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煤炭工业矿井设计规范(节选)

作者:佚名 2009-11-12 来源:本站原创

第五篇 煤炭工业矿井设计规范

中华人民共和国国家标准
煤炭工业矿井设计规范(节选)
Code for mine design of coal industry
GB 50215--2005
主编部门:中国煤炭建设协会
批准部门:中华人民共和国建设部
履行日期:2006年1月1日

中华人民共和国建设部公告
第371号
建设部关于发布国家标准《煤炭工业矿井设计规范》的公告
现批准《煤炭工业矿井设计规范》为国家标准,编号为:GB 50215—2005,自2006年1月1日起实施。原《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215—94同时废止。
本规范由建设部标准定额研究所组织中国计划出版社出版发行。
中华人民共和国建设部
二00五年九月十四日


目 录

前 言
1 总 则
2 矿井资源/储量、设计生产能力和服务年限
2.1 矿井资源/储量
2.2 矿井设计生产能力和服务年限
3 井田开拓
3.1 井田开拓方式
3.2 井口位置与开采水平划分
3.3 开拓巷道布置
3.4 开采顺序与采区划分
4 井筒、井底车场及硐室
4.1 井筒
4.2 井底车场
4.3 主要硐室
5 井下开采
5.1 采区布置
5.2 采煤方法及工艺
5.3 采区巷道布置
5.4 巷道掘进与掘进机械化
6 井下运输
6.1 一般规定
6.2 井下煤炭运输
6.3 井下辅助运输
6.4 矿井车辆配备数量
7 通风与安全
7.1 通 风
7.2 防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出
7.3 抽放瓦斯
7.4 安全监测、监控
7.5 矿井热害防治
附录A 固体矿产资源分类
附录B 煤炭资源量估算指标
附录C 矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计资源/储量类型及计算
附件 储量计算中的名词解释及相关问题

前 言
本规范是根据建设部建标[2003]102号文件《关于印发“二00二~二00三年工程建设国家标准制订、修订计划”的通知》的要求,由中煤国际工程集团南京设计研究院会同有关单位,在对原国家标准《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215—94进行修订的基础上编制完成的。
本规范在编制过程中,认真分析总结和吸取了十年来我国煤矿管理体制和投资体制改革的实践经验,考虑了我国煤矿建设项目的管理程序和入世要求,特别是引入了十年来国内外矿井建设的新技术、新工艺及新的科研成果。初稿提出后,以多种形式征求了全国煤炭系统有关方面专家和单位的意见,经反复研究、多次修改,最后审查定稿,形成本规范。
本规范共15章,4个附录。和原规范相比,除章节构成有较大改变和适用范围由“设计”拓展到“预可研”及“可研”外,主要技术内容变动较大的有:改变了旧的煤炭资源储量分类计算原则和方法;修订了矿井设计工作制度和矿井设计服务年限;进一步改革矿井开拓部署,吸取国内外先进成熟、行之有效的煤层地下开采技术和采煤方法;提高以采、掘、运为主体的全矿井技术装备水平,促进矿井生产的进一步集中化和高产高效;提高矿井安全技术装备和智能化技术装备的水平,确保矿井安全生产;进一步改革矿井地面布置和机修、材料供应体制;加强环境保护、重视资源合理开采、注重经济效益,保持煤炭工业可持续发展。
本规范中以黑体字标志的条文为强制性条文,必须严格执行。
本规范主编单位、参编单位和主要起草人:
主编单位:中煤国际工程集团南京设计研究院
参编单位:中煤国际工程集团武汉设计研究院 中煤国际工程集团重庆设计研究院 煤炭工业济南设计研究院 煤炭工业西安设计研究院
主要起草人(略)

1 总 则
1.0.1 为贯彻执行我国发展煤炭工业的各项法律法规和方针政策,推广应用煤炭工业地下开采(以下简称矿井)各项行之有效的先进技术和管理经验,确保安全生产和资源合理开采,促进高产高效矿井建设,提高煤矿经济效益,实现矿井建设现代化,保持煤炭工业可持续发展,制定本规范。
1.0.2 本规范适用于设计生产能力0.45Mt/a及以上的新建、改建及扩建的煤炭矿井预可行性研究、可行性研究和矿井设计。
1.0.3 矿井预可行性研究及可行性研究,应根据矿井资源条件和外部建设条件、资源配置及市场需求、可能采取的开采技术及装备条件、资金筹措及投资效果等,全面分析研究矿井建设的必要性、可行性、合理性。
1.0.4 矿井设计应体现生产集中化、装备机械化、技术经济合理化和安全高效原则,因地制宜地采用新技术、新工艺、新设备、新材料,推行科学管理
1.0.5 矿井预可行性研究、可行性研究和矿井设计,除应符合本规范外,尚应符合国家现行的有关标准的规定。
2 矿井资源/储量、设计生产能力和服务年限
2.1 矿井资源/储量
2.1.1 矿井预可行性研究应根据批准的井田详查或勘探地质报告进行,可行性研究和初步设计应根据批准的井田勘探地质报告进行,且必须经认真分析研究后,对勘探程度、资源可靠性、开采条件及经济意义等作出评价
2.1.2 矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计,应分别根据井田详查和勘探地质报告提供的“推断的”、“控制的”、“探明的”资源量,按国家现行标准《固体矿产资源/储量分类》GB/T 17766及《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/T 0215划分矿井资源/储量类型,计算“矿井地质资源量”、“矿井工业资源/储量”、“矿井设计资源/储量”和“矿井设计可采储量”。
划分矿井资源/储量类型及计算矿井资源/储量的具体规定见本规范附录A、附录B和附录C。
2.1.3 计算矿井设计资源/储量时,应从工业资源/储量中减去断层、防水、井田境界、地面建(构)筑物等永久煤柱煤量及因法律、社会、环境保护等因素影响不得开采的煤柱煤量;计算设计可采储量时,应从设计资源/储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量;其煤柱留设要求和计算方法,必须符合现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定。
2.1.4 矿井采区的回采率,应符合下列规定:
1 厚煤层不应小于75%;
2 中厚煤层不应小于80%;
3 薄煤层不应小于85%;
4 水力采煤的采区回采率,厚煤层、中厚煤层、薄煤层分别不应小于70%、75%和80%。
2.2 矿井设计生产能力和服务年限
2.2.1 矿井设计生产能力,应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素,经多方案比较后确定。论证矿井设计生产能力尚应符合下列规定:
1 新建矿井设计生产能力,应进行第一开采水平或不小于20年配产;
2 新建和扩建矿井配产,均应符合合理开采程序,厚、薄煤层及不同煤质煤层合理搭配开采,不应采厚丢薄;
3 同时生产的采区数及采区内同时生产的工作面个数,应体现生产集中原则,符合本规范5.1.3条规定,并应保证采区及工作面合理接替。
2.2.2 矿井设计生产能力,应划分为大型、中型、小型三种类型,其类型划分应符合下列规定:
1 大型矿井为1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0、5.0、6.0Mt/a及以上;
2 中型矿井为0.45、0.6、0.9Mt/a;
3 小型矿井为0.3Mt/a及以下;
4 新建矿井不应出现介于两种设计生产能力的中间类型;
5 扩建矿井,扩建后的矿井设计生产能力,应在原设计生产能力或核定生产能力的基础上,按本条1~3款规定升2级级差及以上。
2.2.3 矿井设计生产能力宜按年工作日330d计算,每天净提升时间宜为16h。
2.2.4 矿井设计生产能力,宜以一个开采水平保证。
2.2.5 矿井设计服务年限,应符合下列规定:
1 新建矿井及其第一开采水平的设计服务年限,不宜小于表2.2.5-1的规定;

