使用悬浮式单体液压支柱可行性研究报告 (2).doc

xx市xx镇xx煤矿使用悬浮式单体液压支柱可行性研究报告xxxxxxxxxxxxxxxx有限公司二0一一年四月xx市xx镇xx煤矿使用悬浮式单体液压支柱可行性研究报告总工程师：编 制：审 核：xx煤安工程技术咨询服务有限公司二0一一年四月目 录总说明1第一章 井田概况7第二章 井田开拓及开采21第三章 单体液压支柱的选型与配备27第四章 回采工作面使用悬浮式单体液压支柱的必要性33第五章 项目投资38第六章 结论40总 说 明一、概况1、矿井性质、矿井位置、隶属关系1）矿井性质xx市xx镇xx煤矿为整合矿井，由原下庄煤矿和原黄皮冲煤矿于2007年4月24日整合形成，整合扩界后新的矿井名称为xx市xx镇xx煤矿，设计生产规模为9万t/a。2）矿井位置及交通（1）位置：xx煤矿位于xx市北西部，隶属xx市xx镇镇管辖；地理坐标为:东经10727221072829，北纬262957264626。（2）交通xx煤矿位于xx市北西部，隶属xx市xx镇管辖。该矿距xx市约7km，205省道从矿区北东侧经过。矿山有公路相通，交通较为方便。详见交通位置图0-1-1。图0-1-1 矿区交通位置图（3）隶属关系及企业性质xx煤矿行政区划隶属于xx市xx镇管辖，企业性质为私营独资。二、任务来源及编制依据1、任务来源本任务来源于xx市xx镇xx煤矿，受xx煤矿委托进行悬浮式单体液压支柱的可行性研究报告的编制。2、编制依据1）xx市xx镇xx煤矿回采工作面使用悬浮式单体液压支柱的可行性研究报告的委托书；2）xx省国土资源厅2008年9月2日颁发的xx市xx镇xx煤矿采矿许可证（复印件）（证号：5200000830805）；3）xx大学勘察设计研究院编制的xx市xx镇xx煤矿（整合）开采方案开采方案设计；4）xx大学勘察设计研究院编制的xx市xx镇xx煤矿（整合）安全设施开采方案设计；5)xx省煤炭管理局文件黔煤生产字【2007】487号“对黔南州煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；6)xx省煤炭管理局文件黔煤生产字【2008】1457号“对黔南州煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；6)xx省煤田地质局实验室2004年12月24日提交的“xx市xx镇下庄煤矿d煤层煤炭自燃倾向鉴定报告”和2004年12月24日提交的“xx市xx镇下庄煤矿d煤层煤尘爆炸性鉴定报告”；8)xx市供电局福供方复【2008】17号“关于供电可行性方案的回复”；9)2009年3月22日xx市xx镇xx煤矿与xx瓮安煤矿护队签订的矿山救援技术服务协议；10)煤炭工业小型矿井设计规范（gb50399-2006）；11）中华人民共和国安全生产法，2002年6月；12）煤矿安全规程（2011版）。三、指导思想 本着“以人为本，安全生产”的原则，防止发生冒顶伤亡事故的安全隐患，该矿回采工作面使用新型悬浮式单体液压支柱相比其他支护，在使用过程中省时省工且具有较好的安全可靠性。四、项目特征1、矿井开拓方式矿井开拓方式为斜井开拓。2、主要巷道布置利用整合方案中的主斜井作为系统的主斜井，主井口考虑布置在该处工业场地中，风井井口距离主井井口以东约75m。主要井筒位置及特征表见表0-4-1。表0-4-1 井筒位置及特征表井筒名称井口坐标方位角（）坡度（）断面（m2）xyz掘进断面净断面主斜井296198236446916+1010.77m347256.35.2回风斜井296195636446985+1021.36m19306.35.23、采区划分整个矿井共划分为4个采区，沿井田中部的f1 断层将井田划分为两个部分，f1 断层以东划分为2个采区开采，+757m标高至煤层上部采空区边界为一采区，+757m标高以下为二采区；f1 断层以西划分为2个采区开采，+871m标高至煤层露头为三采区，+871m标高以下为四采区。4、采煤工作面的回采工艺及支护方式1）采煤工作面采用炮采工艺。（1）落煤方式：煤电钻(zms-1.5型)打眼，放炮落煤。（2）支护方式：工作面：配备dw16-300/100x型悬浮式单体液压支柱，支撑高度为0.921.60m，额定工作阻力为300kn/根(初撑力为108.5-144.7kn/根)，选用hdja-1000型金属铰接顶梁，齐梁齐柱式布置。端头(上下出口)：“四对八梁”支护，采用4.0m 8根(4组)矿用22kg/m工字钢，交错抬棚加强支护，并保持出口畅通。顺槽超前加强支护：运输、回风巷离工作面10m范围内采用双排走向抬棚，1020m范围内采用单排走向抬棚支护，选用dw25-250/100x悬浮式单体液压支柱配合hdja-1000型金属铰接顶梁。顺槽支护：运输顺槽和回风顺槽采用工字钢金属梯形棚支护。特种支护：放顶线采用密集、丛柱切顶，初期来压和周期来压时增设悬浮式单体液压支柱。（3）顶板管理：采用全部陷落法管理顶板，“四六”排控顶，排距1.0m，柱距0.7m，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，放顶步距1.0m。