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太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 1 第一章第一章 矿井概况矿井概况 1.1 井田地质特征井田地质特征 兼并重组整合后的 XXXX 煤业有限公司位于山阴县城西北，直线距离 32km 处 XXXX 镇史家屯村东附近，行政区划属于 XXXX 镇管辖。其地理 坐标为东经 11233141123453，北纬 39403039 4223。 该矿位于山阴县城西北，东距北同蒲及大运公路直线距离 32km，东南 距 XXXX 镇 5km，史家屯至 XXXX 镇柏油路从井田内通过，交通较为便利。 附图 11，矿井地理位置图。 井田位于山西北部洪涛山北翼的丘陵地带，地势高低起伏，沟谷发育， 总观全区中部高南北低，最高点位于井田中部史家屯梁上，海拔 1617.20m，最低点位于井田东南部沟谷中，海拔 1425.00m，相对高差 192.20m,属低山丘陵区。 井田范围内无村庄。 本区属暖温带大陆性气候，春季干旱多风沙，冬季长而寒冷，夏季甚 短，降雨多集中在夏末秋初，全年气温变化剧烈。据山阴县气象站资料年 平均温度 7.1，年平均最低气温 0.3，年平均最高气温为 14.4，极端 最高气温 35.9（1982 年 5 月 25 日） ，极端最低气温-27.4（1985 年 12 月 8 日） ，年平均最大降水量 408.20mm，年平均最大蒸发量 2097.80m，年 蒸发量远大于降水量。全年无霜期约 150d，冬季最大冻土层厚度 1.34m。 春秋两季多风，一般为西南风和西北风，最大风速可达 2.9m/s。 根据中华人民共和国标准 GB183062001中国地震动峰值加速度区 划图 ，井田所属地区的地震设防烈度为 VII 度，地震动峰值加速度为 0.15g。 该区位于大同向斜南部边缘，本井田地质构造总体为一宽缓的褶曲结 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 2 构，井田北部发育 S1 背斜，轴位于井田北中部，轴向 NNW-NNE,井田内延 伸长度 1800m 左右；井田西部发育 S2 向斜，轴向 NNW-NNE,井田内延伸 长度 1000m 左右；井田南部发育 S3 向斜，轴位于井田西南部，轴向 NNW- SW,井田内延伸长度 1300m 左右;地层倾角 28。 井田的勘探程度：2009 年 12 月，山西地宝能源有限公司提交了 XXXX 煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告 ，2010 年 X 月 X 日, 山 西省煤炭工业局晋煤规发(2010)X 号文予以批复。井田内 4、9、11 号煤层 地质构造简单，煤层厚度平均 22.65m，按照国土资源部颁发的煤、泥炭 地质勘查规范(DZ/T0215-2002)规定，勘查类型为一类二型，井田勘查基 本上达到探明程度。 1.2 煤层的埋藏特征煤层的埋藏特征 一、煤层埋藏条件 本区煤层埋藏较浅，风氧化侵蚀较严重，4、9 号煤层井田南部据钻孔 资料均发现有煤层风氧化现象。11 号煤层未发现风氧化现象。 二、可采煤层特征 1.含煤性 本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。主要含煤 地层为太原组，含有 4、9、10、11、12 号煤层，其中 4、9、11 号煤层为 全井田稳定发育可采，10、12 号为不稳定零星可采，煤层厚度平均 22.65m，地层平均厚度为 108.55m，含煤系数为 20.87%，可采煤层厚度平 均 22.05m，可采煤层含煤系数 20.31%，山西组厚度平均 58.11m，含 3- 1、3-2号薄煤层，煤层平均厚度 0.60m，含煤系数为 1.03%。 