3 改建矿井的服务年限,不应低于同类型新建矿井服务年限的50%。
2.2.6 计算矿井及第一开采水平设计服务年限时,储量备用系数宜采用1.3~1.5。
3 井田开拓
3.1 井田开拓方式
3.1.1 井田开拓方式应根据矿井地形地貌条件、井田地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、装备条件、地面外部条件、设计生产能力等因素,经多方案比较后确定。
3.1.2 当煤层赋存条件和地形条件适宜时,宜采用平硐开拓方式。
3.1.3 煤层赋存较浅,表土层不厚,水文地质条件简单或表土层虽较厚,属于干旱贫水区,且井筒不需特殊工法施工的缓倾斜、倾斜煤层,宜采用斜井开拓方式。
3.1.4 煤层赋存较深、表土层厚、水文地质条件复杂、井筒需用特殊工法施工或多水平开采的急倾斜煤层,宜采用立井开拓方式。
3.1.5 根据井田特点,结合地面布置要求,采用单一开拓方式在技术、经济不合理时,可采用综合开拓方式。
3.1.6 井田面积大、资源/储量丰富或瓦斯含量大的大型矿井,条件适宜时,可采用集中出煤、分区开拓和分区通风的开拓方式。
3.1.7 井筒数量及兼用功能应符合下列规定:
1 斜井或立井开拓的矿井,一般宜开凿2个提升井筒,即主井和副井;
2 分区开拓的矿井或在特殊条件下,经技术经济比较合理时,可开凿2个以上的提升井筒;
3 风井数量应根据开拓部署、通风系统要求、安全生产需要、合理工期安排及投资效益等,经综合论证后确定;
4 箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作风井使用时,必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定;
5 高瓦斯、有煤与瓦斯突出危险的矿井必须设专用回风井。
3.1.8 与生产矿井相邻的井田,经方案比较,由生产矿井扩建开采合理时,不应另建新井。矿井过密的老矿区,经方案比较矿井合并有利时,应通过技术改造实行合并。
3.2 井口位置与开采水平划分
3.2.1 提升井口位置应根据下列原则,经综合比较后确定:
1 有利于第一水平开采,兼顾其他水平,有利于井底车场和主要运输大巷布置,减少工程量;
2 有利于首采区布置在井筒附近的开采条件好、资源/储量丰富的块段,且不迁村或少迁村;
3 井田两翼资源/储量基本平衡;
4 井筒位置应尽量避开厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层,不应穿过采空区;
5 工业场地应具有稳定的工程地质条件,避开法定保护的文物古迹、风景区、内涝低洼区和采空区,不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等灾害威胁;
6 工业场地应少占耕地,少压煤;
7 水源、电源较近,煤的运输方向顺畅,矿井铁路专用线短,道路布置合理。
3.2.2 主、副提升井井位一般应选择在同一工业场地内,在特殊条件下,亦可分别设在两个场地中。
3.2.3 风井井口位置选择应在满足通风安全要求的前提下,利于缩短建井工期,并利用各种煤柱少压煤。有条件时,风井井位可布置在煤层露头以外。
3.2.4 矿井开采水平划分应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术与装备水平、资源/储量和生产能力等因素,经综合比较确定,并应符合下列规定:
1 当矿井划分为阶段开采时,其阶段垂高宜为:
1)缓倾斜、倾斜煤层200~350m;
2)急倾斜煤层100~250m。
2 条件适宜的缓倾斜煤层,瓦斯含量低、涌水量不大时,宜采用上、下山开采相结合的方式;
3 近水平多煤层开采,当层间距不大时,宜采用单一水平开拓;当层间距大时,可分煤组(层)多水平开采。
3.2.5 由于煤层露头不一或煤层倾角变化大,造成部分区域上(下)山斜长过长时,可在该区域适当位置设辅助水平。
3.3 开拓巷道布置
3.3.1 开拓巷道布置应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术条件和矿井开拓、通风、运输方式等因素确定,并应符合下列规定:
1 开采近距离多煤层时,宜采用集中或分组运输大巷布置方式;煤层(组)间距大时,宜采用分层运输大巷布置方式;
2 开拓巷道不得布置在有煤与瓦斯突出危险煤层中和严重冲击地压煤层中;
3 当煤层无煤与瓦斯突出危险、无冲击地压,煤层顶底板围岩较稳定、煤层较硬、含水量较小,或自燃发火、高瓦斯煤层采取安全措施在技术可行、经济合理时,主要运输大巷及总回风巷宜布置在煤层中;
4 近水平多煤层开采,采用分层或分组布置运输大巷时,宜将开采水平分层(组)运输大巷重迭布置;
5 开拓巷道布置应避开应力集中区和活动断层,且不宜沿断层布置。
3.3.2 当开采煤层上部留设防水(砂)煤岩柱时,总回风巷道应设在防水(砂)煤岩柱以下。
3.3.3 主要运输大巷、总回风巷支护方式,应根据围岩性质、地压状况、巷道用途及服务年限、通风安全等因素确定,并应符合下列规定:
1 岩石巷道应优先选用锚喷、挂网锚喷或锚注等支护;
2 半煤岩及煤巷宜选用锚喷、挂网锚喷、锚索或型钢支架等支护方式。
3.3.4 开拓巷道净断面,必须以支护最大允许变形后的断面能满足行人、运输、通风、管线及设备安装、检修等需要为原则确定。净断面的选取应符合现行《煤矿安全规程》和国家现行标准《煤矿矿井巷道断面及交叉点设计规范》MT/T 5024的有关规定。
3.4 开采顺序与采区划分
3.4.1 新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远,逐步向井田边界扩展的前进式开采。
3.4.2 煤层开采顺序应根据煤层赋存条件、开采技术条件等,经分析论证确定,并应符合下列规定:
1 近距离多煤层开采顺序,一般应先采上层,后采下层的下行式开采;
2 开采有煤与瓦斯突出煤层时,经论证需要先开采下部保护层;或开采煤层层间距大,开采下部煤层不影响上部煤层完整性,可采用先采下层,后采上层的上行式开采;
3 多煤层开采时,应厚、薄煤层合理搭配开采。
3.4.3 采区划分应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件及装备水平等经综合分析比较后确定,并应符合下列规定:
1 当井田内有对采区巷道布置和工作面回采影响较大的断层或褶曲构造时,应以其断层和褶曲轴部作为采区划分的自然边界;
2 当井田地面有重要建(构)筑物,按其保护等级划分必须留设保护煤柱时,采区划分应以其保护煤柱为边界;
3 当井田内无影响工作面正常回采的断层或断层构造较少时,应按开采工艺、通风、运输和巷道维护要求,合理划分采区;
4 开采有煤与瓦斯突出危险和突水威胁的煤层时,应按开采保护层、抽放瓦斯及单独开采等技术措施要求,合理划分采区;
5 井田内小断层较多且对工作面回采有一定影响,当采区划分避不开时,宜避免工作面回采方向和断层走向呈小角度斜交;
6 开采煤层群时,应按集中和分组布置开采方式的不同,划分集中煤组采区和分煤组采区;
7 近水平煤层开采,宜在开采水平运输大巷两侧划分盘区;
8 有条件时,应在井筒附近划分中央采区。
3.4.4 矿井可行性研究阶段,应根据井田地面村庄和其他建(构)筑物分布情况,经技术经济论证,作出村庄和建(构)筑物搬迁及压煤开采规划;矿井初步设计应对搬迁及压煤开采规划进行优化;采区划分、资源/储量计算、采区开采顺序应和搬迁及压煤开采规划一致。
3.4.5 采区参数应根据煤层赋存条件、地质构造、开采技术条件、采煤方法及机械化装备水平等因素合理确定,并应符合下列规定:
1 缓倾斜煤层综合机械化开采的采区,当采用走向长壁开采时,其采区一翼走向长度,或采用倾斜长壁开采时,其采区倾斜宽度,均不宜少于回采工作面连续推进一年的长度;普通机械化开采,其采区一翼长度不宜小于0.6km。
2 按盘区划分开采的煤层,当开采技术条件简单、不受断层限制、综合机械化采掘装备标准较高时,其盘区沿采煤工作面推进方向的长度不宜小于3.0km。
3 倾斜和急倾斜煤层的采区参数,应根据地质构造、选用的采煤方法及工艺确定,一般应小于缓倾斜煤层采区参数。
3.4.6 设计井巷工程量应能保证采区和工作面正常接替。高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井,应计入开采保护层和抽放瓦斯所增加的巷道工程量。
4 井筒、井底车场及硐室
4.1 井 筒
4.1.1 立井井筒应采用圆形断面,其断面尺寸应根据提升容器类型、数量、最大外形尺寸,井筒的装备方式,梯子间、管路、电缆布置,安全间隙及所需通过风量确定。井筒净直径应按0.5m进级,净直径6.5m以上井筒和特殊工法施工的井筒,可不受此限。
4.1.2 立井井筒支护方式及支护材料,应根据井筒用途、服务年限、井筒所处围岩性质及水文状况、施工方法等因素确定,并应符合下列规定:
1 井筒穿过表土层、断层破碎带或含水基岩,应经过技术经济论证后,采用注浆、冻结、钻井、沉井、帷幕等特殊工法施工,其井壁结构可选用混凝土、钢筋混凝土或复合材料井壁;
2 含水丰富的厚表土地区,表土段井壁及表土与基岩结合处的井壁结构应加强。
4.1.3 立井井筒装备形式及构件材料,应符合下列规定:
1 提升井筒的罐道应采用型钢组合罐道、冷弯方型钢罐道或钢与玻璃钢复合罐道;井筒较浅、提升速度较低、绳端荷载不大的井筒,可采用钢轨罐道或钢丝绳罐道;
2 提升井筒的罐道梁,一般宜采用型钢罐道梁、冷弯矩型钢罐道梁和组合钢罐道梁。其梁的布置形式,可采用简支梁、连续梁或悬臂梁;在条件允许时,宜采用悬臂梁。罐道梁竖向间距,应根据所选用罐道长度及罐道受力大小确定,宜为4.0~6.0m;
3 立井井简装备中所有金属构件及连接件,必须采取防腐蚀处理措施
4 立井井筒中各种梁与井壁的固定方式,除特殊要求需留梁窝固定外,均宜采用金属支座(牛腿)树脂锚杆固定。
4.1.4 立井井壁结构、井筒及装备设计除应符合本规范规定外,尚应符合《煤矿安全规程》和国家现行标准《煤矿矿井立井井筒及硐室设计规范》的有关规定。
4.1.5 平硐或斜井断面尺寸,应根据运输设备类型、井下设备最大件尺寸、管路及电缆布置、人行道宽度、操作维修要求、所需通过风量等因素确定。
4.1.6 平硐或斜井支护方式,应根据井筒穿过围岩性质、地压情况、井筒用途及服务年限等因素确定,并应符合下列规定:
1 井筒支护断面形状,一般宜选择拱形。当围岩松软易膨胀、井筒四周压力均较大时,经技术经济比较后,选用圆形、椭圆形、马蹄形等。围岩稳定、断面小、服务年限较短的风井,可选用梯形或矩形;
2 井筒支护材料及结构,基岩段应优先采用光爆锚喷;井筒穿过表土段、断层破碎带、含水基岩、软弱岩层时,宜采用混凝土、钢筋混凝土、锚喷和混凝土联合支护;
3 井筒穿过含水表土层、含水基岩、断层破碎带,用普通施工方法难以通过时,经技术经济比较后,采用冻结、注浆、帷幕等特殊施工方法。井筒穿过易自燃和自燃煤层时,井壁结构应能对煤壁严密隔离。
4.1.7 斜井井筒布置,应符合下列规定:
1 带式输送机提升的斜井井筒,带式输送机一侧最突出部分与井壁间距离不应小于500mm,另一侧应设检修道并设人行道,如有其他可靠的检修运输措施,可不设检修道,只设人行道;
2 双钩提升的斜井井筒,应按双道布置;
3 采用单轨吊车、无轨胶轮车作辅助运输的斜井井筒,人行道宽度不得小于1.0m;
4 采用人车运送人员的斜井,应在井口或井底适当位置设置人车存车线。
4.1.8 平硐或斜井井筒设计除应符合本规范规定外,尚应符合国家现行标准《煤矿矿井断面及交岔点设计规范》MT/T 5024、《煤矿矿井斜井井筒及硐室设计规范》MT/T 5025和现行《煤矿安全规程》的有关规定。
4.2 井底车场
4.2.1 井底车场布置形式应根据大巷运输方式、通过井底车场的货载运量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置、地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处围岩条件等因素,经技术经济比较确定。并应符合下列规定:
