区+602m～+650m运输上山→采区煤仓→+600m运输大巷→主平硐→地面。
（二）矸石运输
掘进工作面矸石→中部甩车场→一采区+602m～+650m轨道上山→轨道上山下部车场→+600m主石门→+600m轨道大巷→主平硐→地面。
（三）材料、设备运输
主平硐→+600m轨道大巷→+600m主石门→轨道上山下部车场→一采区+602m～+650m轨道上山→采煤工作面、掘进工作面。
（四）人员运输
矿井达产时期，主平硐、+600m轨道大巷和+600m主石门总长度小于1.5km，根据《煤矿安全规程》第三百五十八条的相关规定，井下暂不考虑平巷人车。
下井人员由主平硐进入经+600m轨道大巷和+600m主石门到达一采区+602m～+650m运输上山下部，步行进入工作面运输巷或回风巷，至采煤工作面。
六、采区通风及排水 （一）通风
主平硐→+600m轨道大巷→+600m主石门→一采区+602m～+650m运输上山（区+602m～+650m轨道上山）→1701工作面运输巷→1701采煤工作面→1701工作面回风巷→+650m回风石门→+650m～+690m回风上山→+690m～+734m回风上山→+734m回风平硐。
（二）排水
矿井采用平硐开拓方式，达产时开采平硐上山水平时，井下涌水通过主平硐、+600m轨道大巷、+600m主石门水沟可自行流出地面，开采下山时采用水泵排至+600m主石门，通过主平硐、+600m轨道大巷、+600m主石门水沟可自行流出地面。
第二节 巷道掘进
一、巷道断面和支护方式
根据各类巷道的不同用途，并结合各类巷道所穿过的岩性和服务时间不同，巷道断面按照运输、管线敷设、通风及安全要求、巷道布置的层位等因素综合考虑，选择不同的巷道支护方式。在砂岩或中硬岩层中的巷道采用锚喷，局部破碎
41
段采用混凝土砌碹支护；主要机电硐室采用混凝土砌碹支护，详见断面图册附图122。
二、巷道掘进进度指标
根据《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006），参照目前矿井巷道施工的实际指标，结合矿井开拓及采区接替情况，按照不同的断面、不同的支护方式，确定井巷掘进进度指标如下：
岩石平巷：100m/月； 岩石斜巷及硐室：80m/月； 半煤岩平巷（综掘）：200m/月； 工作面开切眼：80m/月。 三、掘进工作面个数及机械配备
为保证矿井均衡稳定的生产和采掘正常接替，依据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会、监察部、劳动和社会保障部、国土资源部、中华全国总工会文件“关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见”（安监总煤调[2007]95号）和四川省人民政府安全生产委员会“关于印发四川省煤矿安全工作要点的通知”（川安委[2010]2号），矿井达产时布置有2个掘进工作面，一个为煤巷、半煤巷综掘工作面，采用综掘工艺，配备有2台FBD№5/2×7.5型局部通风机、1台EBZ-160型掘进机、1台SD-8/600型梭式矿车、1台KCS-200D型湿式除尘机、1台ZLJ-150型探水钻、1把FG-8.3型风镐等设备；一个为岩巷炮掘工作面，采用炮掘机装工艺，配备有2台FBD№5/2×7.5型局部通风机、2台ZY24型风动凿岩机、1台ZWY-80/37L型挖掘式装载机、1台KCS-200D型湿式除尘机、1台ZLJ-150型探水钻、1把FG-8.3型风镐、1台MGJ—Ⅱ型锚杆打眼钻机、1台LJP—Ⅰ型混凝土搅拌机、1台HPC—Ⅴ型混凝土喷射机、1台FS—1型喷浆机械手、MFB-100型发爆器等设备。
四、矿井生产时采掘比例、掘进率
矿井达到设计生产能力210kt/a时，移交生产时布置1个采区、1个采煤工作面，2个掘进工作面，采掘比例为1：2。
巷道掘进率K按下式计算：
K=达到设计能力时巷道总长度(m)
矿井设计生产能力(kt)=
6673=31.8m/kt 210 42
经计算矿井达到设计能力时的掘进率为31.8m/kt。投产后预计生产掘进率为15m/kt，根据生产掘进率，预计生产期间矸石率为10%。