放顶线采用密集、丛柱切顶；根据采面片帮情况，在片帮地段打设临时贴帮柱，柱距1.6m，采用回柱绞车回柱。5、矿井项目投资1）项目总投资：2550.0万元，吨煤投资：283.33元/t；2）财务内部收益率：32.14%(税后)；42.92%(税前)；3）投资利润率：44.16%；投资利税率：58.00%；4）静态投资回收期:3.49(税前)；4.11a(税后)。6、技术经济及社会效益评价xx煤矿交通方便，工业物资供应及煤炭运销条件较好，电源已达到双回路供电要求、水源基本可靠，工业场地新建。建筑材料多可以就地解决，环境保护已采取措施，矿区及附近居民均以农业为主，劳动力富余，具备了煤矿建设的各种有利条件。矿井煤炭赋存较稳定，资源较丰富，开采技术条件较好，过去的开采亦为后续生产积累了一定的经验，矿井的建设是有条件的、可行的。第一章 井田概况一、井田概况1、地理位置及交通状况1）位置xx煤矿位于xx市北西部，隶属xx市xx镇镇管辖；地理坐标为:东经10727221072829，北纬262957264626。2）境界矿界：根据xx省国土资源厅2008年9月2日颁发的xx市xx镇xx煤矿采矿许可证（复印件）（证号：5200000830805）,该矿采矿权范围由4个拐点坐标圈定，开采标高：+1100m+500m，矿区面积：1.411km2，拐点坐标见表1-1-1：表1-1-1 矿区范围拐点坐标拐点编号纵坐标(x)横坐标(y)12962749.0036446106.0022961700.0036447775.0032960963.0036447277.0042962316.0036445791.00准采标高:+1100m至+500m 面积:1.411km23）交通xx煤矿位于xx市北西部，隶属xx市xx镇管辖。该矿距xx市约7km，205省道从矿区北东侧经过。矿山有公路相通，交通较为方便。 (见交通位置示意图0-1-1)。2、自然地理1）地形地貌矿山地势南西高北东低，海拔标高一般10101100m，最高点位于矿区南部一无名山头，山顶海拔约1175m，最低点位于矿区东部溪沟底，沟底海拔约993m（矿山侵蚀基准面），最大相对高差182m。矿山总体上属中低山地貌，碳酸盐岩覆盖范围广，峰丛、洼地、溶斗、溶洞等喀斯特地貌较发育，在逆向坡地带易形成陡崖、陡坡，含煤地层经多次风化剥蚀形成低凹或缓坡地形。2）气象煤矿所在区域属亚热带温暖湿润气候区，据xx市气象局多年气象资料，年平均气温14.7，年平均降雨量1197mm，年日照时数1167.9小时，无霜期267天。雨季多在510月，枯季多在12月至次年3月。灾害性天气主要有干旱、冰雹、暴雨等。3）地表水矿区内地表水系属长江流域沅江水系重安江支流，区内无大的河流、水库等地表水体，地表水为山间雨源型小溪，主要受大气降水及地形控制，矿区北东侧发育一条小溪沟，名为下庄小河，沟水自北西向南东迳流，区内长度约2km，2007年5月28日在矿区南东侧边缘测得沟水流量为150.95 l/s。沟水动态变化极大，季节性变化十分显著，雨季暴涨，旱季流量较小。4）地震据中国地震动参数区划图(18306-2001)，xx市地震基本烈度小于度，区域稳定性较好。二、矿井建设的资源条件1、矿区地质1）地层矿区及周边出露地层由老到新为中二叠统茅口组（p1m），上二叠统吴家坪组（p3w）及上二叠统长兴组（p3c）。分别简述如下：（1）中二叠统茅口组（p2m）主要岩性为灰岩、燧石灰岩等，为灰色、深灰色，泥晶粉屑结构，中厚层状，波状层理，含蜓科等动物化石。区内出露不全，地层厚度不详。与上覆地层呈假整合接触。（2）上二叠统吴家坪组（p3w）根据岩性组合共分为三段，分别叙述如下： 吴家坪组一段（p3w1）主要岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩等，中夹中厚层状灰岩、含泥灰岩、燧石灰岩、硅质灰岩，含腕足类动物化石，上部夹d煤层，该煤层为矿区主要煤层，煤厚0.91.2m，段厚2535m，平均厚30m。 吴家坪组二、三段（p3w2+3）主要岩性为灰岩、含泥灰岩、泥质灰岩、燧石灰岩、硅质灰岩等，为灰色、深灰色，泥晶粉屑结构，中厚层状，波状层理，含大量燧石团块及结核，燧石团块大小不等，分布不均，中夹薄层状砂泥岩薄层，顶部为一层粉砂质泥岩，段厚250m。（3）上二叠统长兴组（p3c）主要岩性为燧石灰岩、含少量硅质岩、硅质灰岩。为灰色、深灰色，泥晶结构，中厚层状，波状层理。本段厚85m。（4）下三叠统大冶组（t1d）出露于矿区北西部及外围。根据岩性组合自下而上共分为三段：第一段（t1d1）为浅灰色、灰色，中厚层状至厚层状灰岩。顶部为薄层状泥质灰岩。底部为浅灰色薄层状中厚层状泥质灰岩夹粉砂质泥岩、泥岩。一般厚度170m左右。第二段（t1d2）浅灰色、灰黄色粉砂岩，泥岩，上部夹薄层灰岩。厚度110230m。第三段（t1d3）浅灰色、灰色中厚层状至厚状灰岩夹薄层状灰岩，中部夹白云质灰岩。厚度91256m。