炉峪口煤矿 毕业设计.doc

1 目录 第一章 矿井概述 2 第一节 井田地质特征 2 第二节 煤层的埋藏特征 9 第三节 井田境界储量 12 第四节 矿井开拓 14 第二章 采区地质特征 16 第一节 采区范围 16 第二节 采区地质情况 18 第三节 采区储量和生产能力 18 第三章 采煤方法及采区巷道布置 19 第一节 采煤方法的选择 19 第二节 矿压观测情况 20 第三节 采区巷道布置 20 第四节 回采工艺与劳动组织 25 第四章 采区运输、防排水与供电 30 第一节 采区运输 30 第五章 采区通风与安全 38 第一节 采区通风系统 38 第二节 风量配备 39 第二节 通风构筑物 44 第三节 安全措施 44 第六章 采区巷道规格及支护方式 52 第一节 概述 52 第二节 采区巷道规格及支态方式 53 第七章 采区设备选型及计算 55 第八章 采区主要技术经济指标 62 2 第一章 矿井概况 第一节 井田地质特征 一、矿区的地理位置、交通条件 炉峪口煤矿位于山西省西山煤田的西北处，古交市境内，交通条件较好，距太原 市仅 67km，区内有太佳公路由井田南部经过。 地理方位：东经 1120152.5，北纬 3755，属古交市梭峪乡管辖区。其范围 为：九龙塔断层控制全井田的西北部边界；东部以神堂岩向斜轴为界；东南部以 f44断 层和 928、333 号钻孔连线与西曲矿毗邻；西南部以汾河北岸为界同镇城底矿隔河相望； 井田南北长 3.64.8km，东西宽 1.52.3km 面积为 8.1km2。 梭嘉公路由狮子河而上经过工业广场。太古岚铁路在镇城底设站，由镇城底车站 至本矿有铁路专用线连通，铁路距太原南站 60km。 炉峪口煤矿交通图见图 1-1。 图 1-1: 炉峪口煤矿交通图 上上上上上上 上上 上上 上上上上上上上 上上上 上 上上 上上上 3 二、井田地质勘探程度 炉峪口矿井田位于吕梁山脉中段的东翼，属于中底山区。区内沟谷纵横，切割剧 烈，多呈“v”字形，山顶黄土广布，沟谷两侧基岩裸露。区内地势大体显西北高，东 南底之势，最高处瓜疙瘩标高为 1230m，其次是金子山标高为 1227.9m，南部梭峪村之 汾河滩标高仅 1008.4m，相对高差 222m。 本区于 1956 年由原华北煤田地质勘探局调查队完成了普查填图。1957 年由该局 142 队进行普查勘探。1959 年 142 队进行了精查勘探，并提交了该区地质精查报告。 由于精查勘探工作太少质量不高报告未获批准，1962 年复审时降为普查勘探程度，列 入重新勘探区。1968 年由 148 队进行了详详查勘探，1969 年 9 月，提交祥查地质报告。 148 队于 1973 年底开始在梭峪区进行精查勘探，1975 年 9 月提交了“西山煤田古交矿 区精查地质报告” 。 本区与邻区历次勘探共施工钻孔 113 个，总进尺 21913.07m，在本井田内钻孔 44 个，总进尺 12382.7m。 本区主要含煤地层为石炭系太远组与二叠系山西组。共含煤层 14 层。编号自上而 下为 01、02、03、1、2.3、4、5、6、7、8、8 下 、9、10、11 号煤层。其中山西组为 014 号等七层煤，统称为上组煤；太远组为 6 到 11 号等七层煤，统称下组煤。主要 可采煤层有 2.3 号、4 号、8 号煤层。井田内煤系总厚度 154.98m；煤系地层总厚度 13.10m；含煤系数为 8.45。地质综合柱状图见图 12。 三、矿区水文情况 矿区内最大的河流是汾河。它从井田的西南边缘流过，在镇城底附近河宽 100m， 坡度 3，平时水深 0.5m 左右，流量受上游的汾河水库制约，一般春季放水为农业灌溉 和雨季大量降水时流量较大。汾河以侧向侵蚀为主。 其次是狮子河。狮子河由北向南经嘉乐泉矿东侧、炉峪口矿西侧，在炉峪口村东 南侧汇入汾河。该河平时水流量较小，旱时干涸，洪水爆发时流量可达数百 m3/s，据 古交市防汛办 1971 年调查：狮子河下游咀头沟至汾河的 2km 地段为暴雨区。1985 年 5 月 11 日 20 时 10 分至 21 时该区暴雨 50 分钟内降雨量 74mm，狮子河洪水爆发，在炉峪 口矿 4 居住楼的河床处测的流量为 212m3/s，该段河床坡度为 14。1985 年修建狮子 河在炉矿段宽 60m,堤高 4.5m。 区内较大的河谷有陵足沟、北岔沟、泥柿沟、牛沟等，这些沟谷都为季节性，日 4 常流量很小或干涸，雨季流量增大，流向皆为南东，汇入汾河。 水源情况是在炉峪口村西南打井四眼为临时水源井。井深 2327m 主要吸取汾河 冲积层水的水井，日出水量为 2300m3/日。原拟永久水源，经太原市水资委以并发 （1986）20 号文件批复，由汾河水库至古交矿区专用供水管道中每日供水 2000t。 矿井排水量平时为 500m3/日，经处理后供生产使用，余之达标排放，总之现水源 水量能满足要求。 四、井田水文地质特征 太原西山、东山地区和太原盆地构成一个完整的水文地质单元，三者之间有一定 的水力联系，东、西山地区地下水向太原盆地汇集，除部分水量由大泉排池外，其余 部分向南运移。但由于彼此之间构造格局的不同，边界条件的差异，各自又为次级独 立的水文地区单元。