2.可采煤层 本井田主要可采煤层为 4、9、11 号煤层（井田批准开采 4、9、11 号 煤层） ，现分述如下： 1)4 号煤层 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 3 位于太原组上部，上距 K3砂砾岩平均 35.67m。煤层厚度 5.208.81m，平均 6.82m，结构复杂，含 04 层夹矸，夹矸厚度 0.080.90m。本井田北部 4、9 号煤层合并为一层（按 9 号煤层） ，南部分 叉为 4、9 号煤层，煤层厚度较厚，为分叉区内稳定可采煤层。井田南部已 基本采空。顶板以炭质泥岩为主；底板以粉砂岩为主。 2)9 号煤层 位于太原组中下部，上距 4 号煤层 030.20m，平均 12.00m。煤层厚 度 2.4015.52m，平均 9.30m，结构复杂，最多含 5 层夹矸，井田北部和 4 号煤层合并，井田西部外 41、54 号钻孔又分为 4、9 号煤层。合并区厚度 10.88114.78m，平均 13.18m；井田南部分叉，9 号煤层厚度 1.805.35m，平均 3.78m。为井田内稳定可采煤层。煤层顶板粉砂岩为主； 底板粉砂岩为主。 3)11 号煤层 位于太原组下部，上距 9 号煤层 4.8516.64m，平均 9.19m，煤层厚度 4.608.18m，平均 5.93m，结构简单，含 02 层夹矸，为井田内稳定可采 煤层。煤层顶板粉砂岩为主；底板粉砂岩为主。 可采煤层特征表见表 1-1。 表表11 可采煤可采煤层层基本情况一基本情况一览览表表 煤层厚度煤层间距顶底板岩性含 煤 地 层 煤 层 号 最小-最大 平均 (m) 最小-最大 平均 (m) 煤层 结构 稳定 性 可采 性 容重 (t/m3) 顶板底板 4 5.20-8.81 6.82 复杂稳定 分叉 区可 采 1.40 炭质 泥岩 粉砂岩 0-30.20 12 太 原 组 9 2.40-15.52 9.304.85-16.64 9.19 复杂稳定 全区 可采 1.38 粉砂 岩 粉砂岩 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 4 11 4.60-8.18 5.93 简单稳定 全区 可采 1.42 粉砂 岩 粉砂岩 三、煤层围岩性质三、煤层围岩性质 1、该井田开采 9 号煤层，9 号煤层直接顶为粉砂岩、砂质泥岩，厚度 平均 9.73m；老顶为粉粗砂岩，厚度较大，质硬，伪顶为 00.5m 泥岩； 底板为砂质泥岩，厚度变化不大。为了进一步评价煤层的顶底板力学性质， 本次工作搜集了米庄窝煤矿 4 号煤层顶板粉砂岩岩样的力学试验资料（委 托山西煤田地质局试验室进行试验） 。现分述如下： 4 号煤层为泥岩，质软，随煤层开采而易跨落，厚 00.5m 左右；直接 顶为砂质泥岩，老顶为巨厚层粉粗砂岩、泥岩；底板为粉砂岩、砂质泥 岩。其顶板岩石力学性质测试结果：泥岩真密度 2520kg/m3，视密度 2489 kg/m3，孔隙率为 1.23%，含水率 1.37%，吸水率为 2.06%，单向抗拉强度 为 0.74MPa。粉砂岩真密度 2500 kg/m3，视密度 2400kg/m3，孔隙率为 3.97%， 含水率 1.30%，吸水率为 2.28%，单向抗压强度 48.2MPa，单向抗拉强度 1.15MPa，抗剪强度为 3.57MPa。顶板为类中等冒落的顶板。 井田北部 4、9 号煤层合并为一层煤，其顶板和 4 号顶板相差不大，直 接顶为粉砂岩、砂质泥岩，及老顶为巨厚层粉粗砂岩、泥岩；底板为粉 砂岩、砂质泥岩。 据该矿调查，煤层顶板为中砂岩时易管理，为泥岩时不易管理。 