2）构造xx煤矿位于扬子板块黔南断陷，属xx向斜西翼，地层走向北西南东向，倾向北东，地层倾角2534。沿走向和倾向产状变化不大，煤层产状与地层产状一致。地表未发现褶曲。矿山总体上为单斜构造。矿区发育2条断层，编号为f1及f2。f1位于矿区中部，走向北东南西向，倾向南东，倾角约50，地层断距约30m，性质为逆断层，区内延伸长度约700m。f2位于矿区南西侧边缘外侧，走向北西南东向，倾向北东，推测性质为正断层，延伸长度大于3km。 结合临区及区域构造特征，本区地质构造复杂程度类型应属中等。三、煤层1、含煤地层1）地层特征区内含煤地层为二叠系上统吴家坪组（p3w），仅一段（p3w1）含煤，含煤段为海陆交互相沉积，主要由薄至中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、煤层及浅灰色、灰色及深灰色中厚状灰岩、燧石灰岩、泥质灰岩组成。含煤14层，其中可采煤层1层，含煤地层总厚约30m。产腕足类动物化石及少量植物化石。2）含煤性含煤地层为吴家坪组（p3w）一段，含煤14层，其中三层不可采。含煤总厚1.301.60m，平均1.40m，含煤系数4.67%。可采煤层1层，可采煤层厚度1.201.45m，平均1.31m，可采含煤系数4.37%。2、可采煤层位于吴家坪组一段（p3w1）中上部，下距底界约20m，上距顶界约10m，煤层厚度1.201.45m，平均1.31m，局部含炭质泥岩夹矸1层，夹矸厚度0.300.40m。结构较简单。煤层属较稳定型煤层。其特征如下：煤层特征见表1-3-1。表1-3-1 煤层特征表顺序区域组煤层名称煤层厚度(m)煤层夹矸数稳定性煤层倾角(度)煤种顶 底 板 岩 性最大最小平均顶 板底 板1吴家坪组d1.451.201.311稳定27焦煤细砂泥岩泥质细砂岩3、煤质1）煤种煤种为焦煤。2）煤岩特征区内d煤层为黑色，呈玻璃光泽，性脆，阶梯及参差状断口，细条带状结构，常见黄铁矿结核及细脉，半暗半亮型。3）工业性质根据生产地质报告，煤质特征见表1-3-2。d煤层水分mad（%）灰分ad（%）挥发分vdaf（%）硫分st,d（%）容重焦渣特征粘结性胶质层厚度mm最终收缩度mm熔合状况体积曲线形状原煤1.6832.2833.582.531.57521.5539.0完全熔合之宇型精煤1.6410.3330.441.26669表1-3-2 工业分析结果表根据原煤分析结果，d煤层发热量（q）：原煤干基高位发热量（qgr,d）为23.236mj/kg。属中热值煤。原煤干基低位发热量（qnet,d）为22.50mj/kg。四、安全条件1、水文地质条件xx煤矿位于黔东南煤田内，属xx向斜西翼。区内地表水为珠江流域，沅江水系支流，区内地形以中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶斗、伏流等分布普遍。 区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩包括二叠系上统长兴组、吴家坪组，二叠系中统茅口组灰岩。碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶大泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶大泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。碎屑岩分布区主要包括二叠系上统吴家坪组下部粉砂岩、粉砂质泥岩及泥质粉砂岩。碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月中、下旬地下水流量、水位开始回升，69月为最高值，其间出现23次峰值，1012月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。区域内吴家坪组煤矿床上覆的岩溶含水层直接覆盖在含煤地层之上，含水层地下水会通过裂隙涌入矿井，从而威胁到煤矿床的开采。下伏茅口组强含水层与主采煤层间隔水层较薄，当煤层开采至区域地下水位以下时，其地下水会通过裂隙涌入矿井，造成矿井突水。2、矿区岩层的含水性特征1）二叠系中统茅中组(p2m)强含水层主要分布在矿区南西部外围，岩性以厚层灰岩为主。露头灰岩遭受风化作用和岩溶作用强烈，岩溶裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，为区内强含水层。2）吴家坪组一段（p3w1）弱含水层主要岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩等，中夹中厚层状灰岩、含泥灰岩、燧石灰岩、硅质灰岩，厚30m。泉水的出露形式为砂泥岩浅部风化裂隙水，该层含水性、富水性总体较弱，为弱含水层。3）二叠系上统吴家坪组二、三段(p3w2+3) 中等含水层地层呈带状出露于矿区中部，岩性以灰岩及泥质灰岩为主，其下部为细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩等碎屑岩，夹数层煤层。