06煤矿开采毕业设计

安徽省淮北职业技术学院毕 业 设 计课题名称 芦岭煤矿 827 采区设计学生姓名 蔡文涛专 业 06 煤矿开采 5 班指导教师 程 云 岗时 间 2009 年 4 月2摘 要芦 岭 煤 矿 属 于 淮 北 矿 业 集 团 ，是 国 有 大 型 煤 矿 ，位 于 安 徽 省 宿 州 市东 南 20 公 里 处 。矿 井 采 用 主 井 集 中 运 输 大 巷 分 区 石 门 开 拓 方 式 ，共 有 6 座 井 筒 ，全 部 是 立 井 ，分 别 为 ：井 田 中 央 工 业 广 场 区 主 井 一 座 ，新老 副 井 各 一 座 ，中 央 风 井 一 座 ，井 田 西 部 工 业 广 场 区 副 井 、风 井 各 一 座 。全 井 划 分 为 三 个 水 平 ：I 水 平 为 -400m，II 水 平 为 -590m,III 水 平 为 -800m。通 风 方 式 为 中 央 边 界 西 部 并 列 混 合 式 通 风 方 式 ，通 风 方 法 为 抽 出式 。中 央 风 井 安 装 两 他 K4-2X73NO28 型 离 心 式 扇 风 机 ，一 台 工 作 ，一台 备 用 ；西 部 风 井 安 装 两 台 BD-11-8NO29 型 轴 流 式 扇 风 机 。本 次 采 区 设 计 为 II84 采 区 ，位 于 井 田 西 部 。本 采 区 含 有3、4、5、6、7、8、9、10 八 层 煤 ，其 中 8、9、10 煤 层 属 于 中 厚 煤 层 ，是II84 采 区 的 主 采 煤 层 ，其 中 8 层 煤 平 均 厚 度 8.50 m,9 层煤 2.79m，10 层煤2.37m，煤层倾角 510 度，平均 7 度，构造以断裂 为主，褶曲不发育，仅断层附近有一定的波状不明显的褶曲轴面，区内无岩浆岩侵入，采区内 8 煤层为瓦斯严重突出危险煤层，8、 9 煤 层具有自燃发火倾向，容易自燃。整个采区的煤层地压很大，巷道、硐室等井巷工程极容易变形。采区可采储量为 838.08 万吨，设计生产能力为 60 万吨/年，设计服务年限为10 年，采用 联合布置的准备方式，从东向西布置了回风上山、人行上山、轨道上山、运输上山 4 条上山，整个采区划分为 7 个区段，区段内的掘进顺序为前进式，回采顺序为后退式。每个工作面设计平均走向长度为 130m，倾斜长度 140160m，采用单一走向长壁全部垮落采煤法，主要使用爆破采煤工艺，个别条件允许的工作面试用综合机械化放顶煤工艺。本次采区设计主要以介绍炮采工艺及布置为主。同时采用三八工作制和正规循环作业（详见 P22 页劳动组织图表）工作面支护采用 DZ25 型单体支柱配合 3.0 槽钢钢梁架设走向对子棚，二梁八柱。上棚梁为副梁，一梁四柱;下梁为主梁，一梁四柱。主副梁 间距 500 mm，棚间距为 600mm，排距为 1.0m，初撑力不小于 50KN，采煤 时每棚用抗网配合塘材过顶，最大控顶距 4m，最小控顶距 3m，放顶步距 1.0m，全部跨落法管理顶板（详见 P26 页工作面平面布置图）。II84 采区为 高瓦斯、高地压、易自燃的采区，在生产过程中应加强瓦斯、煤 层、水患、火灾、顶板、机 电设备 事故，必须有具体 详细的预防措施，如：防止瓦斯积聚，顶板冒落。 谨防发生安全事故。 （本采区具体防治措施见第七章安全生产措施）目 录 淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 3第 一 章 矿 井 开 拓 概 况第 一 节 矿 井 概 况第 二 节 矿 井 开 采 范 围 及 生 产 能 力第 三 节 矿 井 开 拓 准 备 简 介第 二 章 采 区 概 况第 一 节 采 区 位 置第 二 节 煤 层 与 围 岩第 三 节 地 质 构 造 及 水 文 地 质第 四 节 煤 尘 、 瓦 斯 、 煤 炭 自 燃 情 况第 五 节 采 区 生 产 能 力第 三 章 采 区 巷 道 布 置第 一 节 采 区 巷 道 布 置 方 案 的 确 定 第 二 节 采 区 车 场 与 硐 室第 四 章 采 煤 方 法第 一 节 采 煤 方 法 选 择第 二 节 回 采 工 艺第三节 控顶方法第四节 特殊支架4第五节 机电设备第六节 工作面平面布置图第 五 章 采 区 生 产 系 统第 一 节 采 区 运 输 系 统 及 设 备 选 型第 二 节 采 区 通 风 系 统 、 采 区 风 量 计 算 、 控 制 及 分 配第 六 章 采 区 技 术 经 济 指 标第 七 章 安 全 生 产 措 施第 一 节 防 瓦 斯 及 煤 尘 措 施第 二 节 防 水 患 及 火 灾 措 施第 三 节 房 顶 板 、 运 输 及 机 电 等 事 故 措 施第 四 节 灾 害 事 故 的 自 救 、 互 救 及 避 灾 方 法淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 5第一章 矿井开拓概况第一节 矿井概况1、地理位置与交通芦岭煤矿位于宿州市东南 20 余公里处，北距淮北市 82 公里。矿井主、副井筒位于井田中央，主井地理坐标为：北纬 333559，东经 1170630。矿井西南临近津浦铁路，距芦岭火车站 9 公里，矿区专用铁路在此与津浦铁路接轨；井田西部 20km 左右（宿州市）有合（肥）徐（州）高速公路，矿井北有宿（县）泗（县）省道、南有宿（县）蚌（蚌埠市）101 省道穿过，各有矿区公路与之相连，交通便捷。