五、巷道工程量及三个煤量
1、矿井达产时井巷工程量为64794m3/6673m，其中：井筒172m，主要运输大巷及回风巷2491m，采区巷道4010m。
矿井达产时井巷工程量详见表4-3-1。 2、移交生产时三量
经计算，矿井达产时三个煤量及可采期见表4-3-2，矿井三个煤量及可采期符合规范要求，可保证矿井正常生产接替。
表4-3-1 矿井达产时井巷工程量汇总表
顺序 项目 岩巷 1 2 3 4 5 井筒 主要巷道及硐室 采区巷道 小计 合计 利用 新掘 利用 新掘 新掘 改造利用 172 152 2339 1005 1412 2256 3668 井巷工程量 长度（m） 掘进体积（m3） 半煤 半煤 小计 岩 小计 岩巷 岩巷 / 172 1372 / 1372 / 152 1839 / 1839 / 2339 20359 / 20359 3005 4010 29774 11450 41224 3005 4417 31613 11450 43063 / 3005 2256 6673 21731 53344 / 11450 21731 64794 备注 表4-3-2 三个煤量及可采期
项目 三个煤量（kt） 可采期 规定可采期 是否符合要求 开拓煤量 2822 13a 2～3a以上 符合 准备煤量 2072 9.9a 8～10月以上 符合 回采煤量 101 4.8月 3～5月以上 符合 43
第六章 采煤方法
第一节 采煤方法
一、采煤方法的选择
根据四川省地质矿产勘查开发局二○二地质队2008年7月编制的《四川省筠连县景阳井田金钟煤矿资源储量核实报告》及其评审意见书（川评审[2008]308号），金钟煤矿井田范围内可采煤层有3层，自上而下分别为2、7、8号煤层，2与7号煤层平均间距约为25m，7与8号煤层平均间距约为4.0m，煤层平均倾角为14°，属缓倾斜、近距离煤层群。其中2号煤层属稳定局部可采煤层，煤层厚0～3.09m，平均0.96m，可采段内纯煤平均厚0.92m，一般厚为0.70～1.00m，一般含1～2层夹矸，煤层一般具2个分层。岩性为炭质泥岩或高岭石粘土岩，一般赋存于煤层中下部，为复层结构。煤层顶板主要为深灰色泥岩、细粉砂岩及砂质泥岩，部分为细粒砂岩。底板多为粘土岩及泥岩，亦有少量为细粒粉砂岩。可采段内煤层厚度变化不大，结构较为简单；本矿区范围内仅改板沟煤矿原矿区2号煤层平均厚1.13m，为局部可采煤层。7号煤层属较稳定煤层，金钟煤矿矿区内厚度稳定为可采煤层。煤层平均厚0.82～0.96m。煤层结构较简单，一般具2个分层，夹矸主要为泥岩或炭质泥岩，厚度一般2～5cm。煤层顶板一般为泥岩、砂质泥岩，少数为细粒砂岩，底板为泥岩或粘土岩；8号煤层为本区厚度最大、稳定性最好的主要可采煤层，煤层总厚0.52～4.59m，平均纯煤厚度1.84m，煤层结构简单～复杂，煤层一般具2个分层，夹矸一般厚0.1～0.2m，夹矸成分一般为炭质泥岩或粘土岩。顶板岩性一般为细砂岩、粉砂岩及泥岩，底板一般为灰白色粘土岩，吸水性及可塑性都较强。根据上述煤层赋存条件并结合矿井生产经验，设计推荐采用走向长壁采煤方法。
为减轻工人劳动强度，采煤工作面煤炭运输选用SGZ630/264型刮板运输机，输送能力400t/h，功率2×132kW。通过采煤机自身的装煤机与工作面刮板运输机配合实现自动装煤，人工清收少量的浮煤。
采煤工作面运输巷选用DSJ80/40/2×40型带式输送机，带宽800mm，最大铺设长度800m，运输能力400t/h。
二、采煤工作面主要设备选型
根据四川省人民政府安全生产委员会办公室文件“关于进一步抓好小煤矿安全高效矿井建设工作的通知”（川安办[2009]43号），矿井达产时在一采区7#煤层布置一个采煤
44
工作面，1701工作面采用综采工艺。
1、采煤机
采煤机的生产能力应大于工作面的设计生产能力，同时选择的采煤机应与液压支架、端头支架、刮板输送机之间必须有良好的配套关系。
（1）采煤机平均落煤能力：
Qm ≥
60?Q? (L?I)Q1440?k?L?Cg?3Td?B?Hg??