1 大巷采用固定式矿车运输时,宜采用环形式车场;
2 当井下煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时,宜采用折返与环形相结合形式的车场,并应与采区装车站形式相协调;
3 当大巷采用带式输送机运煤,辅助运输采用无轨系统时,宜采用折返式或折返与环形相结合形式的车场;若辅助运输采用有轨系统,则宜采用环形式车场;
4 采用综合开拓方式的新建矿井或改扩建矿井,井下采用多种运输方式运输时,应结合具体条件,经方案比较后确定。
4.2.2 井底车场巷道位置的选择,应符合下列规定:
1 应选择在稳定坚硬岩层中,并应避开较大断层、构造应力区、强含水层;
2 井底车场巷道不得布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中;
3 符合本规范第3.3.1条3款规定,条件适宜,可布置在煤层中。
4.2.3 井底车场设计通过能力,应满足矿井设计所需通过的货载运量要求,并应留有大于30%的富裕能力。
4.2.4 井底车场线路平面布置、车线长度、轨型、线路坡度、巷道断面及通过能力计算等,应符合国家现行标准《煤矿矿井井底车场设计规范》MT/T 5027的规定和现行《煤矿安全规程》的有关规定。
4.3 主要硐室
4.3.1 井下硐室应根据设备安装尺寸进行布置,并应便于操作、检修和设备更换,符合防水、防火等安全要求。
4.3.2 井下主要硐室位置的选择,应符合下列规定:
1 应选择在稳定坚硬岩层中,并应避开断层、破碎带、含水岩层;
2 井下硐室不得布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中。
4.3.3 井下设置的主排水泵房、管子道、水仓、主变电所、架线电机车修理间及变流室、蓄电池电机车修理间及充电变流室、防爆柴油机车修理及加油(水)站、推车机及翻车机硐室、自卸矿车卸载站、爆炸材料库及发放硐室、消防材料库、防水闸门硐室等各主要硐室,其平面和空间布置、安全设防及通风要求、支护方式及水仓有效容量等,必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。具体技术要求尚应符合国家现行标准《煤矿矿井井底车场硐室设计规范》MT/T 5026的规定。
4.3.4 罐笼提升的立井井筒与井底车场连接处两侧巷道,均应设置双侧人行道,各边宽度不应小于1.0m。连接处巷道高度和长度,应满足设备布置和通过最长材料、最大件设备及罐笼同时进出车层数要求,其净高不应小于4.5m,长度不应小于5.0m。
4.3.5 箕斗装载硐室布置,应根据主井提升方式,装载设备布置,便于设备安装、检修、更换和行人安全等因素确定。
箕斗装载硐室位置,当大巷采用矿车运煤时,一般宜设在运输水平以下;当大巷采用带式输送机运煤时,围岩条件适宜,宜抬高设在运输水平以上。
4.3.6 井底煤仓位置应根据大巷运输方式、装载硐室位置、围岩条件及装载胶带机巷与装载硐室相互联接关系等因素经比较确定,并应符合下列规定:
1 井底煤仓宜选用圆形直仓;
2 布置两个及以上的井底煤仓时,煤仓间应留有岩柱,其大小由煤仓所处围岩的岩性确定,但净岩柱不应小于其中最大煤仓掘进直径的2.5倍;
3 井底煤仓的有效容量可按下式计算:
Qmc=(0.15~0.25)Amc (4.3.6)
式中 Qmc——井底煤仓有效容量(t);
Amc——矿井设计日产量(t);
0.15~0.25——系数。中型矿井取大值,大型矿井取小值。
4 斜煤仓应采用耐磨材料铺底,其倾角不宜小于60°。
4.3.7 清理撒煤硐室及水窝泵房布置应根据井筒淋水量、撒煤量、井底与运输大巷相对关系和清理方式等因素确定,并应符合下列规定:
1 当主井底在运输水平以下时,应将撒煤、淋水引至井筒外侧,设置清理斜巷及清理、排水硐室;主井底在运输水平时,应在运输水平设清理硐室,不设排水硐室;
2 副立井井底清理方式,当主井底在运输水平以下时,可设泄水巷,将淋水引入主井底集中清理,或在副立井底水窝设水泵房单独进行清理,但应设置便于行人的通道;
3 撒煤清理应机械化清理。
5 井下开采
5.1 采区布置
5.1.1 矿井达到设计生产能力时的初期采区位置,应符合下列规定:
1 和井田内其他采区相比,煤层赋存条件好,地质构造和开采技术条件简单,地质勘查程度高;
2 资源可靠、可采储量丰富,探明的经济基础储量比例不应低于井田内其他采区;
3 采区生产能力大,服务年限长,能保证接替采区的正常接替;
4 地面一般应无影响开采的重要建(构)筑物,村庄少;
5 首采区应位于工业场地保护煤柱线附近,工程量省、贯通距离短;
6 当有中央采区时,中央采区应作为矿井首采采区。
5.1.2 采区设计生产能力,应根据采区内地质条件、煤层生产能力、采掘机械化程度、同时生产的采煤工作面个数及其接替关系等因素,经综合论证后确定。
采区内同时生产的采煤工作面个数,应体现工作面合理集中生产和保证工作面正常接替的原则,并符合下列规定:
1 综合机械化装备的采区,同时生产的综采工作面宜为1个,条件适宜的盘区可布置2个综采工作面;
2 普通机械化装备的采区,当开采单一煤层时,回采工作面不应超过2个;近距煤层群联合布置开采,经工作面接替排产适宜时,可布置3个普采工作面;
3 开采有煤与瓦斯突出的煤层和开采有冲击地压的煤层,采区内采掘工作面布置,必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
5.1.3 矿井同时生产的采区个数,应体现采区合理集中生产和保证采区正常接替的原则,一般不宜超过3个,条件适宜时可考虑一矿一区一面。
5.1.4 除保证矿井设计生产能力所需的初期采区和工作面个数外,不应配置备用采区和备用工作面。
5.2 采煤方法及工艺
5.2.1 采煤方法及工艺的选择,应符合下列规定:
1 选择采煤方法,应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、设备状况及其发展趋势等因素,以安全、高效、低成本、高回收率为目的,经综合技术经济比较后确定;
2 大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主,条件适宜的中型矿井,也宜采用综采工艺;
3 设计生产能力3.0Mt/a及以上的矿井,条件适宜,应采用先进成套综采设备,设计高产高效采煤工作面。
5.2.2 缓倾斜、倾斜煤层采煤方法及工艺的选择,应符合下列规定:
1 缓倾斜、倾斜煤层一般应采用长壁采煤法。当煤层倾角大于12°时,宜采用走向长壁采煤法后退式开采;当煤层倾角小于12°且条件适宜时,可采用倾斜长壁采煤法后退式开采;
2 低瓦斯矿井,地质构造简单,煤层厚度小于2.5m,煤层不易自燃,可采用长壁采煤法前进式开采;
3 煤层倾角大于35°时,可采用伪斜走向长壁采煤法后退式开采;
4 地质条件、煤层赋存条件及开采技术条件适宜时,可采用连续采煤机开采的房柱式或短壁采煤法;
5 厚度5m以上的无煤与瓦斯突出危险煤层,符合现行《综合机械化放顶煤开采技术规定》条件的,宜采用综放开采工艺。不具备综放开采条件的,应采用分层综采或分层普采工艺;
6 厚度4.0~5.5m的煤层,地质构造较简单、煤层赋存稳定、煤层较硬,宜采用一次采全高综采工艺。不具备一次采全高综采工艺条件的,宜采用分层综采或普采工艺;
7 厚度1.5~4.0m的煤层,地质构造简单、煤层赋存稳定,应采用综采工艺。不具备综采条件的,宜采用普采工艺;
8 厚度1.5m以下的煤层,条件适宜,应积极推行薄煤层综采工艺。不具备综采条件的可采用普采工艺。
5.2.3 急倾斜煤层采煤方法及工艺的选择,应符合下列规定:
1 厚度大于15m的无煤与瓦斯突出煤层,条件适宜,应采用水平分段综采放顶煤工艺。不适宜综采放顶煤开采工艺时,可采用水平分层普采或爆破装煤开采工艺;
2 厚度7~15m的煤层,宜采用水平分层或斜切分层采煤方法;
3 厚度2~6m、倾角大于55°、赋存较稳定的煤层,宜采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法,其工作面伪倾斜角度以煤炭能自溜为宜;
4 当煤层赋存条件不适宜采用本条1~3款的采煤方法时,可根据具体条件采用伪俯斜走向分段密集采煤法、伪俯斜掩护支柱采煤法、正台阶采煤法等。
5.2.4 旱采机械化开采有一定困难的无煤与瓦斯突出危险煤层,可采用水力采煤方法及工艺,但需经技术经济比较,且和旱采相比在开拓、开采、安全、效率、效益等方面具有较明显优势。水力采煤方法及工艺应符合本规范附录D的规定。
5.2.5 初期采区地面有村庄或其他建(构)筑物,应按搬迁规划迁移,一般不宜实施建(构)筑物和村庄压煤开采。当村庄或建(构)筑物无法迁移,且经技术经济论证压煤开采可行、合理时,可实施压煤开采,但采煤方法和技术措施必须符合现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定。
5.3 采区巷道布置
5.3.1 采区巷道布置方式应根据煤层赋存条件、开采技术条件、采煤方法、采掘机械化装备水平、采区运输方式、采区设计生产能力等因素,经技术经济比较后确定。
5.3.2 无煤与瓦斯突出危险的矿井,采区准备巷道层位的选择,应体现煤巷布置为主、少布置岩巷的原则。凡煤层倾角及顶底板岩性条件适宜,采区上(下)山及分阶段平巷均应布置在煤层中。
有煤与瓦斯突出危险的矿井,采区巷道布置应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
5.3.3 高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井的每个采区和开采容易自然煤层的采区,或低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采联合布置的采区,均必须按现行《煤矿安全规程》的有关规定设置专用回风巷;采区进、回风巷严禁一段进风、一段回风。
5.3.4 采煤工作面回采巷道(包括工作面运输巷和回风巷),一般应采用单巷布置。当煤层瓦斯含量大、采区涌水量大,或因掘进、通风、运输等要求,单巷布置不能满足要求时,可采用双巷或多巷布置,但应明确巷间煤柱的回收措施。
5.3.5 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层、厚煤层分层开采,条件适宜,回采巷道应采用无煤柱护巷工艺;厚度小于2.5m、不易自燃或自燃煤层,可采用沿空留巷。沿空掘巷和沿空留巷,应采取巷旁密闭或充填措施。
5.3.6 采区巷道断面,必须以支护最大允许变形后的断面能满足通风、运输、行人、管线及设备安装检修等需要为原则确定。净断面的选取,应符合现行《煤矿安全规程》和国家现行标准《煤矿矿井巷道断面及交岔点设计规范》MT/T 5024的有关规定。
5.3.7 采区巷道支护形式,应根据围岩性质、巷道用途及服务年限、巷道受采动影响程度等因素确定。岩石巷道宜采用光爆锚喷支护,煤及半煤岩巷道宜采用锚杆、锚带、锚网、锚索、金属支架等支护。
5.4 巷道掘进与掘进机械化
5.4.1 掘进工作面个数应根据采区及回采工作面数目及装备、回采工作面推进度、采区巷道工程量、所选掘进设备及单进指标等因素确定,配备的掘进工作面应能确保回采工作面和采区的正常接替。
5.4.2 设计应结合具体条件,选用与地质、采矿条件相适应的先进掘进设备。
5.4.3 矿井掘进机械配备应符合下列规定:
1 全煤巷道及半煤岩巷道掘进:
1)综合机械化采煤的矿井,应采用综合掘进机组或连续采煤机组掘进。配备掘进机及相应的后配套设备;
2)普通机械化采煤的矿井,应采用钻爆法掘进。配备电钻、装煤机及相应的后配套设备。
2 全岩巷道掘进:
1)大型矿井大断面岩石平巷掘进,宜配备液压钻车及相应的后配套设备;
2)中型矿井岩石巷道或大型矿井小断面岩巷掘进,应配备气腿式风动凿岩机及相应的后配套设备;
3)溜煤眼、煤仓、急倾斜中厚及厚煤层上、下山掘进,可配备反井钻机。
5.4.4 掘进速度应根据设备技术特征经计算后确定。不同机械化程度的平巷掘进速度不宜低于表5.4.4的规定。