2、地形地貌矿井范围内地形平坦，除采矿形成的塌陷湖外，多为农田和村庄，地形呈西高东低的趋势变化，标高在 2225m 之间。3、气象井田内的水系主要是塌陷湖及沱河。沱河是一条经人工修整的季节性河流，斜切井田南部，另有孟家沟、卜陈沟与沱河相通，地表水系较为简单整齐，且多为人工修整的沟渠。本区气候温和，属北温带季风区海洋大陆性气候。气候变化明显，四季分明，冬季寒冷多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和。据宿县气象站资料，本区自建井以来，最高气温40.3，最低气温14.l，最大月降水量 326.1mm，月最低降水量为 0；最大年降水量1107.2. mm；年最低降水量 594.5mm。年平均降雨量 766mm，雨量多集中在 7、8 月份。最大风速 20m/S，年平均风速 2.2 m/S，主导风向为东东北风。每年 68 月为炎热天气，当年的12 月份至翌年 2 月为寒冷季节，降雪量主要集中在这期间，最大积雪厚度 0.35m，初雪在 11月中旬前后，终雪在 3 月下旬前后，无霜期 210240 天，冻结期一般在 12 月上旬至次年 2 月中旬。冻结深度 0.30.5m。4、地 震据历史资料记载，安徽省北部地区自公元 925 年以来发生有感地震 40 余次，其中从 1960年以来，发生较大的地震有 7 次。除此之外，淮北周围的较大地震对淮北也曾产生过不同程度的破坏和震感，如：著名的61868 年山东郯城 8.5 级大地震，1979 年 7 月 9 日江苏溧阳 6 级地震，1984 年 5 月 21 日黄海 6.2级地震等，宿州市均有不同程度的震感。根据安徽省地震局地震资料以及近百年内地震活动趋势的综合分析研究，并在安徽省地震局 1996 年编制出版的安徽地震烈度区划图查得，宿州地区本区属于 46 级地震区，地震烈度为 7 度。根据建设部建标2001156 号文颁发的关于发布国家标准建筑抗震设计规范的通知按设计规范3、2、4 条的规定，宿州抗震设防烈度为 7 度，设计基本地震加速度为0.10g。5、矿井电源芦岭矿共有 35kv 变电所 3 座，分别为工人村变电所、工业广场变电所、西部井变电所。其中工人村变电所电源由两个独立发电站供给：宿州供电公司六里变电所送两路35kv（57#，54#）电源至工人村变电所，导线型号 LGJ-185，57#线路全长 25km，54#线路全长23km。芦岭煤泥电厂送两路电源至工人村变电所（35110#，35220#） ，导线型号 LGJ-185，线路总长 3km。工人村变电所 35kv 出线为：送两路电源至西部井变电所（3530#，3540#） ，导线型号 LGJ-70，线路总长 5km;送两路电源至工业广场变电所（3550#，3560#） ，导线型号 LGJ-185，线路总长 3km。6、矿井水源井田范围的地表水体主要是沱河及塌陷区积水。沱河是一条经人工修整的小型季节性河流，斜切井田。南部河床压在 1010 采区南部及 912-13 线间 8、9、10 煤层露头附近，对矿坑充水无直接关系。沱河长年流水，可通行木船，但受季节影响，并经沱湖与淮河相通；历史最高水位 24.3m，枯水季节水位标高 1 9.9m，矿区东西两侧尚有南北向的卜陈沟、孟家沟与沱河相通，汛期成为东三铺至大店间以南地区的主要排水通道，汇水面积 200km2。东塌陷区最高水位为 23.06m，正常水位平均在 20.76m；西塌陷区最高水位为 22.43m，正常水位平均在 20.33m。由于有松散层一、二、三隔水层的存在，尤其是三隔粘土层厚，粘性好，膨胀性强，隔水性能良好，能有效地阻隔大气降水和地表水与煤系水的水力联系。新地层含水层组本区以第二含水层组水质最好，水量丰富，且分布广，埋深浅，适于作为供水水源。淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 7灰岩含水层段太原组中部 3、4 灰是一强含水层，水量丰富，水质较好，可作为供水水源。据 90观 1、观 2 孔抽水试验，用 127 mm 直径排水，降深 7.02m 和 5.91m，涌水量分别为每昼夜 1 560.84m3和每昼夜 1 099.7m3。水质化验结果，各项指标符合矿井水文地质规程标准，其水质不受地表污染，但因灰岩水的封闭性较好，流动性差，水质质量不理想。塌陷区水目前矿区已有塌陷区 l.6km2，水深平均 5.8m，预计蓄水量 928104m3，加工净化后可作为生活用水。供水情况：工厂区目前工厂区用水水源为塌陷区水、二含水和太灰岩溶水。洗煤厂洗选用水为塌陷区水，由一台 IS200 型电泵、6 寸管路组成供水系统，供水量为 140m3/h 工厂区饮用水水源为二含水。现水位标高 1015m，由三台深水泵和 4 寸管路并联供水活用水取自太灰水，水位在 13m 左右，供水量 50m3/h。由台多级电泵和 4 寸管路送达工厂区。工房区工房区以东塌陷区和 4 口二含水井为供水水源,东区采用净化水厂水与二含水联网供水；西区以水厂净化水通过加压站直接供水。目前水厂产水能力为 5000m3/d，基本上能够满足工房区 5000 多用户居民的生活用水。7、建材来源建材来源主要由淮北矿业集团公司统一购置。