该组平均厚度约250m。由于该组以碳酸盐岩类岩层为主，露头灰岩遭受风化作用和岩溶作用强烈，岩溶裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，为区内中等含水层。4）二叠系上统长兴组（p3c）中等含水层该组呈条带状出露于矿区北西部，岩性以燧石灰岩、灰岩为主，组厚约85m。露头灰岩遭受风化作用和岩溶作用较强烈，岩溶裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，为区内强含水层。5）三叠系下统大冶组 (t1d) （1）第一段（t1d1）为浅灰色、灰色，中厚层状至厚层状灰岩。顶部为薄层状泥质灰岩。底部为浅灰色薄层状中厚层状泥质灰岩夹粉砂质泥岩、泥岩。一般厚度170m左右。为强含水层。（2）第二段（t1d2）浅灰色、灰黄色粉砂质岩，泥岩，上部夹薄层灰岩。厚度110230m。为弱含水层。（3）第三段（t1d3）浅灰色、灰色中厚层状至厚状灰岩夹薄层状灰岩，中部夹白云质灰岩。厚度91256m。为强含水层。6）第四系(q)弱含水层仅残留于山谷、溪沟、洼地，面积小。为碎屑岩的残积、坡积及冲积物，厚度一般小于10m，仅含微弱孔隙水。总体上该层为孔隙弱含水层。3、充水因素分析1）充水水源通过对xx煤矿范围内地表和井下的调查分析，矿井内无河流、水库等大型地表水体，矿井充水水源主要为地下水、地表冲沟水、老窑积水。（1）地下水第四系孔隙水：矿区内覆盖的第四系结构松散，孔隙度大，渗透性好，雨季能入渗并储存地表水及大气降雨，内部积水与煤层之间无隔水层，开采浅部煤层时可直接渗入矿井，其地下水是浅部煤层开采的直接充水水源。但因厚度不大，分布不广，蓄水量有限，对煤矿开采影响小。长兴组中等含水层：岩性主要为灰岩，富水性强，岩溶裂隙发育。该组离含煤地层较远，对煤矿床开采影响小。吴家坪组二、三段中等含水层：该组岩性主要为碳酸盐岩，富水性强，岩溶裂隙发育。该组为煤矿床开采的直接充水水源。茅口组强岩溶含水层：茅口组地下水丰富，地下水径流强烈。开采浅部煤层时，地下水对矿井影响小；当煤层开采至区域地下水位以下时，该层地下水会通过裂隙涌入矿井，造成突水。该组为煤矿床开采的间接充水水源。（2）地表溪沟水矿区北东侧发育的下庄小河，河沟水自北西向南东迳流，区内长度约2km，2007年5月28日在矿区南东侧边缘测得沟水流量为150.95 l/s。当矿井开采至沟水位以下时，溪沟水可能沿断层裂隙、风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，成为矿井开采的直接充水水源。（3）老窑采空区积水矿井南西侧有部分采空区，采空区内有积水，在开采浅部煤层时，这些积水通过废旧巷道或煤岩层裂隙渗入，成为矿井的直接充水水源。2）充水通道（1）岩石天然节理裂隙矿区内的含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育成岩或构造节理、裂隙，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。（2）人为采矿冒落裂隙未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的良好通道。（3）断层破碎带矿区中部f1断层切割地层为p2m-p3c，破坏了地层的完整性、连续性，降低了岩石的力学强度，可能连通含煤地层与上、下伏含水层地下水、地表水之间的水力联系，加之未来矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水更可能沿断裂带进入矿井。矿区南西部外围f2断层发育于p2m地层中，对煤矿床开采影响小。（4）老窑采空区区内沿煤层露头线一带分布着大小不一、开采深度或深或浅的老窑，其废弃采面或巷道会成为老窑水、部分地表水进入矿井的通道。（5）岩溶管道矿区内茅口组、吴家坪组、长兴组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道，当它们被断层沟通与煤层间水力联系时，也会成为矿井充水通道。4、充水方式矿井充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为断层裂隙、老窑巷道、岩溶管道，因此未来矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主，局部可能发生突水。5、水文地质类型本矿区大部分矿床位于最低侵蚀基准面以上，直接充水水源主要为吴家坪组岩溶裂隙水、老窑采空区积水、地表冲沟水，故本矿区属于以岩溶裂隙水充水为主，水文地质条件为中等的煤矿床，在断层交错地带、老窑密集地带、煤层低于最低侵蚀基准面地带，这些地区水文地质条件复杂程度增大。6、矿井涌水量1）原黄皮冲煤矿已停产关闭，老窑采空区有积水，因老窑及采空区无通风等原因无法进入，未收集到资料，积水量不详。工作中收集到原下庄煤矿正常涌水量35m3/d时,最大涌水量50m3/d。