炉峪口煤矿井田处在太原西山地下水系统的补给径流区。 （一） 、含水层 本井田含水层自下而上为奥陶系中统峰峰组、上马家沟组、石炭系上统太原组， 二叠系下统山西组、石盒子组，基岩风化带和近代河床冲积层含水层。现分述如下： 1、奥陶系上马家沟组含水层 本组含水性较好的主要为上段，厚约 95m 左右，岩性以深灰色质钝石灰岩为主， 岩溶裂隙发育，且多见余质钝灰岩中，常成串珠状、蜂窝状、网络状，并相互贯通， 据古交矿区的水文钻孔资料，钻孔单位涌水量可达 11.9l/sm，本井田的 352 孔也见到 该层，为本井田重要含水层之一。 2、奥陶系峰峰组含水层 峰峰组含水性较好的主要为上段，钻孔揭露最大厚度 80 余 m，岩性以深灰色，灰 黑色石灰岩为主，此段灰岩岩溶裂隙发育，水饰现象严重，在侵蚀面以下 20m 左右， 常见简易水文突变，井田内 352 、913 、933 、960 钻孔在本层得岩心采取率大都 较低，岩心破碎，均成蜂窝状并在下部见 0.100.30m 得小溶洞，冲洗液全部漏失。 3、石炭系太原组含水层 本组为主要含煤地层之一。主要为 l4、k 2、l 1灰岩完整段和 k1砂岩含水断，三层 石灰岩总厚 6.66m 左右，厚度教稳定，裂隙溶孔较发育，其中 k2砂岩厚度最大且质纯， 含水性也较 l4和 l1好；k 1砂岩岩性主要为中砂岩，厚 5.79m 左右。根据精查勘探资料 （352 、917 、933 ） ，单位涌水量 0.000720.0276l/sm，渗透系数 5 0.003940.889m/d，水位标高 943.061054.09m 水质属重碳酸、硫酸钙、镁型水。 4、二叠系下统山西组含水层 k3砂岩为本组主要含水层，岩性为粗粒砂岩，厚约 8.08m。根据勘探资料，单位涌 水量为 0.221l/sm，907 、925 、919 、928 孔的简易水文在本层有不同程度的漏水 现象，水质属重碳酸、氯酸、钾钠、钙型水，全硬度 0.73，为极软水。本组以含水性 微弱为特征。 5、石盒子组含水层 主要为砂岩，风化裂隙含水。在侵蚀基准面以上形成透水层，风化壳的风化裂隙 带富水性较基岩裂隙带富水性略强，但也受风化厚度及岩性、构造、地形和覆盖层厚 度等因素控制，本含水段砂岩主要为 k4、k 5、k 6中粗粒砂岩，在精查勘探阶段钻孔钻 进本层时都有冲洗液漏失的现象，根据勘探资料，单位涌水量在 0.01130.017l/sm， 水质属碳酸、氯酸钾、钠、钙型水。 6、第三系、第四系近代河床冲洗积层 汾河、狮子河沿积物教厚，牛沟次之，岩性以沙砾为主、夹卵石、透水性良好， 富含潜水，现为沿河村庄居民生活及灌溉用水的主要水源，水位随季节变化，但幅度 不大，水质属碳酸、硫酸钾、钠、钙型水，全硬度 10.43，固形物 311mg/l。 （二）隔水层 本井田的隔水层主要是指 9、10煤层下部至奥陶系地层顶面，岩性主要为砂岩 泥岩、泥岩、粉砂岩、薄层灰岩及铝质泥岩组成，厚度约为 60m 左右。 （三）区域岩溶地下水补给、径流、排泄条件 岩溶地下水主要赋存于寒武奥陶系碳酸岩类岩层中。西山煤田寒武，奥陶系灰岩 出露面积约 1600km2,主要分布在煤田的北部，西部次之，东部沿边山断裂仅有零星分 布，其中奥陶系下统及寒武系灰岩岩溶裂隙不发育，透水性差，含水不丰富，奥陶系 中统为主要含水层组。奥陶系岩溶裂隙水的来源主要接受北部及西部大气降水渗入补 给和北部汾河径流的下渗补给，岩溶地下水的径流，主要沿煤田西北及北缘灰岩埋浅 于 200300m 的地段向东运动，大致在汾河的古交，峙头段一部分分叉流至兰泉处排 泄，一部分经石千峰流至晋祠泉排泄。 （四）井田涌水量 炉峪口煤矿的涌水量，现阶段主要有三部分组成：（1）煤系地层上部孔隙裂隙含 6 水层水。 （2）煤系地层含水层岩层中空隙裂隙水。 上组煤开采涌水量预计：根据精查报告上组煤涌水量 q78.82m 3/h，下组煤涌水 量 q138.34m 3/h。参照镇城底矿和西曲矿含水系数值确定开采上组煤时，正常涌水量 在 40m3/h，发生突水时，涌水量将达 120m3/h 以上。配采下组煤时，正常涌水量将增 加 50m3/h 左右，即矿井正常涌水量将达到 90m3/h，发生突水时，涌水量将超过 200m3/h。 五、井田主要地质构造 炉峪口矿位于西山煤田的西北边缘，处在九龙塔断层（f17）与红崖子断层 （f49）构成的地堑之中，受其影响，产生了一系列的与其产状相似的断裂构造。从井 田整体构造形态看，以断裂构造为主，褶曲为辅，零星发育一些小陷落柱。区内未发 现岩浆活动迹象。 （一）褶曲 井田内共有褶曲三个，向斜两个，穹隆一个。 1、黑家沟北向斜：位于黑家沟村北，为一“人”字形向斜，由 924、913、901、902 号四个钻孔控制其形态，南端汾河边有明显的出露点，北至九龙 塔断层（f17） ，在井田内延伸长 2100m 左右，走向 nens，两翼不对称，西翼缓，倾 角 35，东翼陡，倾角 58，幅度 30m，幅宽 800m 左右。 2、梭峪窿起：南起梭峪村西汾河一带，北至 907钻孔与 978钻孔连线，西紧 挨黑家沟北向斜，东到井田边界，由 332 、978 钻孔控制，为一椭圆形穹窿，其于轴 走向 ns 长 1200m 左右，倾角 36，幅度 50m，幅宽 600m 左右。 