8、矿井其它工业及农业生产建设本矿位于淮北平原中部，矿内地势平坦，是一个人口稠密，物产丰富的农业区。矿井范围内无其它大型工业。8第二节 矿井开采范围及生产能力1、矿井范围矿井东以 F32断层为界，西以补 13 线和 6-7 线为界与朱仙庄煤矿相邻，浅部以 10 层煤露头为界，深部以-800m 等高线为界。由 29 个拐点坐标圈定，X37101553717195，Y3951086539520175，开采深度为-210m-800m。矿井走向长8.2Km，倾斜宽 3.6Km，勘探面积 29.5Km2，采矿登记面积为 19.0894 km2，以边界坐标为界与朱仙庄煤矿相邻。2、煤层情况井田属华北型石炭二迭纪煤系地层，内含煤地层由一系列基本连续的沉积物组成，总厚度约 1185m；石炭系中上统不含可采煤层，厚度约 175m；下二迭统山西组及下石盒子组为主要含煤段，含主采煤层 8、9、10，厚度约 400m；上二迭统上石盒子组含煤数层，大多不可采，厚度 610m 以上。井田内发育可采及局部可采煤层 8 层，自上而下编号为 3、4、5、6、7、8、9、10 煤层，其中 3、4、5、6 为极不稳定薄煤层，7 煤层为局部可采煤层，8、9、10 煤层为矿井主采煤层。7 煤层与 8 煤层层间距平均为 20m，8 煤层与 9 煤层层间距平均为 3.5m，9 煤层与 10 煤层层间距平均为 67m。7 煤层厚度 03.23m，平均厚度 1.06m；8 煤层厚度为 1.4417.75m，平均厚为9.16m；9 煤层厚度 09.82m，平均厚度 3.56m；10 煤层厚度 04.97m，平均煤厚为 2.06m。7、8、9、10 煤层可采性指数(Km)分别为 0.60、1.00、0.92、0.89，8 煤层全井田可采，煤层变异系数()分别为 62.13%、25.20%、56.99%、44.62%，因此，综合煤层可采性指数及煤层变异系数，确定 7 煤层为局部可采的极不稳定煤层，9、10 煤层为大部可采的较稳定煤层，8 煤层为全区可采的稳定煤层。3、煤层倾角本井田表现为一个不对称向斜构造，含煤数十层，由于断层和次一级褶皱的发育，使得煤层走向、倾向、倾角都有很大变化，尤其是在东部拐头地区表现最为突出，走向由 NE 渐变为 NW，倾角一般 30左右，局部达 80，中部和西部倾角相对较小，一般在 15左右，局部淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 9达 30。根据 2004 年底储量剩余块段煤层倾角统计结果看 1530范围内的工业储量占65.25%，小于 15的工业储量占 31.51%，大于 30的工业储量占 3.24%，可见，大部分地区煤层倾角在 1530之间，参照规程有关规定，煤层倾角变化评定为类。4、储量目前矿井剩余保有储量为 21379.4 万吨，其中工业储量 18384.6 万吨，远景储量 2994.8万吨，可采储量 8705.9 万吨。分煤层：从附表四储量统计数字分析：薄煤层 3、4、5、6 无经济可采储量；7 煤层虽有可采储量，但仅占全矿井可采储量的 3.3%，7 煤层发育不稳定，呈片状分布，且断裂小构造极为发育，为局部可采煤层；井田有主采煤层 3 层（8、9、10 层） ，其中 8 层为厚煤层，可采储量最大，占全矿井可采储量的 69.6%，8 煤层发育稳定，全区可采，但煤层瓦斯含量大，瓦斯治理难度大，对开采极为不利；9、10 层为中厚煤层，两层煤可采储量较为接近，分别占全矿井可采储量的 11.9%和 15.2%，约为 8 煤层可采储量的 1/5，均为大部分可采煤层。9 煤层发育不稳定，厚度变化大，向深部多与 8 煤层合并，煤层顶板裂隙发育，岩石破碎；10 煤层发育较稳定，厚度变化不大，向深部有变薄趋势，开采主要是受断裂构造影响。分水平：全矿井分水平储量统计见下表，从表中可以看出矿井剩余可采储量主要分布在、两个水平，且、水平可采储量较为接近，分别占全矿井可采储量的 45.8%和 43.4%5、矿井设计生产能力芦岭煤矿由华东煤炭公司设计院设计，经原煤炭工业部批准建设，1960 年 12 月动工，1969 年 12 月简易投产，原设计生产能力 150 万吨/年，服务年限 66.1 年，1976 年矿井达产。1980 年批准的矿井生产核定能力为 150 万吨/年。根据原煤炭工业部87煤生开字第 65 号文批准，1988 年 2 月矿井改扩建工程开始施工，1993 年 12 月竣工，历时近六年，实际完成投资 12474.34 万元，占批准总概算的 102.11%。改扩建工程主要内容包括：主井提升系统、通风系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、安全生产监测系统、瓦斯抽排系统及地面生产系统等。1990 年 12 月1993 年 12 月工程质量经分期验收全部合格。改扩建设计生产能力为 240 万吨/年，2001 年矿井达到改扩建生产能力。2005 年批准的矿井生产核定能力为 230 万吨/年。6、矿井服务年限：芦岭煤矿设计年生产能力为 150 万吨，设计服务年限 66.1 年。目前矿井剩余储量为 8705.910万吨，矿井工作日数为 330 天，工作制度三八制。按年产量 230 万吨计算（2005 年矿井生产能力核定） ，考虑备用系数 1.4，矿井剩余服务年限为 27 年。