注:1 倾角大于8°的上、下山的掘进速度,其修正系数,上山0.9,下山0.8;
2 有煤与瓦斯突出危险的煤层巷道掘进速度应采用0.8进行修正。
6 井下运输
6.1 一般规定
6.1.1 井下运输设计应符合下列规定:
1 应综合分析井下煤炭、矸石、物料、设备及人员运输等因素,选择系统简单、环节少、运营费用低的运输方案;
2 大型矿井煤的运输,应进行煤流系统的优化设计;
3 井下煤炭运输系统,应减少运输、转载过程中煤的破碎及降低粉尘;
4 辅助运输方式的选择应与矿井地质条件、煤层赋存条件及井型相适应。
6.2 井下煤炭运输
6.2.1 主要运输大巷煤炭运输设备,应根据矿井开拓布置、运距、运量及运输费用等因素经方案比较确定,并应符合下列规定:
1 条件适宜的大、中型矿井,大巷煤炭运输应优先选用带式输送机;
2 大巷运输系统采用轨道运输时,应根据运距、运量选择机车和矿车。
大巷运煤矿车类型,宜按表6.2.1选取;当有运距、运量要求时,经技术经济论证,也可采用大于5t的矿车。

6.2.2 大巷运煤采用矿车时,运输大巷或石门和输送机上、下山之间应设采区煤仓;大巷采用带式输送机运煤,有条件时也应设采区煤仓;当输送机大巷和输送机上、下山均布置在煤层中,无条件利用高差布置采区煤仓时,应对带式输送机系统的设备能力选择进行优化,或经技术经济综合论证合理,可设置水平煤仓。
采区煤仓的设置及容量应符合国家现行标准《煤矿矿井采区车场及硐室设计规范》MT/T 5028的有关规定。
6.2.3 采区上、下山煤炭运输方式,应符合下列规定:
1 开采倾斜、急倾斜煤层时,采用大倾角带式输送机、上链式输送机、搪瓷或铸石溜槽、溜煤眼;
2 开采缓倾斜煤层,采用普通带式输送机向上运煤倾角不宜大于18°,向下运煤倾角不应大于16°。
6.2.4 采煤工作面及顺槽煤炭运输,应采用输送机,并应符合下列规定:
1 采煤工作面输送机小时运输能力,应大于回采工作面采煤机设计采用的小时生产能力;
2 采煤工作面顺槽输送机小时运输能力,不应小于回采工作面输送机的小时运输能力;
3 采区内只有一个采煤工作面时,采区上、下山输送机的小时运量,不应小于采煤工作面运输顺槽输送机的小时运量;当采区内有一个以上采煤工作面同时生产时,应根据具体条件计算上、下山输送机能力。有条件时,应在采煤工作面运输顺槽与上、下山之间设置缓冲煤仓。
6.3 井下辅助运输
6.3.1 井下辅助运输系统,应根据井下开拓部署、煤的运输方式、辅助运输物料和人员的运距、运量等因素综合比较确定,并应符合下列规定:
1 减少辅助运输环节及转载次数;
2 减少辅助运输人员,提高运输效率;
3 当大巷、采区上、下山沿煤层布置,且倾角适宜时,从井底车场至大巷,采区上、下山至回采工作面顺槽宜实行直达运输;
4 当矿井用平硐开拓或副井为斜井,采区上、下山沿煤层布置且倾角适宜时,宜从地面至井底车场、大巷、采区上、下山至回采工作面顺槽实行直达运输系统;
5 开采近水平煤层的大型矿井,煤的运输采用带式输送机,条件适宜时,辅助运输可优先选用无轨运输系统。
6.3.2 煤巷及半煤岩巷道掘进煤和矸石,有条件时,可汇入回采煤流系统;少量岩巷掘进矸石,有条件时可在井下处理,尽量不上井。
6.3.3 辅助运输设备宜按下列要求选择:
1 当采用无轨运输系统时,应采用矿用防爆型低污染无轨胶轮车;
2 当组成直达运输系统且倾角适宜时,可选用齿轨机车、卡轨机车、胶套轮机车;
3 当组成直达运输系统,而上、下山倾角较大或巷道底板底鼓严重时,可选用单轨吊车;
4 当不适合直达运输时,可选用绳牵引式轨道运输设备。
6.3.4 辅助运输车辆配置应根据运输方式、运送物料及设备种类确定,并应符合下列规定:
采用机车运输时,应符合下列规定:
1)运送矸石、材料选用1t和1.5t固定车箱式矿车及材料车;
2)运送大件重型设备应配备专用平板车;
3)拱型支架用量较大时,可配备专用车辆;
4)运送特种材料,根据具体要求选用相应车辆;
5)运送人员应配备人员专用车辆;
2 采用单轨吊车,应配备运输各种材料、设备的专用容器、集装箱及人车;
3 采用矿用防爆型无轨胶轮车,应配备液压支架搬运车、多功能车和人员专用车辆等。
6.4 矿井车辆配备数量
6.4.1 采用矿车运煤时,矿车配备数量应根据运输系统、运距、运量和列车组成数量等因素计算确定,并应符合下列规定:
1 采用固定式矿车运煤时,矿井所需矿车数量,应按使用地点,以排列法计算;
2 采用底卸式、侧卸式矿车运煤时,应根据列车运行图表,计算需用矿车数量;辅助运输用固定式矿车数量,应采用排列法计算;
3 大巷采用带式输送机运煤时,应根据掘进运输方式,按使用地点,以排列法计算固定式矿车数量;
4 运煤矿车备用数量,一般宜为使用数量的10%~15%;辅助运输车辆备用数量宜为使用数量的5%~10%。
6.4.2 矿井辅助运输车辆配备数量,应根据运输系统、巷道特征,采掘机械化水平等因素计算确定,并应符合下列规定:
1 平板车配备数量:综采矿井每个回采工作面配备放置设备用的平板车宜为25辆;全矿井可配备回采工作面搬迁时运送设备的平板车60辆,配备运送其他设备的平板车20辆。普采矿井,配备平板车宜为30辆;
2 矿井各类材料车应根据运距和运量计算确定;
3 大巷采用人车运送人员时,人车数量应按最大班下井人员在40~60min内运完计算;主要倾斜井巷采用人车运送人员时,其人车数量根据计算确定;
4 采用单轨吊车、卡轨机车、齿轨机车、胶套轮机车、无轨胶轮车等现代化辅助运输设备时,其辅助运输车辆及配套的运输设施等数量,应根据矿井运输系统、装卸地点、运距、运量等具体条件计算确定;
5 各类平板车、材料车和人员运送车辆等的备用量,一般宜为矿井使用量的5%~10%。
7 通风与安全
7.1 通 风
7.1.1 矿井通风设计必须符合下列规定:
1 将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所,保证安全生产和良好的劳动条件;
2 通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力;
3 发生事故时,风流易于控制、人员便于撤出;
4 有符合规定的井下环境及安全监测监控系统;
5 符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.1.2 矿井通风系统,应根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性等条件,通过技术经济比较后确定,并应符合下列规定:
1 有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井,应采用对角式或分区式通风;当井田面积较大时,初期可采用中央式通风,逐步过渡为对角式或分区式通风;
2 矿井通风方法宜采用抽出式。当地形复杂、露头发育、老窑多,采用多风井通风有利时,可采用压入式通风。
7.1.3 矿井的总进风量,应按井下同时工作最多人数所需总风量和按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和(即累加法)分别进行计算,并选取其中最大值。累加法计算应符合下式规定:
Qkj=(∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qqt)Kkt (7.1.3)
式中 Qkj——矿井的总进风量(m3/min);
∑Qcj——采煤工作面实际需要风量的总和(m3/min);
∑Qjj——掘进工作面实际需要风量的总和(m3/min);
∑Qdj——独立通风的硐室实际需要风量的总和(m3/min);
∑Qqt——除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和(m3/min);
Kkt——矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素),宜取1.15~1.25。
注:1 采煤工作面实际需要的风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、人数等分别计算,取其中最大值,并用风速验算;
2 掘进工作面实际需要的风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、炸药用量、人数分别计算,取其中最大值,并用风速验算;
3 独立通风的硐室实际需要的风量,应根据不同类型硐室分别计算,机电设备散热量大的硐室,应按机电设备运转的发热量计算,充电硐室应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算,其他硐室可按经验值配风;
4 其他井巷实际需要的风量,应按瓦斯涌出量和最低风速分别计算,取其中、最大值;
5 抽放瓦斯的矿井,应按抽放瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量;
6 高瓦斯矿井及有热害的矿井,矿井风量应分水平计算。
7.1.4 进、回风井,风硐和主要进、回风巷道的风速,应小于现行《煤矿安全规程》规定的最高风速。抽放瓦斯专用巷道的风速不应低于0.5m/s。
7.1.5 矿井通风的设计负(正)压,一般不应超过2940Pa。表土层特厚、开采深度深、总进风量大、通风网路长的大深矿井,矿井通风设计的后期负压可适当加大,但后期通风负压不宜超过3920Pa。
7.1.6 矿井井巷的局部阻力,新建矿井及扩建矿井独立通风的扩建区宜按井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
7.1.7 进、出风井井口的标高差在150m以上,或进、出风井口标高相同但井深400m以上,宜计算矿井的自然风压。
7.1.8 多风机通风系统,在满足风量按需分配的前提下,各主通风机的工作风压应接近。当通风机之间的风压相差较大时,应减少共用风路的风压,使其不超过任何一个通风机风压的30%。
7.2 防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出
7.2.1 井下防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出和防冲击地压的设计,必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
作为设计依据的煤尘爆炸性、煤层的自然倾向性、煤与瓦斯突出危险性必须按国家授权单位提出的鉴定意见确定。
7.2.2 水患严重的矿井,应根据矿井的自然条件、技术条件、经济效益以及环境保护等因素,采取以预防为主的综合防治水措施,并应按有关规定配备设备。
矿井设计必须按现行《煤矿安全规程》的有关规定留设各种防水煤(岩)柱,防水煤(岩)柱的尺寸,应按现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定计算确定。