3、李家沟向斜：由李家沟村东向北经 965 钻孔至九龙塔断层，由 953#、965 #钻 孔控制，并田内延伸 2000m 左右，走向 nenw，两翼不对称，东翼倾角 813， 西翼倾角平缓 48，幅度 30m，幅宽 500m 左右。各褶曲情况见表 11。 表 11 褶曲情况表 序号 名称 轴向 两翼倾角 幅度 幅宽 轴长 备注 1 黑家沟向斜 nens 38 30 800 2100 井田内 2 梭峪窿起 ns 36 50 600 1200 井田内 3 李家沟 向斜 nenw 413 30 500 2000 井田内 7 （二）断层 由于井田位于九龙塔断层（f17）与红崖断层（f49）构造当中，因此断层比较发 育，且均为高角度正断层，现将部分较大的断层分述如下： 1、九龙塔断层（f17）：为本井田西北边界。由汾河向东延伸进本井田，再向东 北延伸出本井田到嘉乐泉井田，落差由 25m 增大到 150m，走向 n60e，倾向 se 倾角 60左右，本井田延伸长度 4800m，由 912 、924 、978 、959 、钻孔控制，九龙塔 村北见 k4砂岩与上石盒子组下部（p 211 ）紫色泥岩接触，落差约 150m：959 钻孔揭 露落差 140m：948 钻孔揭露落差 100m：924 、912 钻孔揭露落差减为 25m。 2、红崖子断层（f49）：与九龙塔断层构成地堑控制整个井田，也就是说井田内 的其它断裂构造都是该地堑的次生构造。走向 n60e,倾向 nw，倾角 60左右。梭峪 村北见 k6砂岩与 p211 中上不紫色砂岩接触，落差 100m，本井田边界延伸长 700m。 3、f14 断层：在 943与 337钻孔之间同 f10 断层相交合并，最大落差 35m 延伸 长度 2800m，走向 n50e，倾向 se 倾角 5570。各断层见表 12。 表 12 断层统计表 序 号 断层编号 倾向 倾角 走向长 度(m) 最大落 差（m） 备注 1 f10 se60 70 1150 18 2 f14 se60 5570 2800 35 井田边界 3 f17 se30 60 4800 150 井田边界 4 f45 nw45 50 150 10 本井田内 5 f47 nw5080 7075 850 10 本井田内 6 f49 nw30 60 700 100 本井田内 （三）陷落柱 由于煤系基底的奥灰岩岩溶发育，经长期的地质作用，使得煤系地层沿地下岩溶 塌陷，形成了目前零星的柱状陷落。 8 图 12 地质综合柱状图 下统 石炭 纪 二叠 系古 生界 9 第二节 煤层的埋藏特征 一、煤层赋存状况 炉峪口井田属于西山煤田的一部分，主要含煤地层为石炭纪太原群与二叠纪下统 山西组。石炭纪太原群一般厚 120m 左右，为本区主要含煤地层之一，基底1（晋祠 砂岩）发育良好，一般厚 4m。二叠纪下统山西组一般厚 35m，基底3 砂岩为灰白色， 也为主要含煤地层。主要煤层顶底板岩性稳定，大部分煤层顶板为泥岩、粉砂岩，其 中 8#煤层顶板为石灰岩。主要煤层底板为粉砂岩及细砂岩。区内断层较多，褶曲相间， 构造十分复杂。整体呈一单斜构造，走向北偏西 40，倾向南偏西 30，煤田平均倾 角为 5左右。 二、煤层及围岩性质 井田内主要可采煤层共计四层，为 2.3#、4#和 8#、9#煤。各煤层及围岩性质见表 1-3。 三、煤层自然灾害指标 本矿井为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量小于 0.734m3/d.t，绝对涌出量小于 1.055m3/min。二氧化碳绝对涌出量 1.658m3/min，相对量 1.153 m3/t。 煤层自燃发火倾向属类，为不易自燃煤层。 煤层具有爆炸性，爆炸性指数分别为：2.3 号、4 号和 8 号、9 号煤层分别为 26.44%、30.24%和 24.86%、28.32%。 四、煤的牌号及工业分析 1、原煤的工业分析见表 14。 2、原煤的原素分析见表 15。 10 表 1-3 煤层及围岩特征一览表 序号 1 2 煤层名称 2.3#煤 8#煤 最小 1.8m 1.87m 最大 4.53m 5.38m 平均 3.06m 3.36m 煤 层 厚 度 可采 3m 3m 层间距 70m 左右 倾角 0-8 度 0-8 度 顶板 直接顶为深灰色粉砂页岩， 厚度为 1.4m，上部为 1#煤底 板，基本顶为深灰色细砂岩， 厚度为 1.61m。 直接顶为深灰色石灰岩 局部为泥灰岩，厚 0-3m， 局部有伪顶，老顶为灰色粉 砂岩及灰色石灰岩，石灰岩 中含方解石脉，厚度在 1.710.5m。 围 岩 情 况 底板 灰黑色粉砂岩，厚度 2.29m，向下为灰色细砂岩及 灰黑色砂质泥岩，厚度一般在 7m 以上。 向下依次为灰色、深灰 色细砂岩粉砂岩及砂质泥岩， 岩性变化大。 煤牌号 肥焦煤 焦煤 硬度 f=1.30 f=1.35 容重 1.40 1.36 煤层结构 比较复杂 13 层 复杂 14 层 稳定性 稳定 稳定 备注 表 1-4 原煤工业性分析 11 煤层 2.3#煤 8#煤 牌号 肥焦煤 焦煤 水分 2.5 2 灰分 23 21 硫分 0.82 1.8 磷分 低 低 坩锅粘结性 36 36 发热量（卡/克） 5300 4800 灰熔点（） 1250 1250 爆炸指数 26.44% 24.86 说 明 一、可选性：2.3#煤和 8#煤为可选性较好，精 煤回收率均在 60%以上。 