第三节 矿井开拓准备简介1、开拓方式矿井采用立井集中运输大巷分区石门开拓方式。矿井共有 7 座井筒，均为立井。井田中央工广范围内设有主井一座，新老副井各一座。其中老副井与矿井水平井底车场相通，新副井与矿井水平井底车场相通。矿井西部工广内设有副井、风井各一座。此外矿井设有中央风井一座，东部风井一座（东风井因中央风井能满足需要已停用） 。全井田划分为三个开采水平,水平为-400m，水平为-590m，三水平为-800m，其中、水平为生产水平，老副井设有井底车场与水平相连，新副井设有井底车场与水平相连。三水平暂定为下山开采不设井底车场，现三水平勘探已基本完成，正在进行三水平开拓设计。采区之间以断层、褶曲等地质构造为采区边界。巷道布置方式采用水平运输大巷分区石门，采区中部集中上山，区段集中运输平巷，溜煤斜巷至工作面上下顺槽。跨上山及区段集中运输平巷，区内后退式开采方法。2、通风方式矿井采用中央边界西部并列混合式通风方式，矿井通风方法为抽出式。矿井共有 3 个风井，即东风井、中央风井、西风井。其中东风井根据实际需要已于 98 年停用。中央风井安装两台K4-2X7328 离心式扇风机两台，一台工作，一台备用，西风井安装两台 BD-829 轴流式扇风机。3、采区巷道布置采区准备从水平轨道大巷生根，采用石门连接，8、9 煤联合布置，在采区中部沿倾斜方向在 9 煤底板岩石中布置 4 条上山：轨道上山、运输上山、回风上山及人行上山。在采区两翼边界各布置一条边界岩石回风上山。其中轨道上山为主进风，运输上山为辅助进风，中部回风上山为主回风，两翼边界上山为辅助回风上山。采区上山施工完毕后，从采区中部上山生根，在 9 煤底板岩石中向两翼水平布置各区段双岩石集中巷，其中一条为岩石轨道集中运输巷（简称轨道巷） ，另一条为岩石皮带机集中运淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 11输巷（简称集中巷）两巷间距 35m；轨道巷作为区段轨道运输兼区段回风，集中巷作为皮带机运输兼作区段进风。双岩石集中巷之间用联巷联络，联络巷间距一般为 120200m，从联络巷中部布置斜巷进入煤层，沿煤层顶板走向布置上下顺槽（机、风巷）及开切眼形成工作面。采区石门及岩石上山净断面为 14.0m2，区段岩巷及采煤工作面机风巷为 12.0m2。岩巷采用炮掘，并用耙矸机、3t 固定式矿车、5t 蓄电池电机车组成出矸系统，大巷采用 8t 电机车牵引 3t 固定式矿车运矸。单进 6080m/月，最高为 100m/月，支护形式为锚网喷支护，局部岩性软弱或遇地质构造采用架 U29 型钢棚支护。煤巷采用人工风镐落煤（防突头采用手镐落煤） ，刮板机、皮带机运输，U29 型钢棚支护，单进 120m/月，最高突破 300m/月。掘进顺序为采区石门采区上山区段双岩巷联巷溜煤斜巷 机巷、风巷切眼。采区投产前所有生产系统一次性掘进到位。第二章 采区概况第一节 采区位置 4采区位于井田西部，东临二采区，以 F8断层为界；西临 I 六采区和六采区，以F27和 F7-1断层为界；南为二采区西延，以826 工作面机巷为界；北以-590 的煤层底板等高线为界。地表位于南距沱河北岸 200m，东距孟家沟 150m，西距三角道塌陷区东部边缘，北距矿专用铁路以北 700-800m。矿专用铁路斜穿采区中部，工作面回采后塌陷对矿专用铁路有严重影响，目前下湖许村庄尚未搬迁，地表大部分为农田及植被，地表地势平坦，标高为+23.5+24.2。采区走向长 570700m，倾斜宽 10501400m，面积 780000m2。第二节 煤层与围岩1、煤层本 采 区 含 煤 层 有 8 层 ， 自 上 而 下 依 次 为 3、 4、 5、 6、 7、 8、 9、 10 煤 层 ， 分 别 赋 存 于 二 迭 系 上 、下 石 盒 子 组 和 山 西 组 ， 其 中 8、 9、 10 煤 层 为 主 采 煤 层 ， 3、 4、 5、 6、 7 煤 层 为 局 部 可 采 煤 层 。 对128、 9、 10 主 采 煤 层 的 特 征 叙 述 如 下 ：8 层 煤 ： 特 厚 煤 层 ， 全 区 可 采 ， 煤 厚 6.46 10.16 ， 平 均 8.50 。 煤 层 结 构 复 杂 ， 含 夹 矸1 2 层 ， 根 据 二 采 区 工 作 面 回 采 情 况 ， 该 区 含 夹 矸 厚 0.5 1.2m， 平 均 0.7m， 上 部 含 顶 煤 厚0.3 0.7m， 平 均 0.5m。9 层 煤 ： 中 厚 煤 层 ， 全 区 大 部 分 可 采 ， 仅 采 区 下 部 小 范 围 不 可 采 ， 煤 厚0 4.20 ， 平 均2.79 。 煤 层 结 构 简 单 。10 层 煤 ： 中 厚 煤 层 ， 全 区 普 遍 发 育 ， 煤 厚 1.46 2.88 ， 平 均 2.37 。 煤 层 结 构 较 复 杂 ， 全区 有 3 个 钻 孔 见 夹 矸 ， 单 层 夹 矸 0.24 0.42m， 平 均 0.21m。2、煤层围岩情况7 煤层：顶板岩性变化大。正常情况下直接顶板为 1.53.0的泥岩或砂质泥岩、粉砂岩。局部受古河流冲刷影响出现 2.010.0的中粗砂岩或细砂岩，局部存在约 0.3厚的炭质泥岩伪顶；中、粗砂岩或细砂岩多为泥质胶结，遇水易膨胀，硬度中等；除断层破碎带以外，7 煤顶板较为平整，裂隙不发育，属类顶板。