水文地质条件复杂或有突水淹井危险的矿井,必须在井底车场周围设置防水闸门。在其他有突水危险的地区,只有在其附近设置防水闸门后,方可掘进。
7.2.3 矿井设计必须采取综合防尘措施:掘进工作面应采取湿式凿岩、喷雾洒水、选择适当的局部通风除尘系统、风流净化、机械捕尘、个体防护等综合防尘措施;回采工作面应采取煤层注水、采空区灌水、喷雾洒水、通风除尘、个体防护等综合防尘措施。有煤尘爆炸危险的矿井,应按现行《煤矿安全规程》的规定,设置水棚或岩粉棚。
7.2.4 开采自然和容易自燃的煤层,应合理选择采煤方法、巷道布置、巷道支护形式和通风系统;应根据自燃危险等级采取建立灌浆系统、使用阻化剂、均压技术、配备惰气灭火装置等综合防灭火措施;并应符合下列规定:
1 灌浆系统必须配套,其布置方式应适应防灭火灌浆的要求;
2 采区设计必须明确规定巷道布置方式、隔离煤柱尺寸、灌浆系统、疏水系统、预筑防火墙的位置以及采掘顺序。
3 灌浆材料、防火墙建筑材料不得采用具有可燃性、毒性、辐射性材料。灌浆材料应根据矿井的具体条件选择粘土、不可燃岩粉、粉煤灰、砂等不可燃材料。
7.2.5 开采有煤与瓦斯突出危险的煤层时,应根据突出危险性预测,选择合适的防治突出措施,并应符合下列规定:
1 在突出矿井中开采煤层群时,应首先开采保护层。保护层的选择,应优先选择无突出危险的煤层作为保护层;当突出危险煤层的上、下均有保护层时,应优先选择上保护层;当矿井中所有煤层都有突出危险时,应选择突出危险程度较小的煤层作为保护层;
2 保护层的有效保护范围,应根据邻近矿井的经验确定;若无邻近矿井参考时,可按《防治煤与瓦斯突出细则》设计;
3 开采保护层的矿井,被保护层的巷道必须布置在保护范围内;开采下保护层时,不得破坏被保护层的开采条件;
4 开采单一煤与瓦斯突出危险煤层和保护层开采后的未保护区,当煤层透气性系数大于或等于0.001mD(毫达西)时—,应采用预抽煤层瓦斯防治突出措施。
7.2.6 开采有冲击地压的煤层群时,应符合下列规定:
1 必须首先开采保护层。选作保护层的煤层应是无冲击地压或冲击地压较弱的煤层。
2 保护层的有效范围应根据邻近矿井的经验确定,或与类似条件矿井的实测数据比较后确定;
3 未受保护的煤层和地区,必须采取放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前爆破松动煤体等措施,并应按有关规定配备设备。煤层注水压力应根据地应力和煤的硬度等因素确定。注水后煤层水分不应低于4%;
4 开采冲击地压煤层时应采用垮落法控制顶板,切顶支架应有足够的工作阻力;
5 对冲击地压煤层,应根据顶板岩性掘进宽巷或沿采空区边缘掘进巷道。巷道支护严禁采用混凝土、金属等刚性支架。双巷掘进时,两条平行巷道之间的煤柱不得小于8m,联络巷道应与两条平行巷道垂直。
7.3 抽放瓦斯
7.3.1 矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大,当采用通风方法解决瓦斯问题不合理、绝对瓦斯涌出量达到现行《煤矿安全规程》的有关规定和开采有煤与瓦斯突出危险煤层时,必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。
7.3.2 抽放瓦斯设施应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.3.3 矿井抽放瓦斯设计,应与矿井开采设计同步进行,并应符合下列规定:
1 设计依据的瓦斯参数,应根据批准的勘探地质报告提供的资料和经国家授权单位对矿井瓦斯危险程度的鉴定意见选取;
2 合理安排掘进、抽放、回采三者的超前和接替关系,保证抽放瓦斯所需的时间,提高抽放效果;
3 对工作面瓦斯涌出量、抽放量、工作面通风方式和工作面产量及矿井生产能力之间的关系应进行充分分析论证,做到“以面定产”、“先抽后采,以风定产”;
4 尽可能利用开拓、准备、回采巷道抽放瓦斯,必要时可考虑专用抽放瓦斯巷道;
5 抽放瓦斯设计,应进行矿井瓦斯资源的利用评价
7.3.4 抽放瓦斯方法、方式的选择,应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定,并应符合下列规定:
1 各抽放瓦斯矿井均应采取开采层、邻近层和采空区相结合的综合抽放方法;
2 无采动卸压煤层抽放瓦斯,主要采取巷道抽放、顺层钻孔和穿层钻孔抽放方法及其他人为强制性卸压措施。穿层钻孔抽放时,宜采用网格式密集钻孔;顺层钻孔宜采用大孔径、长钻孔、高负压抽放;
3 无解放层的突出煤层,开采前宜用网格式密集钻孔区域预抽。
7.3.5 在井下建立临时抽放泵站或采用移动泵站进行局部瓦斯抽放时,应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.3.6 设计瓦斯抽放率,可根据邻近生产矿井或类似条件矿井数值选取,并应符合现行《矿井瓦斯管理规范》的有关规定。
7.3.7 当瓦斯抽放量稳定,抽放瓦斯浓度超过30%时,瓦斯应综合利用。
7.3.8 矿井抽放瓦斯设备应符合下列规定:
1 矿井抽放瓦斯设备能力,应能满足抽放瓦斯设备服务范围内的最大瓦斯抽放量和最大抽放负压要求,其设备富余能力不应小于15%。
2 抽放瓦斯泵及其附属设备,至少应有1套备用。
3 抽放瓦斯泵站内的电气设备、照明和其他电气仪表,应采用矿用防爆型。
7.3.9 矿井瓦斯抽放站应设在工程地质条件稳定的地带,并应有扩建的可能性及便于管路安装和敷设。
7.4 安全监测、监控
7.4.1 安全监测监控系统的类型及监测参数种类,应根据矿井的灾害种类及程度确定。
7.4.2 高瓦斯、煤(岩)与瓦斯突出矿井,必须装备矿井安全监控系统;低瓦斯矿井亦应装备矿井安全监控系统。装备矿井安全监控系统的矿井,甲烷传感器和其他传感器的设置地点与监控范围,必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.4.3 石门揭穿煤(岩)与瓦斯突出煤层及突出的掘进工作面,应设置连续监测的突出危险预测预报装置,并应接入矿井安全监控系统。
7.4.4 在回采工作面、掘进工作面、锚喷及煤流转载点等处,应设置粉尘监测装置。
7.4.5 井下带式输送机、主要机电硐室和有自燃危险的采区,应设置连续式火灾监测装置,并应接入矿井安全监测监控系统。
7.4.6 冲击地压严重的矿井应设置预报监测装置,并应接入矿井安全监测监控系统。
7.4.7 矿井采区进回风巷、总回风巷、主通风机风硐,应设置连续风速传感器;局部通风机应设置开、停状态传感器。并应接入矿井安全监测监控系统。
7.4.8 有抽放瓦斯系统的矿井,应设置抽放瓦斯监控系统,并应接入矿井安全监测监控系统。
监控系统应能监测抽放管道中的瓦斯浓度、负压、流量和一氧化碳参量,同时还应能监控抽放站内瓦斯泄漏,并能报警和断电。
7.4.9 气温超限矿井,应在进风井口和井下主要巷道、采掘工作面及机电硐室等井下作业的主要地点设置气象参数观测点,配备自动记录式气象检测仪表,并应接入矿井安全监测监控系统。
7.5 矿井热害防治
7.5.1 井下采掘工作面和机电硐室的空气温度,均应符合现行《煤矿安全规程》的规定。
7.5.2 新建、改扩建矿井设计时,应根据井田勘探地质报告及建设单位提供的有关资料,采用经鉴定的气温预测方法,进行矿井气温预测计算,超温地点应有降温措施。
7.5.3 对气温超限矿井,应采取综合降温措施。
7.5.4 采用非人工制冷降温,应根据矿井的具体条件,综合采用利用天然冷源、增加供风量或提高作业人员集中处的局部风速、下行通风或同流通风等有利于降温的通风方式、回避井下热源、隔绝或减少热源向进风流散热、疏放或封堵热水、个体防护等措施。
7.5.5 采用人工制冷降温,应根据矿井地质条件、开拓开采系统、巷道布置、矿井通风系统、制冷降温范围、采深、冷负荷、矿井涌水量及水质和水温、回风风量和温度、采掘机械化程度、热源及条件类似矿井的经验,进行技术经济论证后,选用井下移动式空调或压缩空气制冷等局部降温措施、地面集中空调系统、地面与井下联合空调系统等降温方式。
7.5.6 井下空气处理应符合下列规定:
1 井下空气处理设备、设施,应根据空调系统和需处理的空气量、冷负荷等,综合采用直接蒸发式、水冷表面式、喷淋式冷却器或喷淋硐室;
2 井下空气处理方式可采用集中处理或在各降温地点分别处理;
3 当需处理的空气量较大、冷负荷较大或狭长空间自然空气温度差大于10℃,用单一空气处理设备或设施难以达到效果或不经济时,宜采用综合的空气处理方式。
4 空气处理设备的处理风量,应根据冷负荷与送风温差确定,但不得大于供给所在巷道处的风量。对掘进工作面,其处理风量不得超过该工作面全负压供给该处风量的70%。
7.5.7 制冷机冷凝热排除方式应根据降温方式、冷凝热量、水源的水质和水量及水温、矿井回风风量和温度、采深等因素确定,并应符合下列规定:
1 地面排除冷凝热时,可采用冷却塔或天然水体;
2 当采用井下集中空调系统降温方式时,如果井下水水质、水量、水温合适或经处理合适,应优先采用井下水排除冷凝热;井下水不适用时,应对矿井回风排除冷凝热、将冷凝器循环冷却水排至地面进行降温处理等排放方式进行技术经济比较后确定;
3 井下利用回风排除冷凝热时,回风风流湿球温度不宜高于29℃。
7.5.8 制冷剂的选择,应符合防火、不爆炸、无毒、冷凝温度高、冷凝压力低、价廉、环保等要求。
7.5.9 制冷机冷负荷备用系数可取1.10~1.20,制冷设备数量不宜少于2台。当冷负荷较大时,宜选用大型制冷机。
7.5.10 当制冷站设在地面时,制冷机房设计与布置应符合现行国家标准《采暖通风与空气调节设计规范》GB 50019的有关规定。制冷机房位置距进风井口的距离不宜小于50m,且处于夏季主导风向下方。
7.5.11 当制冷站设在井下时,制冷硐室的位置和布置应有利于供冷和排除冷凝热,并满足设备的搬运、安装、维修、操作和安全等要求。
7.5.12 井深大于600m时,采用地面集中空调系统的冷量传输必须有耦合装置。耦合方式的选择应考虑安全、节能、高效、维护管理方便等因素,经技术经济论证后,选用壳管式高低压换热器、水能回收装置、多腔热压转换器等设备。
7.5.13 冷量传输管道的供水管应隔热。回水管是否隔热,应根据回水管所在的环境温度确定。冷量传输应符合下列规定:
1 管道隔热材料与结构应能防火、防潮、隔气、无毒,避免“冷桥”产生,温升不应高于0.6℃/1000m;
2 管道可采用壁挂、架空或地沟形式敷设,输冷管不宜布置在回风巷中;
3 低温冷媒宜根据原材料的来源、腐蚀性、水溶性、冷媒温度和价格等因素,采用氯化钙溶液、乙二醇水溶液或丙三醇等水溶液,溶液的浓度应根据冷媒温度确定。
7.5.14 矿井制冷系统中的供冷系统和冷却水系统的管网应进行水力平衡计算。水力系统设计应符合现行国家标准《建筑给水排水设计规范》GB 50015及《采暖通风与空气调节设计规范》GB 50019的有关规定。