二、炼焦性：据 2.3#煤箱式实验结果证明，焦 碳的抗碎性、耐磨性良好，为级焦碳，8#煤为低 灰分、低磷、中硫的焦煤和肥煤。 三、各层煤均有爆炸危险性。 表 1-5 煤的元素分析 煤层 灰分 硫% 磷% 挥发分% 2.3# 13.8542.93 20.11 0.301.00 0.55 0.00260.089 0.028 24.9231.45 27.18 8# 8.8748.2 17.09 1.094.84 1.58 0.0010.009 0.0063 20.9820.80 24.54 12 第三节 井田境界与储量 一、井田境界 本矿井属于梭峪勘探区的一部分，位于梭峪区的南部，其境界为：九龙塔断层控 制全井田的西北部边界；东部以神堂岩向斜轴为界；东南及南部以 f44 断层和 928、333 号钻孔联线与西曲矿井比邻；西南部以汾河为界并同镇城底矿隔河相望。井 田边界无扩大的可能性。井田范围由下列 24 个坐标点依次连线圈定： 1、x=4203524，y=19593057 2、x=4203490，y=19593038 3、x=4202890，y=19593450 4、x=4202220，y=19593800 5、x=4201780，y=19594220 6、x=4202070，y=19594810 7、x=4203180，y=19595100 8、x=4203980，y=19596250 9、x=4204410，y=19596680 10、x=4206400，y=19596940 11、x=4205610，y=19595530 12、x=4205530，y=19595435 13、x=4205116，y=19594830 14、x=4205290，y=19594707 15、x=4205312，y=19594664 16、x=4205222，y=19594642 17、x=4204510，y=19593835 18、x=4204325，y=19593983 19、x=4204586，y=19594233 20、x=4204469，y=19594326 21、x=4204066，y=19594315 22、x=4203543，y=19593650 23、x=4203075，y=19594050 24、x=4202780，y=19593676 井田南北长 3.64.8m，东西宽 1.52.3km，面积 7.0328km2。 二、井田储量 根据矿井勘探情况，其勘探类型为类型。全区经过普查、详查精查勘探及使 用综合勘探的精查补充勘探后，共完成钻孔 38 个。矿井地质储量、煤柱损失及可采储 量通过下列表格说明。 矿井工业储量 根据本矿地质勘探资料，矿井各级储量具体情况见表 21。 表 21 井工业储量表 单位：万 t a+b+c 级储量 a+b 级储量 c 级储量 a+b 级储量（%） 级 别 项 目 13 全矿井 10233.12 8215.13 2017.99 80 、井田煤柱损失 1、因工业广场处于井田边界以外，煤柱的留设基本不占井田工业储量。风井煤柱 损失见表 22。 表 2-2 风井煤柱损失计算 单位：万 t 层 位 2.3#煤 4#煤 8#煤 9#煤 煤 柱 12.9 5.11 18.9 5.22 合 计 42.13 2、断层、河流及村庄等煤柱损失见表 2-3。 表 2-3 断层、河流及村庄等煤柱损失 单位：万 t 永 久 煤 柱 煤层 河流 断层 村庄 陷落柱 小计 2、3#煤 5.95 103.67 77.66 2.93 190.21 4#煤 1.06 69.09 26.27 0.13 96.55 8#煤 3.41 85.94 92.38 3.02 184.75 9#煤 3.38 49.65 51.14 2.03 106.2 合计 13.8 308.35 247.45 8.11 577.71 3、井田边界煤柱损失见表 2-4。 表 2-4 井田边界煤柱的计算 单位：万 t 煤柱位置 露头 深 部 北 部 南 部 留设宽度 30m 30m 20m 20m 2、3#煤 17.56 17.14 40.6 32.56 4#煤 8.08 7.88 18.72 14.97 煤 炭 损 失 8#煤 18.74 18.28 43.41 34.72 14 9#煤 8.06 7.87 18.68 14.95 小 计 52.44 51.17 121.41 97.2 总 计 322.22 、矿井可采储量的计算公式如下： zk =（z gp）c 式 22 式中 z k矿井可采储量，万 t； zg矿井工业储量，万 t； p永久煤柱损失煤量，万 t；取 5%。 c采区采出率。 根据煤炭工业矿井设计规范的规定，因为四层煤均为中厚煤层，所以采出率 取 0.80。计算结果见表 25。 