2）矿井涌水量预算：本矿及邻近煤矿无相关资料，矿井涌水量预算采用以下比拟法，其预算公式：q = fkf q矿井涌水量（m3/小时）， f预算面积（m2），kf单位面积含水率（m3/ m2）。原下庄煤矿采空区面积约98000m2，由此求得正常时：kf为3.5710-4 m3/ m2，q正常 = f0.6110-4m3/小时；最大时:kf为5.1010-4 m3/ m2，q最大 = f1.0210-4 m3/小时。xx煤矿预算面积为1411000m2。矿井预计涌水量：q正常=fkf=1411000m23.5710-4m3/ m2=503.7m3/小时；q最大=fkf=1411000m25.1010-4m3/ m2=719.6m3/小时。在开采深部或最低侵蚀基准面以下煤层时，加强水文地质工作及边采边探也是本矿必须做和应高度重视的工作。2、瓦斯xx煤矿为整合矿井，依据xx省煤炭管理局文件(黔煤行管字200764号)“对黔南州煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”、xx省煤炭管理局文件(黔煤生产字2007487号)“对黔南州煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”和xx省煤炭管理局文件(黔煤生产字20081457号)“对黔南州煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，xx煤矿整合前各煤矿2006、2007、2008年度瓦斯等级结果均为低瓦斯。该矿近三年瓦斯涌出量数据见表1-4-1所示。表1-4-1 近三年瓦斯等级情况矿井名称鉴定年度日产量(t)绝对量(m3/min)相对量(m3/t)鉴定等级审批等级原下庄煤矿2006100.000.598.50低瓦斯低瓦斯原黄皮冲煤矿2006100.000.649.65低瓦斯低瓦斯原下庄煤矿2007120.000.738.76低瓦斯低瓦斯xx煤矿2008160.000.525.07低瓦斯低瓦斯开采方案中按aq1018-2006标准进行了瓦斯涌出量的预测，预测结果为矿井相对瓦斯涌出量9.752m3/t（2.12m3/min），预测结果高于鉴定结果，因此以预测结果为依据。参照整合前各煤矿2006、2007、2008年度矿井瓦斯等级鉴定情况以及瓦斯涌出量预测结果，结合黔安监管办字2007345号文件，本矿井按低瓦斯矿井设计和管理。3、煤尘爆炸性根据xx省煤田地质局实验室2004年12月24日提交的d煤层煤尘爆炸性鉴定报告，d煤层有爆炸危险性。4、煤的自燃性根据xx省煤田地质局实验室2004年12月24日提交的d煤层煤炭自燃倾向性鉴定报告，d煤层自燃倾向等级为二类(自燃煤层)。5、地温本井田属地温正常区，未发现热害影响。6、煤层顶底板d煤层位于吴家坪组下部，直接（或间接）顶板为细砂泥岩，力学强度低，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥质细砂岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。7、工程地质根据区内出露地层的岩石组合特征，矿山内工程地质岩组可划分为坚硬岩组、半坚硬岩组、软弱岩组及松散岩组四类。坚硬岩组：二叠系上统吴家坪组（p3w）灰岩，二叠系中统茅口组（p2m）灰岩。半坚硬岩组：主要包括中微风化的二叠系上统吴家坪组（p3w）细砂岩、粉砂岩等碎屑岩。软弱岩组：主要包括强风化的二叠系上统上统吴家坪组（p3w）碎屑岩、煤层等，以及胶结程度中等好的断层破碎带。松散岩组：主要包括第四系碎屑岩残积、坡积土。第二章 井田开拓及开采一、资源量1、矿井地质资源量根据xx大学资源与环境工程学院2008年1月提交了xx省xx市xx镇xx煤矿生产地质报告及相关图件，截至2007年12月底，矿权范围内累计总资源量为279万t，其中：保有煤炭资源储量250万t，累计开采消耗（即采空区的）资源储量（111b）29万t。保有煤炭资源储量250万t，包括：控制的经济基础储量（122b）2万t；推断的内蕴经济资源量（333）102万t；预测的煤炭资源量（334）？146万t，见表1-3-4。2、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量= 122b +(333)0.8，矿井工业资源/储量计算见表2-1-1。表2-1-1 矿井工业资源/储量计算表煤层编号矿井地质资源量（万t）矿井工业资源/储量（万t）122b333334?合计122b +(333)0.8d210214625083.63、矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失矿井设计资源/储量计算见下表(表2-1-2)：表2-1-2 矿井设计资源/储量计算表煤层编号资源/储量（万t）矿井工业资源/储量（万t）永久煤柱损失（万t）矿井开采方案设计资源/储量（万t）122b333334?3330.8d210214683.64.579.15、矿井设计可采资源/储量矿井设计可采储量=(矿井开采方案设计资源/储量-工业场地和主要井巷煤柱损失)采区回采率采区回采率按中厚煤层取80%。