底板为 1.05.0厚的泥岩、砂质泥岩，局部为炭质泥岩或细砂岩，富含植物化碎片。8 煤层：直接顶板多为厚层状泥岩，厚度 1.55.0，局部细砂岩、粉砂岩，伪顶为0.10.5、局部达 2.0的炭质泥岩，呈薄层状，极易离层；老顶为厚层状中、细砂岩。顶板较为平整，局部凹凸不平，稳定性较好，裂隙不太发育，属类顶板。底板为薄层状灰色砂质泥岩或粉砂岩。9 煤层：顶板即 8 层煤底板，厚度一般为 2.04.0，层面光滑，裂隙十分发育，顶板极其破碎。采掘工作面经常出现冒顶、漏顶现象，顶板管理十分困难，属类顶板。底板为灰色块泥岩，厚度 2.05.0，含植物根茎化石。10 层煤：井田中部，10 煤层受古河流冲蚀较严重，顶板常为灰白色厚层状中、粗砂岩，局部出现砾岩或含砾砂岩，厚度多在 3.010.0，泥质胶结，遇水易松散。正常沉积形成的顶板为灰色泥岩或粉砂岩，厚度 2.05.0，伪顶厚 00.5，局部厚达 2.0，为薄层状夹煤线的炭质泥岩，顶板多含植物叶片化石。中、粗砂岩或粉砂岩顶板较平整，稳定性较好，局部凹凸不平，裂隙不太发育，属类顶板；泥岩或叶片状砂岩顶板则凹凸不平，裂隙发育，还经常出现一些有一定分布规律的沟槽、陡坎、槽坎，其间多平行排列，延展长度一般在10.040.0，采掘工作面顶板管理较困难，易冒顶，此类顶板应属类。10 层煤老顶多为厚层状砂岩，间夹泥岩、粉砂岩。底板为灰色块状泥岩或粉砂岩，厚 1.03.0，富含植物淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 13根茎化石。第三节 地质构造及水文地质1、地质构造煤层倾角 510，平均 7。构造以断裂为主，褶曲不发育，仅断层附近因牵引而出现一定的波状不明显的褶曲轴面，区内无岩浆岩侵入。根据钻探和物探及实见点资料该采区已探明断层六条，在采区边界有三条，影响采区内部的有三条，多为逆断层，特点是斜切，延伸长，影响范围广，对采区工作面回采影响较大，下面对采区内断层分别叙述如下：F8：逆断层，在采区东界，走向 N45 25 35 ，倾向 NE，倾角 4570 ，落差1035m，位于四采区东界，控制长度 2500m，有 4 个钻孔及 10 个物探点和 8411 工作面和821 10 #溜煤眼实见点控制，为基本查明断层。F27：逆断层，位于四采区中上部西界，走向近 SN，倾向 NE，倾角 4570 ，落差1025m，控制长度 900m，有 8414 工作面风巷和 90-4 钻孔及物探点控制，属基本查明断层。F7-1：正断层，走向近 SN，倾向 E，倾角 75，落差 20350m，控制长度 3500m，位于该采区中下部西界，有 10 个钻孔、物探点和大巷实见点控制，为查明断层。FD16：逆断层，走向近 SN，倾向 E，倾角 50，落差 015m，位于采区上部及采区中间，为物探点控制断层，目前尚无实见点资料。FD15：逆断层，走向近 SN，倾向 E，倾角 55，落差 15m，位于采区下部，为物探点控制断层，目前尚无实见点资料。FD14：逆断层，走向近 SN，倾向 W，倾角 55，落差 10m，位于采区中下部，为物探点控制断层，目前尚无实见点资料。 四 采 区 断 层 明 细 表断层产状( )断层编号断层性质 走向 倾向 倾角断层落差(m)断层走向延伸(m)F8 逆 NW NE 4570 1032 1100F27 逆 近 SN NE 65 1025 900F7-1 正 近 SN NE 70 95365 2000FD16 逆 近 SN E 50 015 50014FD15 逆 SN E 55 15 500FD14 逆 SN W 55 10 5202、水文地质本采区 7、8、9 煤层处于第六含水层段，其中砂岩 10-15 层，大部分区域裂隙不发育，含水性弱，局部构造带砂岩裂隙较发育，有一定富水性，但富水性不强，钻孔抽水结果：q=0.002020.00354t/s.m，k=0.00150.0023m/d。21.5021.44，水化学性质重碳酸氯化钠镁型。本采区十煤层顶板位于第七含水层段，其中砂岩 1018 层，直接顶大部分为中砂岩，厚5.011.0m，砂岩裂隙较发育，裂隙密度平均 0.256 条/m 2，有一定的富水性，是十煤层老空区积水的主要水源，钻孔抽水结果：q=0.000122t/s.m，k=0.00023m/d。十煤层底板 5070m位置为第八含水层太灰水，含灰岩 11 层，上部 12 层含水性弱，中部 3、4 两层灰岩含水性较强，根据抽水情况分析，该区域灰岩含水性较弱，水质为重碳酸钠镁型。本段灰岩以溶峒含水为特征，富水性较强，但分布不均。充水因素及威胁程度 砂岩裂隙水岩巷掘进及煤层跟顶采掘过程中，充水水源为砂岩裂隙水，水量不大，正常情况下不超过0.17m3/min，为淋、滴水现象，对采掘不会造成安全威胁。 老塘水八、九、十煤层老空区如有积水条件，会积聚灌浆水、顶板砂岩裂隙水。工作面上风巷掘进或切眼超前风巷到位时，如导通老空区会出现涌水、突水，对安全造成威胁。 灰岩水该区域 3 灰 4 灰有一定富水性，经计算突水系数为 0.98，最大安全涌水岩柱为 25m，在十煤开采时或在十煤层底板层位施工中属承压采掘，在构造带有突水可能。 