式中：Q——工作面平均日产量，t/d；636t/d（按210kt/a计算）。
L——工作面长度，m；取100m。 I——采煤机开缺口行程，m；取20m。 k——采煤机开机率，%。取40%。
Cg——工作面采煤机割煤回收率，%；取97%。 Td——采煤机返向时间，min；取1.5。 B——采煤机截割深度，m；0.6m。 Hg——平均割煤高度，m；1.1m。 γ——实体煤容重，t/m3；1.75t/m3。 代入参数计算：
Qm≥
60?636?(100?20)6361140?0.4?100?0.97?3?1.5?0.6?1.1?1.75
=110t/h
（2）采煤机平均割煤速度：
Qm110Vc===1.59m/min
60?B?Hg??60?0.6?1.1?1.75（3）采煤机最大生产能力Qmax和最大割煤速度Vmax
Qmax＝Kc·Qc
式中：Qmax——采煤机最大落煤量，t/h；
Kc——采煤机割煤不均衡系数，取1.35。 则：Qmax=1.35×86=116t/h
45
又：Vmax=Kc·Vc
式中：Vmax—采煤机最大割煤速度，m/min。 则：Vmax=1.35×1.59=2.15m/min （4）采煤机功率
按采煤机单位能耗计算采煤机功率为：N=60kb·B·Hg·Vmax·Hw 式中：N——采煤机截割功率，kW； kb——备用系数，取1.5；
Hw——采煤机割煤单位能耗，本矿取Hw=0.75kW·h/m3。 则：N=60×1.5×0.6×1.1×2.15×0.75=96kW
因煤层厚薄不均匀，工作面产量不均衡，采煤机的实际截割牵引速度应达到3.0m/min以上，空载时要求其速度不小于5m/min，以减少辅助工作时间。采煤机的装机功率400kW左右；截深不小于0.6m；牵引速度0～7.6m/min；适应采高1.1～2.3m；牵引方式为无链电牵引；额定电压1140V。参照国内采煤机生产厂家先进技术，充分考察其成套设备现场应用情况（采煤机组稳定性、可靠性、适应性等）。根据上述计算，7#煤层选用MG200/456-AWD型采煤机，其主要参数见表4—1—1。
表4—1—1 MG200/456-AWD型采煤机技术参数表
项 目 采高范围 适用倾角 煤硬度系数 机面高度 截 深 最大牵引力 牵引速度 牵引电机型号 牵引电机功率 截割电机型号 截割电机功率 单 位 m ° -- mm m kN m／min -- kW -- kW 数 值 1.1～2.3 ≤40° 硬或中硬 853 0.63 330 0～12.6 YBQYS3—25A 25 YBC—200S 2×200 46
滚筒直径 滚筒转速 m r／min 1.1 58.47 2、工作面可弯曲刮板输送机
刮板输送机的运输能力应不低于采煤机的最大割煤能力，故刮板输送机的运输能力为：Qq≥Qmax＝94.6t/h。根据上述要求，选用SGZ630/264型刮板输送机，其主要技术参数见表4—1—2。
表4—1—2 SGZ630/264型刮板输送机技术参数表
项 目 设计长度 额定输送量 刮板链型式 刮板链速 装机功率 中部槽规格（L×W×H） 单 位 m t/h m/s kW mm 技 术 参 数 100 400 中双链 1.24 2×132 1500×590×252 3、工作面转载机和可伸缩带式输送机 （1）转载机选型
转载机运输能力应与刮板输送机能力配套并适当大于刮板输送机能力，且溜槽宽度及链速一般应大于工作面输送机。根据以上原则，选用SZB730/40型转载机，转载机运输能力400t/h，设计长度25m，功率40kW。
（2）可伸缩带式输送机
选用DSJ80/40/2×40可伸缩带式输送机，带宽800mm，铺设长度800m，输送量400t/h，功率2×40kW。
4、工作面其它设备 （1）乳化液泵站
选用BRW-200/315型乳化液泵站，额定压力31.5Mpa，额定流量200L/min，二泵一箱（640L），功率132kW。
（2）喷雾泵站
47
选用PB125/63型喷雾泵站，公称压力6.3MPa，公称流量125L/min，功率15kw。 7#煤层综采工作面主要设备选型及技术特征见表4—1—3。
表4—1—3 7#煤层综采工作面主要设备选型及技术特征