经计算矿井设计可采储量为67.235万t，计算见下表(表2-1-3)：表2-1-3 矿井设计可采储量计算表煤层编号资源/储量（万t）矿井工业资源/储量（万t）煤层厚度(m)矿井开采方案设计资源/储量（万t）其他煤柱损失（万t）回采率可采储量（万t）122b333334?d210214683.61.0979.100.8067.235注：其他煤柱损失均为334?级别储量，在此次储量计算过程中，未纳入计算，故表中其他煤柱损失取值为“0”。二、设计生产能力及服务年限1、服务年限矿井服务年限=可采储量(年生产能力储量备用系数) =67.235(91.4)5.4(a)2、资源量保证或扩大生产能力的可能性分析考虑到矿区内地质勘探程度不高，开采方案中设计主采d煤层，在d煤层中很大一部分资源量为预测(334)？级别，开采方案中设计未把这部分储量加入可采储量计算中，故随着井下煤层的进一步揭露，矿井可采储量将逐步增加，矿井服务年限存在较大提升潜力。三、井田开拓1、井田开拓方式1）开拓方式矿井开拓方式为斜井开拓。2）开拓系统布置（1）工业场地选择开采方案开采方案设计中工业场地选择在主斜井附近。（2）开拓巷道布置利用整合方案中的主斜井作为系统的主斜井，主井口考虑布置在该处工业场地中，风井井口距离主井井口以东约75m。（3）采区划分整个矿井共划分为4个采区，沿井田中部的f1 断层将井田划分为两个部分，f1 断层以东划分为2个采区开采，+757m标高至煤层上部采空区边界为一采区，+757m标高以下为二采区；f1 断层以西划分为2个采区开采，+871m标高至煤层露头为三采区，+871m标高以下为四采区。2、井口数目及位置井筒数目为2个(主斜井和回风斜井)井筒特征见表2-3-1。表2-3-1 井筒位置及特征表井筒名称井口坐标方位角（）坡度（）断面（m2）xyz掘进断面净断面主斜井296198236446916+1010.77m347256.35.2回风斜井296195636446985+1021.36m19306.35.21）水平划分及标高采矿许可证许可开采范围标高+1100+500m，井田设置两个水平，一水平标高为+871m。二水平标高为+757m。2）大巷布置采用斜井开拓方式，前期开采f1 断层以东部分，根据矿井实际情况，矿井初期在+871m标高设置井底车场，暂不布置运输大巷；后期开采f1 断层以西部分，需布置+871m运输大巷与f1 断层以西采区上（下）山贯通形成开采系统。3）通风方式通风方式为并列式，风井口安设轴流式通风机负压通风。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。4）采区划分整个矿井共划分为4个采区，沿井田中部的f1 断层将井田划分为两个部分，f1 断层以东划分为2个采区开采，+757m标高至煤层上部采空区边界为一采区，+757m标高以下为二采区；f1 断层以西划分为2个采区开采，+871m标高至煤层露头为三采区，+871m标高以下为四采区。5）开采顺序（1）采区间的开采顺序根据划定的矿区范围，结合煤层赋存条件，综合考虑资源的合理开采，将矿井划分为四个采区进行开采，即一采区、二采区、三采区、四采区。采区开采顺序为：一采区二采区三采区四采区。（2）采区内的开采顺序采区内采用区段式布置，为区段下行式。（3）工作面的推进方式工作面为走向长壁后退式，即由采区边界向运输下山方向推进。3、井下开采1）采煤方法的确定本矿主采煤层为d煤层，为倾斜中厚煤层，煤层厚度1.201.45m，平均1.31m。开采方案设计采用走向长壁采煤法。2）采煤工作面的回采工艺及装备（1）回采工艺采煤工作面采用炮采工艺。落煤方式：煤电钻(zms-1.5型)打眼，放炮落煤。运输方式：工作面崩落的煤炭由工作面刮板输送机转顺槽矿车外运。支护方式：工作面：配备dw16-300/100x型悬浮式单体液压支柱，支撑高度为0.921.60m，额定工作阻力为300kn/根(初撑力为108.5-144.7kn/根)，选用hdja-1000型金属铰接顶梁，齐梁齐柱式布置。端头(上下出口)：“四对八梁”支护，采用4.0m 8根(4组)矿用22kg/m工字钢，交错抬棚加强支护，并保持出口畅通。顺槽超前加强支护：运输、回风巷离工作面10m范围内采用双排走向抬棚，1020m范围内采用单排走向抬棚支护，选用dw25-250/100x型悬浮式单体液压支柱配合hdja-1000型金属铰接顶梁。顺槽支护：运输顺槽和回风顺槽采用工字钢金属梯形棚支护。特种支护：放顶线采用密集、丛柱切顶，初期来压和周期来压时增设木垛。顶板管理：采用全部陷落法管理顶板，“四六”排控顶，排距1.0m，柱距0.7m，最小控顶距4.2m，最大控顶距6.2m，放顶步距1.0m。放顶线采用密集、丛柱切顶；根据采面片帮情况，在片帮地段打设临时贴帮柱，柱距1.6m，采用回柱绞车回柱。