断层水该采区边界 F8断层、F 27断层、F 7-1断层落差大，破碎带宽，一、二水平大巷揭露时不导水、不含水，因揭露点少还不能排除有导水、含水的可能性，需要防治。区内 FD16、F D15、F D14断层落差小，均为逆断层，导水、含水可能性不大。涌水量预测预测该采区上部四采区正常涌水量为 0.33m3/min，最大涌水量为 0.42m3/min，采区面淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 15积 637000m2。四采区面积为 780000m2。采用一元相关比似法与四采区相比较，预测四采区涌水量。公式： FQqFq式中 Q 为四采区涌水量；F 为四采区开采面积 ；F为四采区面积；Q为四采区预计涌水量。预计四采区正常涌水量为： 0.37 m 3/min，最大涌水量为：0.46 m 3/min。第四节 煤尘、瓦斯、煤炭自燃情况煤尘：具有爆炸危险性瓦斯及突出情况：芦岭矿为高突矿井，瓦斯主要来源于 8 煤层，四采区 8 煤层为瓦斯严重突出危险区，预测相对涌出量大于 55m3/t，7 煤为 35 m3/t；9 煤为 810m 3/t；10 煤为1012 m3/t。瓦斯含量 1520m 3/t.r，瓦斯梯度为 70.5m/mpa，预测该区-590 水平瓦斯压力为 5.5mpa。煤层自燃：8 、9 煤层具有自燃发火倾向，容易自燃，发火期 24 个月。十煤层不易自燃。地温：地温正常无实测资料。地压：地压大，巷道容易变形，无实测资料。第五节 采区生产能力1.采区储量本采区可采储量 8 煤 616.92 万吨，9 煤 221.16 万吨，合计 838.08 万吨。2.生产能力60 万吨/年3.服务年限A=可采储量设计生产能力备用系数=838.08601.4=10(年)16第三章 采区巷道布置第一节 采区巷道布置方案的确定1、采区上山采区采用 7、8、9 煤联合布置的准备方式。在采区东部布置 4 条采区上山，从东向西依次为：回风上山、人行上山、轨道上山和运输上山。回风上山：布置在采区的最东侧，作为采区的专用回风上山。回风上山分三段：下段斜长587.3m，倾角 90；中段为 192m 平巷；上段斜长 649.63m，倾角 8.50。下段斜巷层位位于 9 煤底板，距 9 煤底板法距 40m 左右。中部平巷穿1042 十煤，考虑到1044 以上 10 煤块段尚未开采，回风上山上段布置在 10 煤底板，距 10 煤法距 2025m，这样回风上山不压1044 以上块段的 10 煤。回风上山上部与 102 采区-400m 运输大巷相通， 4采区回风经该大巷至 102 采区上山，再经一水平中部回风上山至南风井。淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 17人行上山：位于回风上山西侧，与回风上山平行布置，间距 35m。设计安装无极绳行人车，作为采区专用行人上山。上山斜长 668.227m，倾角 90。层位位于 9 煤底板，与 9 煤法距为32m40m 。上山上部与轨道上山相通。轨道上山：位于人行上山西侧，与人行上山平巷布置，间距 35m。设计安装提升绞车，作为采区的轨道运输和主进风用。上山斜长 702.575m，倾角 90。层位位于 9 煤底板，与 9 煤法距为 35m40m，绞车房回风道距 10 煤法距 22m，与回风上山相通。运输上山：位于轨道上山西侧，考虑到采区煤仓位置与深度，设计有一拐弯，拐点位于采区煤仓位置，煤仓以上与轨道上山平行，间距 70m，煤仓以下，与轨道上山近似平行。上山设计安装胶带运输机，作为采区的主运输和辅助进风用。采区煤仓以下斜长 183.271m，倾角7.50。煤仓以上斜长 389.15m，倾角 110，为便于皮带机的安装，采区煤仓部位设计有 55m 的平巷。上山层位位于 9 煤底板，上距 9 煤底板法距为 34m45m ，下距 10 煤顶板法距为22m32m 。上山上部与轨道上山相通。采区煤仓深 20.0m，下口吐煤于-590 西皮大巷第 4部强力皮带机。2.区段划分和区段巷道区段划分：划分为 7 个区段，区段内掘进顺序前进式，回采顺序后退式。工作面设计平均长度 130m，一区段的上限为 826 西延。区段参数列表如下： 区段划分 一 二 三 四 五 六 七倾斜长（m）150 140 160 150 150 150 155区段标高-490.5-508.0-524.0-540.0-556.0-572.2-586.018（m）-520.0-544.0-566.0-584.0-594.0-598.0区段巷道为保证采区内上下区段同采时采、掘、打钻的独立通风系统，本采区仍采用 9 煤底板双岩石集中巷的布置方式。双岩巷间距为 35m，集中皮带运输巷（简称集中巷）距 9 煤法距为16m22m，集中轨道运输巷（简称轨道巷）距 9 煤法距为 18m28m。由于受断层 F27、F 7-1的影响， 4采区西翼靠近断层附近，煤层倾角大幅度变缓，煤层在倾向上的标高降低幅度采区西翼远远小于采区东翼，采用改变双岩巷方位的方式已很难保证采区西翼双岩巷合理的层位和采煤工作面合理长度。因此，本设计选择了改变区段双岩巷设计标高的方式，从二区段开始，区段西翼双岩巷相对东翼抬高一定高度。区段轨道巷的斜巷部分安装风动绞车作为辅助运输设备。区段标高的变化情况见区段参数表 。