表 25 矿井可采储量汇总表 单位：万 t 类别 水平 工业储量 煤柱损失 有效储量 可采储量 全矿井 10233.12 941.52 9291.6 7433.28 第四节 矿井开拓 一、井筒位置、形式及数目 、井田的位置 井田内主、副井筒布置在沿走向、居中的位置，即走向方向在 933#与 915#钻孔之 间；倾向布置在中部偏上。各井筒的坐标见表 2-6。 表 26 井筒坐标表 井筒名称 坐 标（x） 坐 标（y） 标高（m） 主井 4205068 594291 1056 副井 4205072 594288 1055 风井 4204860 594394 1075 、井硐形式 15 井筒的形式主要有平硐、斜井、立井三种，根据三种形式的适用条件，结合本井 田的实际情况：由于煤层埋藏较浅，并结合地表地形条件，决定采用斜井开拓。 、井硐数目 井田内开凿主井、付井、和风井 3 个井筒，均为斜井，都开在狮子河东岸。主井 提煤，装设大倾角胶带输送机提煤。付井作辅助提升，用串车提升矸石和运输材料， 同时兼作进风井。风井作为开采水平的回风井，不装备。 二、采区划分及开采顺序 本井田地处山区，地表高低起伏不平，根据地面工业广场的布置情况和井下煤层 的赋存状况，经过对技术方案进行经济技术比较，按照相同工程量不作比较的原则， 本矿采用斜井单水平开拓。在+945m 布置大巷，靠中部布置首采区，两翼各布置一个采 区对称开采。先开采中部首采区，再开采左翼二采区，最后开采靠近风井采区。系统 比较容易形成，工程量少，前期投资少。 三、开拓巷道布置 本矿井的大巷布置为分组集中运输大巷，各煤层顶底板主要为砂岩，岩性稳定， 运输大巷由于服务时间长，因此应布置在煤层底板岩层中，且距煤层有一定的距离， 以避开开采动力影响，根据该矿井开采的设计经验及煤层顶底板岩性，运输大巷应布 置在距煤层底板法向距离 20m 位置，上组煤胶带运输机大巷布置在煤层底板岩石中， 距煤层法线距离 20m。上组煤回风巷布置在 2.3#煤层中。由于辅助运输运输量大，为 满足要求，辅助运输石门采用双轨，主运为胶带机运输，在巷道内设置检修道，采区 运输石门和轨道运输石门断面相同，胶带机大巷和主石门相同断面，和胶带运输大巷 相同断面但不铺设设备，东西翼轨道运输大巷采用相同断面。采区回风巷和回风井采 用相同断面，不铺设设备。 四、矿井通风方式 该矿井虽然为低瓦斯矿井，但是煤层有自燃发火倾向，煤尘有爆炸危险性。采用 抽出式通风，沿通风线路漏风少，通风管理工作比较容易，并且新旧水平过渡容易。 另外，主扇布置距离副井井口远且标高高于主付井，又处于山半腰，因此对工业广场 不造成噪音污染。综合以上因素，确定主扇的工作方法为抽出式。 矿井通风方式采用中央并列式，风井选用 2 台 g4-73-11n022d 型离心式通风机， 电机功率为 315kw，电压 6kv，一台工作，一台备用。 16 五、矿井提升运输方式 本井田可采储量为 7433.28 万 t，矿井开拓方式为一对斜井，一个水平分组开拓， 主井、副井、风井三个井筒。矿井年设计生产能力为 90 万 t，年设计工作日 330 天， 提升时间 14 小时，矿井设计服务年限为 59 年。主井井筒倾角 25，主井落底标高为 910 水平，自井口至井下煤仓下口之斜长为 413m，胶带提升距离约 460m，采用 dx3 型大倾角胶带输送机提升。付井井筒倾角 20,付井落底标高为945 水平，付井采用 2jk-2/20 型提升机,电动机采用 jr127-8 型。付井作为辅助提升采用串车提升。大巷使 用 zk10-600/550 电机车牵引 1t 矿车辅助运输，下组 8#煤使用皮带运输及绞车辅助运 输。 六、矿井现开采情况 矿井地处西山煤田边缘，井田面积 7.03km2，1983 年 9 月开工建设，1986 年 11 月 建成投产。矿井原设计能力 45 万 t/a，2006 年矿井核定生产能力 84 万 t/a。矿井分单 水平上下组煤开采，上组煤 2.3#、4#煤层已开采完毕，现主采下组煤 8#煤层，9#煤层 正在进行开采设计。全矿共分三个采区，下组煤首采区已回采完毕，现有两个生产采 区，即：下组煤二采区和三采区。每个采区各有 1 个回采队和 1 个掘进队，布置 1 个 回采工作面和两个掘进工作面。矿井剩余可采储量 1028.3 万 t，其中： 8#煤 571.7 万 t、9 #煤 456.6 万 t。 矿井回采工艺采用综采、高档普采两种，采煤方法为走向长壁法，一次采全高， 全部垮落法管理顶板。矿井年生产天数 330 天，采煤队每天为两班生产一班检修，掘 进队为三班生产，炮掘工艺。采掘队均为“三八制”作业。 第二章 采区地质特征 第一节 采区范围 下组煤三采区位于炉峪口煤矿井田的西南部，为上组煤三采区的接替采区，东南 邻西曲矿，西南邻镇城底矿，西北邻清河三矿，东北邻为下组煤首采区。采区平均倾 斜宽 11802075 米，平均走向长 14451630 米，面积 2202751m2。 第二节 采区地质情况 一、煤系地层 17 下组煤三采区回采 8#煤，即石炭系上统太原组煤系，地层全厚 120 米左右，以含 有稳定煤层及灰岩，岩石色调深为特征，岩层组合以砂岩为主，夹有灰黑、深灰色泥 质岩，含煤 5 层，以 8#、9 #两层为主，砂岩具有不同粒级，除主要煤层及灰岩层位稳 定外，其余岩层在水平方向都有不同程度的相变，古生物化石以多脉羊齿及卵脉羊齿 为主。 