第三章 单体液压支柱的选型与配备一、影响矿山压力显现基本因素分析1、煤层顶底板岩性、物理力学性质对矿山压力影响分析d煤层位于吴家坪组下部，直接（或间接）顶板为灰岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。在今后生产过程中，应根据实际情况，编制相应的作业规程，并根据顶板矿压显现和采高调整支护密度，以便更好的保证工作面的生产安全。2、断层、褶曲、挤压带、破碎带、冲刷、节理、裂隙对矿山压力影响分析断层：矿区发育2条断层，编号为f1及f2。f1位于矿区中部，走向北东南西向，倾向南东，倾角约50，地层断距约30m，性质为逆断层，区内延伸长度约700m。f2位于矿区南西侧边缘外侧，走向北西南东向，倾向北东，推测性质为正断层，延伸长度大于3km。遭遇断层时其周围应力将有所升高，巷道过断层破碎带将给其施工和维护带来困难。褶曲：井田内为单斜构造。挤压带：无相关地质资料，未发现挤压带，在建井过程中应补充相关地质工作。破碎带：该矿断层较小，断层区及附近都属破碎带。冲刷带：无相关地质资料，在建井过程中应补充相关地质工作。节理裂隙：无相关地质资料，在建井过程中应补充相关地质工作。3、煤层倾角、开采深度、采高、控顶距等对矿山压力显现的影响煤层倾角：本矿煤层平均倾角27,煤层倾角对采场支承压力分布及顶板事故类型影响较大，倾角较大时采场下部运输巷及煤柱支承压力将较高，水平巷道上侧受压大，易产生片帮，应加强支护，另顶板沿倾斜方向的压力分量将较大，对支柱的稳定性产生较大影响。开采深度：本矿煤层开采深度为+1100m至+500m (采矿证许采深度)，垂高600m，所采煤层离地表深度为15600m，开采深度直接影响着原岩应力的大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力值，因此随着开采深度的增加，支承压力必然增加，从而导致巷道围岩的“挤、压、膨”等现象，导致煤壁片帮及底板鼓起等现象的发生，因此在开采深度增加时应加强支护。采高：本矿主采煤层为中厚煤层，采高1.31m，采用悬浮式单体支柱配合铰接顶梁控制顶板，采高越大支护高度越大，支柱稳定性越差，顶板冒落带高度将越大，周期来压越明显，采高越小支护高度低，稳定性好，顶板的缓慢下沉可能直接接触底板，因此周期来压将不明显。根据本矿煤层厚度开采对矿山压力影响不是很明显。控顶距：采用悬浮式单体液压支柱与绞接顶梁配合的齐梁齐柱式支护，控顶距越大，顶板悬露面积越大，顶板压力越大，开采过程中应特别注意加强支护，发现问题及时采取措施并报有关主管领导处理。二、一般顶板冒落的防治措施及装备1、回采工作面顶板管理方式的选择开采煤层为斜煤层，采用全部陷落法管理顶板，“四六”排控顶，排距1.0m，柱距0.7m，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，放顶步距1.0m。放顶线采用密集、丛柱切顶；根据采面片帮情况，在片帮地段打设临时贴帮柱，柱距1.6m，采用回柱绞车回柱。2、回采工作面支柱选型计算1）顶板压力计算单位面积顶板压力w为：284.2kn/式中：k采高系数，一般为6-8倍采高，取8倍采高计算；r顶板岩石容重，24.5kn/m；m最大采高1.45m。2）支柱最大高度1.45-0.1+0.1=1.45m式中hmax工作面最大采高，m；b顶梁厚度，m；l为了避免支柱在完全抽出状态下工作，预留富裕行程，一般为100mm。顶板下沉量：sl=ml=0.031.314.2182.7mm式中：下沉系数由于无邻近工作面借鉴，取0.03。 支柱最小高度：hmin=mminslba1200182.710050902.8mm式中：sl为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；mmin工作面最小采高；mmax为工作面最大采高；b为顶梁厚度，取100mm；a为支柱的卸载高度，取50mm。3） 支柱规格工作面配备dw16-300/100x型悬浮式单体液压支柱，支撑高度为0.921.60m，额定工作阻力为300kn/根(初撑力为108.5-144kn/根)，选用金属顶梁配合单体液压支柱支护顶板。4）支架布置支架布置为悬浮式单体液压支柱与金属绞接顶梁配合的正悬臂齐梁齐柱式，采用“四六”排控顶，排距1.0m，柱距0.7m，最小控顶距4.2m，最大控顶距6.2m，放顶步距1.0m。放顶线采用密集、丛柱切顶；根据采面片帮情况，在片帮地段打设临时贴帮柱，柱距1.6m，回柱绞车选用jh-8型。直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，老顶坚硬难冒时可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。5）支护密度验算所需支护强度:p=(48)m t/m2 p=61.312.4=18.86t/m2(顶板中硬按6倍采高考虑)式中：d煤层平均为采高1.31m；为顶板容重，取2.4t/m3。