区段轨道巷分别通过甩车场、回风联巷及人行联巷与采区轨道上山、回风上山及人行上山联络，区段集中巷与轨道上山、运输上山均有进风联巷联络。一区段与运输上山之间设计有区段煤仓，煤仓深 19.0m。1046 回采前，在 9 煤底板施工了顶板高位抽放巷，其层位与 4采区一区段集中巷层位相接近，如在该层位再设计一条集中巷，势必造成集中巷与原高位抽放巷距离很近，集中巷在施工过程中安全威胁大，且维护困难。故本设计选择了利用原高位抽放巷作为一区段集中巷的方案。施工一区段岩巷工程时，必须制定专门措施对该段巷道进行修复，该段巷道全长545m，东端与826 轨道巷相通。1.运输系统（见第五章采区生产系统）2.通风系统（见第五章采区生产系统）3.供电系统二水平 4 部皮带机变电所配备的 6 千伏级电压经二水平西大巷至采区下部变电所，采区下部变电所配备的 6 千伏级电压经运输上山至采区上部变电所、区段变电所，上部变电所向轨道上山 JTK-1.6 绞车供电。区段变电所向区段内各用电点供电，综放工作面设移动变电站。采区主要用电设备采用 660 伏级电压，提升绞车采用 380 伏级电压，煤电钻、照明及信号采用 127伏级电压，采煤、掘进、局扇均采用专线供电，各成独立供电系统。淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 194.管路系统瓦斯管：-590 西大巷 4采区石门 4采区回风上山区段回风联巷各区段抽放地点水管、压风管：-590 西大巷 4采区石门 4采区运输上山各用风、用水地点 4采区轨道上山区段车场区段用风、用水地点注浆管：老副井-400 西大巷 4采区回风上山区段回风联巷区段轨道巷材料上山风巷回采工作面老塘瓦斯管管径：大巷及回风上山管径为 529mm，区段巷道为 250mm。压风、供水、注浆管管径：大巷为 4 英寸，进入采区后均为 2 英寸。管路和电缆必须分别布置在巷道两帮，严禁同侧布置。管路的铺设路线见 4采区管路系统布置图 。5.排水系统采区内部上山及各水平巷道均采用流水坡度设计排水线路：采煤工作面煤层机巷区段岩石轨道巷区段回风道采区回风上山二水平西大巷二水平中央泵房新副井地面6.安全监控及通讯系统采区内所有采煤工作面、掘进工作面、打钻地点均设置低浓度瓦斯传感器，型号为KJ9701；每个掘进工作面局扇进线电源开关上设局扇开停传感器，型号为 KTC-90；断层、地质构造带瓦斯涌出异常的特殊地点另设高低浓度自动转换传感器。每个传感器均要传入地面监控中心站。瓦斯传感器设置为：采煤工作面设 T1、T2。T1 位置为工作面上出 口向外10m 处，T2 设在回风口 1015m 处。断电浓度 T1 为 1.5%，T2 为 1.0%，报警浓度均1%，复电浓度均1%。T1 断电范围为采煤工作面及进风巷内全部非本质安全型电气设备，T2 为采煤工作面及其进、回风巷内所有非本质安全型电气设备。掘进工作面设 T1、T2。T1 距迎头小于 5m 处（风筒另一侧） ，T2 设在：煤巷掘进工作面小立眼向里 1015m，岩巷掘进面距回风口1015m。T1、T2 报警浓度均1%，断电浓度 T21%，T11.5%，复电浓度均1%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。采区内每个采掘工作面均设通讯电话，位置为采煤工作面机巷第一部刮板机头处，煤巷掘进工作面溜煤眼下口联巷内，岩巷掘进工作面迎头向后 150m 安全可靠处。采区变电所、上山20绞车房、皮带机头及各区段车场打点峒室内安设电话。第二节 采区车场与硐室1.上、中、下部车场轨道上山与826 西延采用平车场联结，车场储车线铺双道，储车线长度 45.156m，可储12 个 3 吨矿车。轨道上山与一区段及以下区段均采用单道起坡甩车场联结，车场储东线设双道，一区段车场储车线长度为 39.02m，可储 11 个 3 吨矿车。轨道上山与下部车场设双道起坡，轨线坡度与巷道坡度相同，均为 3，储车线长度为49.258m，可储 14 个 3 吨矿车。采区内所有轨道一律采用 30kg/m 的钢轨，道岔的钢轨型号与轨线钢轨型号相同。2.采区煤仓采区煤仓上口通 4采区运输上山，下口通二水平西皮大巷第四部皮带大巷。煤仓深20m，仓体直径 4.0m，可储煤 340 吨。煤仓采用锚网、浇灌砼支护，仓壁厚度 400mm，砼强度C20。3.采区变电所采区内设下部变电所，上部变电所及区段变电所。下部变电所设在 4采区石门与 4采区回风上山之间，上部变电所设在轨道上山绞车房与回风上山之间，每个区段各设一个变电所，采区内部变电所均有独立通风系统。4.绞车房轨道上山绞车房按照 JTK-1.6 型绞车设计，设计参数参照 2003 年出版的采矿工程设计手册及矿井现在正在使用的 JTK-1.6 型绞车参数，绞车房施工前应根据厂家提供的绞车最新参数对该设计图作相应调整。5.巷道断面及支护设计巷道断面设计的原则是：满足煤矿安全规程对巷道断面的基本要求，并根据巷道的用途及巷道围岩的岩性考虑一定变形量。准备巷道：均采用半园拱形断面。采区石门、采区上山及采区进风道设计净高 3.5 m，净宽 4.0 m，净断面 12.28 m2；区段双岩巷、区段进、回风道设计净高 3.2 m，净宽 3.6 m，淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 21净断面 10.1 m2；区段联巷设计净宽 3.4 m，净高 3.1m，净断面 9.29 m2；溜煤上山净宽3.0m，净高 2.8m，净断面 7.43 m2；采区变电所大断面设计净高 3.5m，净宽 4.6m，净断面12.74m2；采区车场大断面设计净高 3.5m，净宽 4.8m，净断面 12.85m2。