太原组与下伏本溪组整合接触，基底 k1 称晋祠砂岩，厚 4 米左右，岩性为灰白色 中粗粒砂岩。 二、煤层赋存情况 （1）郝家沟北向斜：位于郝家沟村北，为一“人”字形向斜，由 924、913、901、902 号四个钻孔控制其形态，南端汾河边有明显的出露点，北至九龙 塔断层，在井田内伸长 2100 米左右，走向 nens，两翼不对称，西翼缓，倾角 35，东翼陡，倾角 58，幅度 30 米，幅宽 800 米左右。 （2）梭峪窿起：南起梭峪村西汾河一带，北至 907#钻孔与 978#钻孔连线，西紧挨 郝家沟北向斜，东到井田边界，由 332#、906 #、978 #、909 #、333 #钻孔控制，为椭圆形 穿窿，其主轴走向 ns 长 1200 米左右，倾角 36，幅度 50 米，幅宽 600 米左右。 （3）断层：本区内断层发育较少，对采煤工作影响较小。 三、煤层与煤质： （1）本采区下组 7#煤至 8#煤间距变化不大，一般在 12 米左右，8 #煤至 9#煤的间 距变化较大，最大 28 米，最小 8 米。 7#煤层一般厚 1 米以下，多在 0.70.8 米,顶板 l4 灰岩厚度在 1.72.2 米,底板 为黑灰色砂质泥岩，部分地方有 7#下煤层，厚度一般 0.3 米左右。 8#煤层为本区主要可采煤层，厚度在 2.004.50 米之间,平均厚度 3.0 米,顶板一 般为厚 1.782.19 米的 l1 灰岩,底板为黑色砂质泥岩。 9#煤煤层厚度变化较大，局部可采，厚度为 0.721.71 米,顶板为深灰色细砂岩, 底板为黑灰色泥岩。 （2）煤种牌号及煤质工业分析： 8#煤为焦煤，根据钻孔分析灰分 16.6718.79，硫分 2.123.40%。 四、瓦斯、煤尘、自然发火期： （1）瓦斯情况： 18 8#煤相对瓦斯涌出量小于 0.734m3/ t，绝对涌出量小于 1.055m3/min，属低瓦斯煤 层。 （2）煤尘、自然发火期： 8#煤层煤尘爆炸指数根据钻孔分析为 23.4526.19%,2006 年 8#煤尘爆炸指数为 25.83%，具有爆炸性。自然发火期属级，为不易自燃煤层。 五、水文地质： （1）含水层： 本采区开采石炭系上统太原组煤层，影响采掘的含水层主要是太原组灰岩岩溶裂 隙水含水层和受奥陶系灰岩溶裂隙水的影响。 （2）隔水层： 主要有上马家沟组中段豹皮灰岩，厚 120 米左右，含泥质条带，致密坚硬，裂隙 不发育，为良好隔水层。峰峰组下段主要为泥灰岩及次生石膏夹层，厚 25 米左右，是 良好隔水层。9 #煤以下，包括本溪组地层至奥灰岩顶面，岩性主要为泥岩，砂质泥岩、 铝土质泥岩组成厚约 60 米，透水性差也为弱隔水层。 （3）老窑及积水情况：下组煤三采区东南部临镇城底矿生活区，受小窑破坏影响 较小，西北部临清河三矿，需严格按规定留设防水煤柱。清河三矿因相对地势高，上 组煤采空区预计有少量积水影响边界回采面，需在采掘过程中加强探放水管理。 （4）三采区涌水量预计： 结合炉矿开掘情况和实际涌水量，下组煤三采区正常涌水量取 30m3/h，最大涌水 量以 2 倍计，即最大为 60m3/h。 第三节 采区储量和生产能力 一、储量计算 （1）因三采区 8 煤层均小于 10，故计算储量时采用煤层块段厚度和水平面积 计算。 2、煤层储量分块段计算，块段面积用求积仪重复三次求出平均值。块段厚度取块 段内符合标准工程点的煤厚平均值，当块段内无工程点时，则取临近的工程点计算。 3、容重采用储量核实报告提供的 8 煤 1.4t/m3计算。 储量计算表 19 煤层 编号 面积 （m 2） 厚度 （m） 容重 （t/m 3） a+b （万 t） c 级 （万 t） a+b+c （万 t） 可采储量 （万 t） 8# 2202751 3.00 1.40 711.0 201.6 912.6 329 9# 1603078 1.11 1.45 132.8 124.4 257.2 70.0 二、采区生产能力 （1）工作制度：矿井工作日按 330 天/年计算。 （2）下组煤三采区设计能力 全矿井共有两个采煤队。下组煤二、三采区分别由一个采煤队单独生产。下组煤 三采区设计采用综采工艺组织进行生产，由一个综采队完成年产 52 万 t 生产任务。下 组煤二采区采煤队（采用高档普采采煤工艺）按完成年产 30 万 t 任务计算，全矿掘进 煤 8 万 t，即可保证全矿年产 90 万 t 的生产任务。 下组煤三采区综采队日产水平：按年产 520kt/a、年生产 330d 计算，工作面日产 水平应达到 1600t。 （3）下组煤三采区服务年限： t下三采回采服务年限； k储量备用系数，取 1.4； a年生产能力，52 万 t/年； z可采储量。 以上计算得出下三采区服务年限为： n 采 329/521.44.5（a） 三、各种煤柱尺寸 为了保护下三采区内各种煤层巷道处于良好状态，对于缓斜煤层，按下表尺寸留设。 