回采工作面长70m，因此采场最大面积s=706.2=434m2，所设支柱数n=(70/0.7)7=600根。则支护密度为700/434=1.62根/m2，dw16-300/100x悬浮式单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.85的系数，则每根支柱的承载能力为300.85=25.5t/根。支柱实际提供的支护强度为1.6225.5=41.31t/m2，而支护所需要的支护强度为18.86 t/m2，因此，回采工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。3、乳化液泵站的选型根据开采方案选用xrb2型乳化液泵站2台（一用一备），其参数为：公称流量70l/min，功率30kw。选用xtxta型乳化液箱一个，其容积为640l。4、工作面以及上下出口支护及相关措施1）工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐(小于0.2米)。2）运输、回风巷离工作面出口20m内加强支护，采用悬浮式单体液压支柱dw25-250/100x。3）采用注液枪升柱，支柱初撑力要到位；支柱要及时检修和半年检修，防止支柱失效。要及时放顶，采用回柱绞车回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。4）工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏矸等。计算、估计和观测周期来压步距，在工作面老顶周期来压前，采用木垛、密集支柱、戗棚等加强支护，并在来压时撤退人员。5）采煤工作面必须经常存放有一定数量的备用支护材料和备用坑木，并在作业规程中规定，工作面必须及时支护，严禁空顶作业，所有支柱必须牢固，并设有防倒柱措施，严禁在浮煤或浮矸上架设支柱，严禁在控顶区域内提前摘柱，碰倒或损坏、失效的支柱必须恢复或更换。严禁采用失效的支柱和顶梁。5、回采工作面悬浮式单体液压支柱配备回采工作面使用悬浮式单体液压支柱配备表详见下表3-2-1。表3-2-1 工作面单体液压支柱及设备配备表巷道型号支护方式使用备用合计备注工作面dw16-300/100x悬浮式单体液压支柱700120820 正悬臂，齐梁齐柱工作面hdja-1000铰接顶梁500100600采面上下出口dw25-250/100x悬浮式单体液压支柱12024146上下出口20m乳化液泵站xrb211270l/min,功率30kw乳化液箱xtxta101容积640l第四章 回采工作面使用悬浮式单体液压支柱的必要性一、使用悬浮式单体液压支柱的必要性1、悬浮式单体液压支柱与木支柱比较1）使用木支柱作为一种古老而又简陋的支护材料，其没有初撑力，也没有恒增阻降距，支撑力也无法保证，受人工施工质量影响大，顶板下沉量大，初次来压和周期来压不易控制，因而随时都可能发生冒顶伤亡事故的安全隐患。由于其消耗木材量相当大，回收复用率低，造成了各地树林的乱砍乱伐，也造成了严重的生态平衡。使用悬浮式单体液压支柱，初撑力大，受人工施工质量影响小，顶板下沉量小，初次来压和周期来压容易控制，切顶效果比较理想。2）使用木支柱，坑木消耗量大，投入量大；而使用悬浮式单体液压支柱一次投入，循环使用，只需添些配料，运料省时省工。3）操作方法。使用木支柱操作时要先戳抱柱窝和探板，然后才可放炮，挖柱窝深浅掌握不好，时常返工，费时费事。而悬浮式单体液压支柱支设容易，出煤快。4）木支柱抗压强度低（仅为5.89mpa），且随着水分的增加，强度降低。以松木为例，水分每增加1%，强度降低4%，当含水量为40%时，强度降低到在空气中自然干燥状态下木材的二分之一。悬浮式单体液压支柱的额定工作阻力大，外部供液式为30t。5）木支柱伸缩量小；而悬浮式单体液压支柱伸缩量大。6）木支柱不能防火，容易腐朽，安全性低，劳动强度大。2、悬浮式单体液压支柱与金属摩擦支柱比较金属摩擦支柱是六十年代发展起来的一种简单的单体支护设备，与木支柱相比可节省大量木材，而且也可复用。但是其不能保证恒增阻降距，支撑力受温度、湿度及操作工人的人为等不可控制的因素很多，顶板随时都有发生冒顶伤亡事故的可能。悬浮式单体液压支柱液压工作行程大，扩大了使用范围。特别是顶板下沉较大的工作面，仍能满足大的恒增阻降距，使用方便。3、悬浮式单体液压支柱与活塞式单体液压支柱比较活塞式单体液压支柱（dz型）是八十年发展起来的一种单体支护设备，与木支柱和金属支柱相比可保证恒增阻降距，支撑力也能得到控制，但是这种支柱也存在着严重的安全隐患。比如：1）由于活塞式单体液压支柱的技术原理和结构特点，造成了活塞上y形密封圈的外唇与油缸的内壁表面为高压密封面，当顶板压力加大时，油缸内壁表面直径就会增大，因而造成活塞和油缸之间常常产生内泄漏，造成支柱的虚顶、脱顶、甚至支柱自动倒下等现象，内泄漏发生的很频繁也很广泛，而且是随时随地的。由于是内泄漏，矿工用肉眼是无法发现的，因而内泄漏是一种无法控制的安全隐患，因而造成了较多的冒顶伤亡事故。 悬浮式单体液压支柱各静密封点，采用了密封胀紧技术原