巷道支护以锚网喷为主，交岔点、变电所、绞车房等特殊地点采用锚网喷加锚索支护。锚网喷支护参数为：锚杆使用 20mm 左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，长 2.2m(3.5m)，全长锚固，金属网用 4mm 圆钢编焊成，网孔 150mm150 mm；长和宽分别为 2200 mm、800 mm，锚杆盖板、垫片均配套加工。锚索为预应力锚索，设计长度为 8.0m，施工中可根据巷道顶板岩性及层位调整锚索的长度，锚杆及锚索初锚力、锚固力要符合集团公司的有关规定，并在巷道施工作业规程中予以明确规定。巷道施工过程中如遇到断层破碎带、岩性松散破碎等情况，锚网喷支护达不到设计的支护强度时，应及时改变支护形式，改变支护形式必须有变更支护设计。回采巷道:溜煤上山穿煤段采用木密棚支护，梯形断面，断面积不小于 7.5 m2，煤层机风巷原则上采用全封闭 U 型钢棚支护，园形断面，断面积不小于 10 m2。其支护参数必须在回采工作面设计中加以详细规定。第四章 采煤方法第一节 采煤方法选择1.煤层开采顺序区内 7 煤因煤层薄，储量小，可采范围小且不连续，故本设计未包括 7 煤。本区内的 10煤单独布置采区。在该采区设计中，先采 8 煤，后采 9 煤。8 煤先采顶分层，以解决 8 煤二分层回采时的瓦斯治理与防突问题，区段内部从西向东回采。222.采煤方法本区内煤层均采用单一走向长壁全部垮落采煤法。9 煤炮采工作面采用型钢梁配合单体液压支柱支护，8 煤顶分层炮采工作面的支护形式与 9 煤炮采工作面相同。2005 年芦岭矿综采放顶煤技术在824 -2实验成功，2007 年综放工艺正在825 -2推广应用。故此， 4采区 8 煤二分层的回采工艺选择成熟的综放工艺。本区内，8 煤厚度平均为8.5m，顶分层回采厚度 2.2m，综放厚度为 6.3m。综放设备选型：煤机型号 MG160/375-W，支架型号为 ZF3600/16/25，前后部输送机型号均为 SGZ630/264。根据支架的支护性能、煤机的高度及支架的稳定性确定工作面割煤高度为 2.0m，放煤高度为 4.1m，工作面采放比1：2.05，放煤步距 1.2m，日产可超过 2300 吨。随着综放工艺在我矿的推广应用，综放设备与回采参数将会不断的在实践中得到修改和完善。不同煤层、不同采煤方法的工作面回采情况：炮采八煤顶分层 九煤工作面 八煤简放综放工作面工作面布置 走向长壁 走向长壁 走向长壁 走向长壁采高 2.1m 2.1m 2.1m+顶煤厚 2.0m+顶煤厚推进度 1.8 m/d 2m/d 1.5m/d 2.4m/d单产 2.1 万 t/月 2.4 万 t/月 5 万 t/月 7 万 t/月淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 23本章均以八煤顶分层为例 1、采煤方法： 工作面采用走向长壁、倾斜分层、跟顶撇底、全部垮落法进行采煤。2、确定依据：根据工作面煤层赋存条件、采区及工作面布置方式、现有的技术、设备、管理水平，符合安全生产要求，有利于提高煤炭资源回收率等方面。 3、推进方式：工作面沿煤层走向推进。4、采高确定：根据煤层赋存条件，按照安全可靠、经济合理、技术可行的原则；及根据DZ25-25/100 型单体液压支柱的性能，确定工作面采高如下：工作面正常情况下跟底回采，采高为 2.1m。：遇地质构造时，最小采高不低于 1.9m，最高不超过 2.3m。第二节 回采工艺1、工艺流程：撕帮掏梁窝窜主梁铺网过顶采煤补背帮柱背帮回柱窜副梁放顶清理煤壁替柱移车补柱清理浮煤2、落煤方式落煤方式：正常情况下人工手镐落煤。如遇断层等地质构造确需放炮时，必须另编制放炮措施。3、装运煤：人工装煤，链板机和皮带机运煤。4、工作面支护：工作面采用 DZ-25 型单体液压支柱配合 3.0 米 型钢梁架设走向对子棚，二梁八柱。上棚梁为副梁，一梁四柱；下棚梁为主梁，一梁四柱；主副梁间距 50mm，棚距为 600mm，排距为1.0m，初撑力50KN。5、顶板管理：采煤必须每棚用双抗网配合塘材（塘材规格：800mm50mm 圆棍）过顶，铺网（网规24格：2.0m1.2m）必须与相邻的网对正联接好且铺平整，过顶每棚每米不少于 8 根塘柴，煤壁用大笆（大笆规格：1.8m1.0m）配合四根塘柴腰帮。最大控顶距 4 米，最小控顶距 3 米，放顶步距 1.0 米，全部垮落法顶板管理。6、采空区处理：采取全部垮落法处理采空区。7、再生假顶1、由于该工作面跟八煤直接顶回采，回采时铺设双抗网做为顶网。2、工作面回采过程中，对老塘铺设灌浆管路，对采空区实施灌浆，来促进下分层的再生顶板的形成。8 劳动循环图表夜 班 早 班 中 班 班 次面 长淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 25图 例9、 劳动组织图表出勤工数工种 小计一班二班三班大班分工种作业时间安排22 24 2 4 6 8 10 1