附录C 矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计资源/储量类型及计算
C.1 矿井预可行性研究资源/储量类型及计算
(详查地质报告为基础)
C.1.1 矿井地质资源量:详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括控制的内蕴经济的资源量332、推断的内蕴经济的资源量333。
C.1.2 矿井工业资源/储量:地质资源量中控制的资源量332,经分类得出的经济的基础储量122b、边际经济的基础储量2M22连同地质资源量中推断的资源量333的大部,归类为矿井工业资源/储量。
矿井工业资源/储量应依据本规范附录A和附录B的分类原则和指标,对控制的资源量进行预可行性综合评价和经济意义分类;对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数。矿井工业资源/储量的归类框架:

C.1.3 矿井设计资源/储量:矿井工业资源/储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)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量,称矿井设计资源/储量。
C.1.4 矿井设计可采储量:矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率,为矿井设计可采储量。
C.2 矿井预可行性研究资源/储量类型及计算
(勘探地质报告为基础)
C.2.1 矿井地质资源量:勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括探明的内蕴经济的资源量331、控制的内蕴经济的资源量332、推断的内蕴经济的资源量333。
C.2.2 矿井工业资源/储量: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121b和122b、边际经济的基础储量2M21和2M22,连同地质资源量中推断的资源量333的大部,归类为矿井工业资源/储量。
矿井工业资源/储量应依据本规范附录A和附录B的分类原则和指标,对探明的和控制的资源量进行预可行性综合评价和经济意义分类;对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数。矿井工业资源/储量的归类框架:

矿井工业资源/储量按下式计算:
矿井工业资源/储量=121b+122b+2M21+2M22+333k (C.2.2)
C.2.3 矿井设计资源/储量:计算原则按本附录C.1.3。
C.2.4 矿井设计可采储量:计算原则按本附录C.1.4。
C.3 矿井可行性研究和初步设计资源/储量类型及计算
(勘探地质报告为基础)
C.3.1 矿井地质资源量:归类和计算原则按本附录C.2.1。
C.3.2 矿井工业资源/储量: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,连同地质资源量中推断的资源量333的大部,归类为矿井工业资源/储量。
矿井工业资源/储量应依据本规范附录A和附录B的分类原则和指标,对探明的和控制的资源量进行可行性综合评价和经济意义分类;对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数。矿井工业资源/储量的归类框架:




编码的第1位数表示经济意义:1代表经济的,2M代表边际经济的,2S代表次边际经济的,3代表内蕴经济的;
第2位数表示可行性评价阶段:1代表可行性研究,2代表预可行性研究,3代表概略研究;
第3位数表示地质可靠程度:1代表探明的,2代表控制的3代表推断的,4代表预测的。变成可采储量的那部分基础储量,在其编码后加英文字母“b”以示区别于可采储量。
具体含义见表1。

2.储量分类的经济意义
对地质可靠程度不同的查明矿产资源,经过不同阶段的可行性评价,按照评价当时经济上的合理性可以划分为经济的、边界经济的、次边界经济的、内蕴经济的。
1)经济的:其数量和质量是依据符合市场价格确定的生产指标计算的。在可行性研究或预可行性研究当时的市场条件下开采,技术上可行,经济上合理,环境等其他条件允许,即每年开采矿产品的平均价值能足以满足投资回报的要求。或在政府补贴和(或)其他扶持措施条件下,开发是可能的。
2)边际经济的:在可行性研究或预可行性研究当时,其开采是不经济的,但接近于盈亏边界,只有在将来由于技术、经济、环境等条件的改善或政府给予其他扶持的条件下可变成经济的。
3)次边际经济的:在可行性研究或预可行性研究当时,开采是不经济的或技术上不可行,需大幅度提高矿产品价格或技术进步,使成本降低后万能变为经济的。
4)内蕴经济的:仅通过概略研究做了相应的投资机会评价,末做预可行性研究或可行性研究。由于不确定因素多,无法区分其是经济的、边际经济的,还是次边际经济的。
3.经济储量
1)可采储量(111):探明的经济基础储量的可采部分。是指在已按勘探阶段要求加密工程的地段,在三维空间上详细圈定了矿体,肯定了矿体的连续性,详细查明了矿床地质特征、矿石质量和开采技术条件,并有相应的矿石加工选治试验成果,己进行了可行性研究,包括对开采、选冶、经济、市场、法律、环境、社会和政府因素的研究及相应的修改,证实其在计算的当时开采是经济的。计算的可采储量及可行性评价结果,可信度高。
2)预可采储量(121):探明的经济基础储量的可采部分。是指在已达到勘探阶段加密工程的地段,在三维空间上详细圈定了矿体,肯定了矿体连续性,详细查明了矿床地质特征、矿石质量和开采技术条件,并有相应的矿石加工选冶试验成果,但只进行了预可行性研究,表明当时开采是经济的。计算的可采储量可信度高,可行性评价结果的可信度一般。
3)预可采储量(122):控制的经济基础储量的可采部分。是指在已达到详查阶段工作程度要求的地段,基本上圈定了矿体三维形态,能够较有把握地确定矿体连续性的地段,基本查明了矿床地质特征、矿石质量、开采技术条件,提供了矿石加工选冶性能条件试验的成果。对于工艺流程成熟的易选矿石,也可利用同类型矿产的试验成果。预可行性研究结果表明开采是经济的,计算的可采储量可信度较高,可行性评价结果的可信度一般。
4)探明的(可研)经济基础储量(111b):它所达到的勘查阶段、地质可靠程度、可行件评价阶段及经济意义的分类同111所述,与其唯一的差别在于本类型是用未扣除设计、采矿损失的数量表述。
5)探明的(预可研)经济基础储量(121b):它所达到的勘查阶段、地质,可靠程度、可行性评价阶段及经济意义的分类同121所述,与其唯的差别在于本类型是用末扣除设计、采矿损失的数量表述。
6)控制的经济基础储量(122b):它所达到的勘查阶段、地质可靠程度、可行性评价阶段及经济意义的分类同122所述,与其唯一的差别在于本类型是用未扣除设计、采矿损失的数量表述。
4.边际经济储量
1)探明的(可研)边际经济基础储量(2M11):是指在达到勘探阶段工作程度要求的地段,详细查明了矿床地质特征、矿石质量、开采技术条件,圈定了矿体的二维形态,肯定了矿体连续性,有相应的加工选冶试验成果。可行性研究结果表明,在确定当时,开采是不经济的,但接近盈亏边界,只有当技术、经济等条什改善后才可变成经济的。这部分基础储量可以是覆盖全勘探区的,也可以是勘探区中的一部分,在可采储量周围或在其间分布。计算的基础储量和可行性评价结果的可信度高。
2)探明的(预可研)边际经济基础储量(2M21):是指在达到勘探阶段工作程度要求的地段,详细查明了矿床地质特征、矿石质量、开采技术条件,固定了矿体的三维形态,肯定了矿体连续性,有相应的矿石加工选冶性能试验成果,预可行性研究结果表明,在确定当时,开采是不经济的,但接近盈亏边界,待将来技术经济条件改善后可变成经济的。其分布特征同2M11,计算的基础储量的可信度高,可行性评价结果的可信度一般。
3)控制的边际经济基础储量(2M22):是指在达到详查阶段工作程度的地段,基本查明了矿床地质特征、矿石质量、开采技术条件,基本圈定了矿体的三维形态,预可行性研究结果表明,在确定当时,开采是不经济的,但接近盈亏边界,待将来技术经济条件改善后可变成经济的。其分布特征类似于2M11,计算的基础储量可信度较高,可行性评价结果的可信度一般。
5.次边际经济资源量
1)探明的(可研)次边际经济资源量(2S11):2S11是指在勘查工作程度已达到勘探阶段要求的地段,地质可靠程度为探明的,可行性研究结果表明,在确定当时,开采是不经济的,必须大幅度提高矿产品价格或大幅度降低成本后,才能变成经济的,计算的资源量和可行性评价结果的可信度高。
2)探明的(预可研)次边际经济资源量(2S21):2S21是指在勘查工作程度己达到勘探阶段要求的地段,地质可靠程度为探明的,预可行性研究结果表明,在确定当时,开采是不经济的,需要大幅度提高矿产品价格或大幅度降低成本后,才能变成经济的。计算的资源量可信度高,可行性评价结果的可信度一般。
3)控制的次边际经济资源量(2S22):2S22是指在勘查工作程度已达到详查阶段要求的地段,地质可靠程度为控制的,预可行性研究结果表明,在确定当时,开采是不经济的,需大幅度提高矿产品价格或大幅度降低成本后,才能变成经济的。计算的资源量可信度较高,可行性评价结果的可信度一般。
6.内蕴经济资源量
1)探明的内蕴经济资源量(331):331是指在勘查工作程度已达到勘探阶段要求的地段,地质可靠程度为探明的,但未做可行性研究或预可行性研究,仅作了概略研究,经济意义介于经济的次边际经济的范围内,计算的资源量可信度高,可行性评价可信度低。
2)控制的内蕴经济资源量(332):332是指在勘查工作程度已达到详查阶段要求的地段,地质可靠程度为控制的,可行性评价仅做了概略研究,经济意义介于经济的次边际经济的范围内,计算的资源量可信度较高,可行性评价可信度低。
3)推断的内蕴经济资源量(333):333是指在勘查工作程度只达到普查阶段要求的地段,地质可靠程度为推断的,资源量只根据有限的数据计算的,其可信度低。可行性评价仅做了概略研究,经济意义介于经济的次边际经济的范围内,可行性评价可信度低。
4)预测的资源量(334):334依据区域地质研究成果、航空、遥感、地球物理、地球化学等异常或极少量工程资料,确定具有矿化潜力的地区,并和己知矿床类比而估计的资源量,属于潜在矿产资源,有无经济意义尚不确定。
二、储量计算新旧分类标准对比
1.旧标准固体矿产储量分级
1993年我国制定《固体矿产地质勘探规范总则》(GB13908-92)规定,在勘探阶段或矿山开发过程中,用工程取样揭露了工业矿体的厚度和位置,测定了矿石质量,并且符合工业指标要求的矿体,根据地质条件计算储量,按地质勘探研究程度依次分为A、B、C、D、E五级。
全国矿产储量委员会1986年颁发的《煤炭资源地质勘探规范》,对煤炭储量分类、分级和最大计算深度作了明确规定,简要归纳介绍如下:
煤炭储量分级按勘探和研究程度,并考虑设计、生产的需要依次分为A、B、C、D四级,其中A+B+C级储量为工业储量;工业储量扣除设计损失和采矿损失为可采储量。而D级储量,称为远景储量,不作为建设设计依据。
A级储量通过较密集的勘探工程控制,对煤层、煤质、煤类、构造及岩浆岩等地质条件作了详细研究所计算的储量。
B级储量通过系统的勘探工程控制,对煤层、煤质、煤类、构造和岩浆岩等地质条件作了较详细研究所计算的储量,或者由A级储量块段根据规定外推的储量。
C级储量通过一定的勘探工程控制,对煤层、煤质、煤类和构造等地质条件作了一定研究所计算的储量,或者由B级储量块段根据规定外推的储量。
D级储量通过地质填图配合稀疏勘探工程控制,对煤层、煤质、煤类和构造等地质条件作了初步了解所计算的储量。
2.新旧资源储量分类分级对比
新标准是适应市场经济、与国际惯例接轨的一种全新的标准,严格地讲,新、旧标准的资源储量类(级)别是不能一一对比的。但新标准在修订过程中又充分考虑了我国的国情,所以,新、旧分类标准的内容仍有一定的联系,可以大致、相当的对比。新标准资源储量只有分类,没有分级,但可以把“探明的”、“控制的”、“推断的”、“预测的”看作“分级”。这样,新分类就把矿产资源分为“三类四级16个类型”。
在类别上:
经济的——相当于原表内矿的a亚类;
边际经济的——相当于原表内矿的b亚类;
次边际经济的——相当于原表外矿;
内蕴经济的——相当于其它储量。
在级别上:
探明的——相当于B级;
控制的——相当于C级;
推断的——相当于D级和部分E级。
综上所述,A+B、C、D级分别套成探明的、控制的及推断的。这仅仅是“相当于”,而不是“等于”。至于原规范各级储量与新规范中各个类型的一一对比,则要给原各级储量赋予经济意义后才能对比。
上述为单一及主要矿产储量,而共、伴生矿产储量,除尚难利用(表外)的储量其经济轴为2S外,其它(经济轴)与主矿产对应的资源储量分类编码一致。
2007年3月28日,国土资发[2007]68号文件“关于全面实施《固体矿产资源/储量分类》国家标准和勘查规范有关事项的通知”规定,自2007年5月1日起,编写、提交、填报各类资源评价报告、地质勘查报告、矿山生产勘探报告、资源储量核实报告、储量动态检测报告、闭坑(停采)地质报告、可行性评价报告、矿产资源开发利用方案、矿山设计、矿产资源登记统计书(表)等,须符合新标准规范及本通知。
自2008年起,采矿工程专业毕业设计中采用新的储量分类分级标准。
3.新旧储量套用方案
在毕业实习中,学生必需收集生产单位的可采煤层储量。考虑到生产单位提供的可采煤层储量大多为旧标准,即A、B、C、D级储量。为帮助学生了解新旧储量的套用方案,参照部分矿区的做法,提出的初步套用意见于下:
1)新标准中储量计算方法与《生产矿井储量管理规程》中可采储量计算方法一致。地质可靠程度中:
探明的——相当于A级+B级;
控制的——相当于C级+D级。
2)对于连续分布煤层,或存在地质构造但不增加开采成本的块段煤量在经济意义上可认为经济的,编码为1,A+B级矿产资源列为111b,C级+D级矿产资源列为122b。对于经济的矿产资源,要求出其相应的储量。
其算法:储量=111b或122b×回采率×(1-地损系数)
3)由于历史原因,不构成采煤系统,遗留于井下的孤立块段,或是煤厚小于《规程》规定的较薄煤层、开采不经济煤层;在矿井闭坑时仍无法回收的边角煤、孤立块段煤量、构造复杂块段煤量列为2S;A级+B级矿产资源列为2S11,C级+D级矿产资源列为2S22。永久煤柱如边界煤柱、断层防水煤柱、重要大型建筑物等不能开采的列人次边际经济的定为2S,A+B级矿产资源列为2S11,C+D级矿产资源列为2S22。
4)开采条件困难,例如深部煤层、对于受奥灰水威胁,水文条件复杂的煤层,目前开采技术条件下不能正常开采的煤层,对于这部分矿产资源其经济意义为内蕴经济的,定为3;A+B级矿产资源列为331,C级矿产资源列为332,D级矿产资源列为333。
5)对于“三下一上”开采,例如能够搬迁的村庄下压煤、铁路压煤、非永久巷道煤柱等呆滞煤量、或近期能开采回收的煤柱等,该部分煤量采煤时投入量较正常块段煤量大,经济意义可定为边际经济的,列为2M;A+B级矿产资源列为2M11,C级+D级矿产资源列为2M22。
6)尚难利用(表外)的储量其经济轴为2S;A级+B级矿产资源列为2S1l,C级+D级矿产资源列为2S22。
7)对于一些单位尚无明确的新旧储量套用方案,建议采用国土资源部1999年制定的方案,见表2。