下三采区煤层巷道护巷煤柱尺寸 巷道类别 薄及中厚煤层 巷道一侧(m) 厚煤层巷道 一侧(m) 备注 水平大巷 2030 2550 20 主要回风巷 20 左右 2030 采区上(下)山 20 左右 3040 区段平巷 820 1520 采区边界 510 510 较大断层 1050 1050 视断层落差情况而定 第三章 采煤方法及采区巷道布置 第一节 采煤方法的选择 根据本采区煤层的赋存状况及地质条件，由于该矿 8 号煤层三采区平均厚度小于 4.0m，采用综采放顶煤不符合有关规定；分层综采由于掘进量大，且增加铺网工艺， 结合本矿 8 号煤三采区平均厚度为 2.8m，故本设计也不予考虑。经综合考虑，确定本 采区采用一次采全高综合机械化采煤方法，全部跨落法控制顶板。 第二节 矿压观测情况 矿井目前采用悬移支架整体顶梁采煤工艺，因此矿压观测主要是对工作面支架单 体柱、超前支护单体柱动压情况及两顺槽顶板离层情况进行观测。 一、液压支架单体柱、超前支护单体柱矿压观测 （1）由生产班安全员进行矿压观察，由技术员汇总，进行矿压分析，并报总工和 生产矿长审批。 （2）工作面支架都必须实行全承载支护。采用的矿压表的型号为 yn6060 型矿 压表。 （3）坚持工作面顶板动态监测，做好超前预报，测量人员必须经过专门培训，并 且班班随测，发现问题通知班组长，跟班队干立即组织处理。 （4）测量人员必须在现场如实填写测量数据，严禁漏查漏检。 21 （5）安装矿压表时，必须安在立柱液控单向阀的最高处一个孔上。 2、两巷顶板离层仪矿压观测 （1）回采工作面两顺槽锚杆支护巷道使用 lby-2 型顶板离层监测仪。 （2）每周由队技术员观测一次，并做好记录，以便及早发现异常现象，确保安全。 一旦发现异常现象必须立即撤退人员并向调度室汇报。离层指示仪以红、黄、蓝三种 颜色表示顶板离层松动的严重程度。蓝色表示顶板松动离层值较小，处于较稳定的状 态；黄色表示离层松动已达到警界值；红色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险 状态。 （3）施工单位技术员及时处理分析每周的监测数据，记录在册，便于分析有关 数据，如发现数据异常，应立即向矿调度室、技术部、总工程师汇报，分析出现异常 的原因，提出处理办法并组织落实。 第三节 采区巷道布置 一、采区巷道布置方案及分析比较 本采区可采煤层稳定，属近水平煤层，地质条件复杂，断层分布广，对工作面布 置影响很大，由于本采区为单翼布置工作面，采区服务年限仅为 4.55 年，为实现高产、 高效，便于管理，合理集中生产，所以必须做到在技术上可行，经济上合理。要满足 维护简单，掘进、开拓、工程量小，便于施工，在经济上力求维护费用低，掘进费用 少，多打煤巷，少打岩巷，降低成本，另外，在生产能力上，大巷与上山的布置类型 与数目也必须与矿井生产能力相匹配，因此提出两个方案。 第一方案：下组煤三采区两条大巷均在 8#煤中布置方案。 第二方案：下组煤三采区皮带大巷同方案一，回风大巷从上组煤西副巷开口施工 暗斜井到 8#煤层中。 开拓方案比较： 方案一：下组煤三采区皮带大巷从下组煤首采区皮带下山开口，开口后以 219 度 方位沿 8#煤层顶板掘进 685.18 米到位，到位后以 140 度方位沿 8#煤层顶板掘进下组煤 三采区皮带下山 681.77 米停。下组煤三采区回风大巷从下组煤首采区回风下山开口， 开口后以 216 度方位掘进 658.4 米到位，然后以 140 度方位沿 8#煤层顶板掘进回风下 山 725.22 米停。然后在两下山尽头施工联络巷形成系统。 22 方案二：皮带大巷及皮带下山设计同方案一，回风大巷开口位置为上组煤三采区 西副巷中 5 点前 48 米，开口后以 194 度方位平掘 30 米做上部车场，再以 20 度下坡掘 暗斜井 170 米，找到 8#煤后，沿 8#煤掘进 30 米到位，然后再以 140 度方位沿 8#煤层掘 进回风下山，最后在两下山尽头施工联络巷形成系统。 两方案技术比较表 方案 名称 优点 缺点 第一 方案 1、两条大巷集中，管理方便运输环 节人员占用少。 2、岩石工程量少，煤巷掘进速度快， 节省投资。 3、西副巷掘进时运输系统简单。 4、使用首采区原回风系统，通风距 离短。 副巷巷道工程量比第二方案多。 第二 方案 可利用部分原巷道和设备，巷道工程 量和设备投入量少。 1、两条大巷不集中，运料线路长，使用 人员多，不易集中管理。 2、岩石工程量大，掘进速度慢，投资费 用高。 3、通风距离长，巷道维护费用高。 4、掘进暗斜井时运输距离长，下山施工 难度大。 通过以上比较，第一方案明显优于第二方案，故选用第一方案。 附图： 23 第一方案 24 第二方案 25 第四节 回采工艺与劳动组织 一、区段划分与工作面生产能力 由于本采区采用综采一次采全高采煤法，采区倾向长度 1200 米，因此确定工作面 区段长度按 140160 米划分区段，根据有关规定设计留设区段煤柱 1520 米。 根据采区年产 520kt 生产能力计算，工作面长度按 140160 米计算，工作面长度 确定以后，可按下式计算工作面的日循环数： 1rqnklhbc 式中：qr工作面日产量，按年产 520kt/a、年生产 330d 计算，qr=1576t； k1工作面正规循环率，取 k1=0.9； l工作面长度，取 l=150m； n日循环数； h采高，取 3.5m； b循环进尺，采煤机截深 0.6m，则 b=0.6m； c工作面回采率，取 97%； 煤体容重，1.40t/m 3。 