序号 1 2 3 4 5 6 设备名称 滚筒采煤机 可弯曲刮板输送机 转载机 可伸缩带式输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 型号 MG200/456-AWD SGZ630/264 SZB730/40 DSJ80/40/2×40 主要技术特征 2×200+2×25+5.5kW，1140V，采高0.8 m - 1.75m，截深0.63m，电牵引。 2×132kW，660/1140V，输送量400t/h，长度100m，链速1.24m/s。 40kW，660/1140V，转载能力400t/h，长度25m。 2×40kW，660V，带宽800mm，长度800m，输送量400t/h。 132kW，660/1140V，额定压力31.5Mpa，额定流量200L/min。 15kW，660V，公称压力6.3MPa，公称流量125L/min。 备注 BRW-200/315 PB125/63 三、工作面顶板管理方式及支架设备选型 （一）工作面顶板管理方式
由于开采煤层为缓倾斜薄～中厚煤层，结合生产矿井开采经验，结合煤层顶底板岩层条件，采用全部垮落法管理顶板。
（二）工作面液压支架选型 1、液压支架选型原则
（1）支护强度与工作面矿压相适应； （2）支架结构与煤层赋存条件相适应； （3）支护断面与通风要求相适应；
（4）支架稳定可靠性高、故障率低、寿命长。 2、影响液压支架选型的主要因素
工作面开采煤层顶板（直接顶、老顶）和底板岩性，煤层可采厚度，煤层倾角，煤层瓦斯含量等。
3、支架性能参数的确定 （1）支架结构高度
支架的最大和最小结构高度分别按以下公式计算： Hmax=Mmax+0.2
48
Hmin=Mmin－0.25
式中：Hmax、Hmin——分别为支架的最大和最小结构高度，m；
Mmax、Mmin——分别为煤层的最大和最小厚度，m。 则：Hmax=1.84+0.2=2.04m
Hmin=1.1-0.25=0.85m （2）支架工作阻力
设计采用岩重法确定支架工作阻力。
从支架承受的顶板载荷与采高近似成直线关系的观点出发，按支架承受的载荷为工作面最大采高的6～8倍岩重进行估算，根据本矿井地质条件和煤层赋存状况，设计按8倍的岩重进行估算，计算公式为：P=8×9.8×S×γ×M
式中：P——支架承受的载荷，kN；
S——支架支护面积，m2，S=1.5×3.6=5.4m2； γ——顶板岩石容重，取2.7t/m3； M——采高，取1.1m；
P=8×9.8×5.4×2.7×1.1=1257kN，支护强度0.23MPa。
根据以上计算结果，选择ZY3000/11/24型掩护式液压支架，该支架的工作阻力为3000kN，支护强度为0.44～0.50 Mpa，满足要求，其结构高度也能较好的适应煤层厚度的变化。其主要技术特征见表4—1—4。
表4—1—4 ZY3000/11/24型掩护式液压支架技术参数表
项 目 支撑高度 工作阻力 支护强度 支架中心距 重量 适应倾角 泵站压力 单 位 m kN Mpa mm t ° MPa 技 术 参 数 1.1～2.3 3000 0.44～0.50 1500 10.5 ≤35 31.5 49
四、工作面回采方式
采煤工作面采用后退式回采方式，即由采区边界向采区上山推进，推至煤柱线时停采。
五、工作面长度及推进度
工作面的合理长度是保证工作面高产、稳产的重要因素之一。一般情况下，加大工作面长度可获得高产、稳产，提高劳动生产率、降低吨煤成本。参照本地区在开采同类煤层的生产实际经验，确定综采工作面长度为100m。
采煤工作面三八制作业，两班采煤一班准备。每班完成四个循环，每个循环进度0.6m，年工作330d，正规循环率取0.8，则年推进度为1267m。
六、采区及工作面回采率
根据《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399—2006）的有关规定，结合煤层赋存条件和工作面布置方式，2号和7号煤层采煤工作面回采率按97%考虑，8号煤按95%考虑。2号和7号煤层采区回采率按90%考虑，8号煤层按85%考虑。
七、生产时主要材料消耗指标
根据矿井采掘布置和巷道支护方式，预计矿井生产时期主要材料消耗指标为： 钢材：1.0t/kt； 坑木：2.0m3/kt； 炸药：150kg/kt； 雷管：400发/kt。
50