三、毕业设计应用实例
考虑到学生所作的毕业设计的目的是学习和训练,对新旧储量套用方案不易熟悉。一般地,如果生产或设计单位提供了新旧储量套用方案,则学生应按该方案套用。如果单位没有提供或套用有困难,则原则上采用表2列出的套用方案,并将表内矿C级适当调整。即:A级、B级储量套用为111b,C级、D级储量套用为122b。
下面举一应用实例,毕业设计一般部分:晋城寺河煤矿3Mt/a新井设计
1.旧标准储量计算写法(节选)
矿井主采煤层为3号煤层,3号煤层工业储量计算:
根据地质勘探情况,将煤层划分为A、B、C三个块段,在各块段范围内,用算术平均法求得每个块段的储量,煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2.2。
由图计算各块段面积分别为:
Sa= 16.42 m2;Sb= 9.45 m2;Sc= 11.26 m2;
按下式计算:
Zi = Si×Mi×ri (2.2)
式中: Zi——各块段储量,万t。
Si——各块段的面积,m2。
Mi——各块段内煤层的厚度,m。
Ri——各块段内煤的容重,均为1.45t/m3。
A块段储量:Za = 16.42×5.3×1.45 = 12619(万t)
B块段储量:Zb = 9.45×6.42×1.45 = 8797(万t)
C块段储量:Zc = 11.26×5.3×1.45 = 8653(万t)
则3号煤层工业储量:
Zg3 =Za+Zb +Zc
=12619 + 8797 + 8653 =30069(万t)
……
矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量,可按下式计算:
Zk = (Zg-P)×C (2.5)
式中: Zk——矿井可采储量,万t;
P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量,万t;
C——采区采出率,厚煤层不小于0.75;中厚煤层不小于0.8;薄煤层不小于0.85;地方小煤矿不小于0.7。
则,矿井设计可采储量:Zk =(30069-2183.8)×0.75
=20914(万t)
矿井储量汇总表见表2.3。

2.新标准储量计算写法(节选)
矿井主采煤层为3号煤层,3号煤层工业储量计算:
根据地质勘探情况,将矿体划分为111b-1、111b-2、122b三个块段,在各块段范围内,用算术平均法求得每个块段的储量,煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2.2。
由图计算各块段面积分别为:
S1= 16.42 m2;S2= 9.45 m2;S3= 11.26 m2;
按下式计算:
Zi = Si×Mi×ri (2.2)
式中: Zi——各块段储量,Mt。
Si——各块段的面积,m2。
Mi——各块段内煤层的厚度,m。
Ri——各块段内煤的容重,均为1.45t/m3。
111b-1块段储量:Z1 = 16.42×5.3×1.45 = 126.19(Mt)
111b-2块段储量:Z2 = 9.45×6.42×1.45 = 87.97(Mt)
122b块段储量:Z3 = 11.26×5.3×1.45 = 86.53(Mt)
则3号煤层工业储量:
Zg3 =Z1+Z2 +Z3
=126.19 + 87.97 + 86.53 =300.69(Mt)
……
矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量,可按下式计算:
Zk = (Zg-P)×C (2.5)
式中: Zk——矿井可采储量,Mt;
P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量,Mt;
C——采区采出率,厚煤层不小于0.75;中厚煤层不小于0.8;薄煤层不小于0.85;
则,矿井设计可采储量:Zk =(300.69-21.838)×0.75
=209.14(Mt)
矿井储量汇总表见表2.3。

参考文献

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