经计算，日循环个数 n=4，即当工作面长度为 150m，采高为 3.5m 时，工作面至少 需日进 4 刀，完成 4 个循环，日生产能力即可达 1600t，实现年产 520kt。 采用三八制工作方式，两采一检修作业形式，每个生产班进 2 刀，日进 4 刀。 二、回采工艺流程 （1）工作面回采工艺 走向长壁综采工作面采用端部斜切进刀双向割煤。回采工序包括割煤、装煤、运 煤、移架、推移输送机和端头支护。 其工序如下：采煤机从工作面下端向另一端割煤时，随着移架工序的完成，同时 推移输送机；采煤机到达工作面上端割透煤壁后，立即反向，先割剩余 15m 的底煤， 而后进入斜切进刀段；斜切进刀完成后将机尾推向煤壁，采煤机反向将上端煤壁割透， 而后方向割剩余 15m 的底煤，并开始向下端正常割煤，与此同时，将机尾和机身顺序 推向煤壁；采煤机到达下端后，和在上端一样方向进入斜切进刀段进行斜切割煤；完 26 成斜切进刀后将机头推向煤壁，采煤机反向将下端煤壁割透，而后反向割剩余 15m 的 底煤，并开始向上端正常割煤，与此同时，将机头和机身顺序推向煤壁。 （2）回采工艺流程 采煤机下端头斜切进刀正常上行割煤移架推移输送机采煤机 上端头斜切进刀（采煤机割煤至机尾后）正常下行割煤移架推移输送机 重复下一个循环。 （3）工作面运煤方式及运行顺序 回采工作面采用采煤机滚筒破煤和装煤，原煤经工作面刮板输送机、顺槽转载机、 胶带输送机、采区集中胶带输送机，运至主井煤仓。 （1）落煤：采用采煤机落煤，滚筒截深 0.6 米,割煤牵引速度 2m-3m/min，采用中 部斜切“”字割煤进刀。 （2）装煤：采煤机返刀清浮煤装煤 （3）运煤：工作面采用可弯曲刮板输送机，顺槽用转载机和可伸缩皮带输送机运 煤。 （4）支护：工作面采用悬移支架（zh2000/19/28zl）支护顶板。 （5）采空区处理：全部垮法控制顶板。 三、工作面顶板控制 液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。 因此，结合矿井回采过程中顶板垮落周期及顶板岩层情况，并在设计中采用了“估算 法”计算液压支架工作阻力，最后确定液压支架型号。 估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。 p9.8srhcos 式中： p支架承受的荷载，kn； s支架支护的顶板面积，m 2（按最大控顶距 4455mm，最小控顶距 3855mm，支 架护顶面积为 5.6m2计算） ； r顶板岩石视密度，t/m 3，取 2.2t/m3； h冒落带岩石的高度（直接顶厚度） ，m； m 27 h k1 m采高，m，为 3.5m； k岩石碎胀系数，取 1.251.5； 煤层倾角， （） ，为 5； 上式可写成： p（24）9.8srmcosa 一般用上限，即 p49.8srmcosa 计算中再考虑支架受力不均衡量的安全系数 1.52，则 p（68）9.8srmcos 则：p（68）9.85.62.23.5cos525253367（kn） 设计根据上述计算的液压支架工作阻力，结合矿井现有巷道断面尺寸，综采工作 面液压支架可选用 zy3200/15/35 型掩护式支架，支撑高度 1.53.5m，工作阻力 30503550kn，初撑力 25232800kn，支架重量 13.4t。 四、循环作业与劳动组织 工作制度 年工作日数：330d。 综采工作面采用“三八”工作制，每天 2 班生产 1 班检修，每班工作 8h，其中八 点班和四点班生产，零点班检修。生产班每班完成 2 个循环，检修班进行设备检修。 循环作业 工作面采用正规循环作业，整个循环包括：割煤、移架、推移输送机、等主要工 序，循环推进度 0.6m，每生产班完成 2 个正规循环作业。圆班（24h）完成 4 个正规循 环，进尺 2.4m。工作面循环作业图表见设计图。 劳动组织 劳动组织形式为：以正规循环作业为基础，以采煤机的工作为中心，采用移架与 推溜平行作业，采煤机割煤时移架追机作业设固定专人包机组检修方式组织生产。人 员安排见劳动组织表。 28 综采工作面劳动组织安排 序号 工种 生产班 1 生产班 2 检修班 合计 1 班长 2 2 2 6 2 采煤机司机 3 3 3 9 3 支架工 3 3 4 10 4 泵站工 1 1 1 3 5 机电维修 2 2 5 9 6 端头支护 6 6 6 18 7 刮板输送机司机 1 1 3 5 8 转载机司机 1 1 1 3 9 辅助工 2 2 4 8 10 皮带工 1 1 3 5 11 合计 22 22 32 76 主要经济技术指标 （1）走向长度 1200m （2）倾斜长度 150m （3）煤层最大厚度 4.5m （4）煤层倾角 08 （5）采高 3.5m （6）循环进度 0.60m （7）循环产量 440 t （8）日产量 1760t （9）月产量 47630t(循环产量的 90%) 10.日出勤工数 76 人 11.回采工效 23.21t/工 12.坑木消耗 8 m 3/万吨 13.截齿消耗 30 个/万吨 14.机械油消耗 800kg/万吨 29 15.金属网消耗