11 号煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩，厚度平均为 11.82m，质硬； 底板为粉砂岩、砂质泥岩。顶底板均易管理。 煤层柱状图见图 1-2。 四、煤的特征四、煤的特征 1物理性质及煤岩特征 本井田各主要可采煤层以暗淡型煤为主，半亮型，半暗型煤次之，线 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 5 理状或线条状结构。 各煤层均呈黑色，弱玻璃光泽，煤岩成分以暗煤为主，亮煤次之，泥 质胶结，硬度小，比重中等，具有参差、阶梯状断口，部分煤层含有黄铁 矿结核。 2煤的化学性质和工艺性能 现将井田内钻孔煤质化验结果 9、11 号煤层主要化学指标分述如下： （1）9 号煤层： 水分（Mad）：原煤 1.22%4.60%，平均 2.52%；浮煤 1.63%4.81%，平均 3.12%。 灰分（Ad）：原煤 13.10%40.02%，平均 25.57%；浮煤 4.87%13.43%， 平均 7.46%。 挥发分（Vdaf）：原煤 34.64%42.43%，平均 39.03%；浮煤 34.64%42.79%，平均 39.50%。 全 硫（St,d）：原煤：0.36%2.97%，平均 1.46%；浮煤 0.63%1.40%， 平均 0.91%。 发热量(Qgr，d) ：原煤 25.9929.04MJ/kg，平均 27.96J/kg。 粘结指数（GR.I）：4669，平均 57.5。 胶质层厚度(Y)：5.0 mm9.0mm，平均 6.6mm。 据煤炭质量分级(GB/T15224-2004)标准，9 号煤层属特低灰高灰、 低硫分中高硫、高热值气煤，少量长焰煤。 （2）11 号煤层 水分（Mad）：原煤 0.99%5.95%，平均 3.31%；浮煤 1.01%5.71%，平均 2.95%。 灰分（Ad）：原煤 11.65%40.09%，平均 28.02%；浮煤 4.68%11.28%， 平均 6.88%。 挥发分（Vdaf）：原煤 33.50%57.87%，平均 38.63%。浮煤 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 6 36.09%42.69%，平均 38.63%。 全硫（St,d）：原煤 0.18%2.98%，平均 2.26%；浮煤 0.90%2.04%，平均 1.49%。 发热量(Qgr，d)：原煤 26.4028.84MJ/kg，平均 27.53MJ/kg。 粘结指数（GR.I）：4371，平均 58。 胶质层厚度(Y)：6.0 mm12.5mm，平均 8.5mm。 据煤炭质量分级(GB/T15224-2004)标准，11 号煤层属特低灰中 灰、中低硫分高硫分、中热值高热值气煤，少量弱粘煤。 3、煤的牌号及工业用途 井田内稳定可采 4、9、11 号煤层煤类的确定，依据中国煤炭分类国 家标准（ GB5751-86） 执行。确定煤类主要指标为浮煤挥发分，其次为粘 结指数，并参考胶质层指数来确定煤类。井田 4 号煤层依据指标确定煤类 为气煤；9 号煤层依据指标确定煤类为气煤，少量长焰煤；11 号煤层依据 指标确定煤类为气煤，少量弱粘煤。 4、煤的硬度 可采煤层的单向抗压强度为300Mpa。 五、煤的工业用途五、煤的工业用途 据可开采煤层的化验资料分析， 4 号煤层为特低灰中灰，低硫中 硫，低热值高热值气煤；9 号煤为特低灰高灰，低硫中高硫，高热值 气煤，少量长焰煤；11 号煤为特低灰中灰，中低硫高硫，中热值高 热值气煤，少量弱粘煤。 根据煤层煤质特征可认为该井田内的可采煤层可作为炼焦用煤、民用 煤。煤炭主要通过铁路外运，公路外销主要发往神头电厂及平朔矿区生活 用煤。 六、煤的含瓦斯性六、煤的含瓦斯性 根据山西省煤炭工业局晋煤安发【2009】89 号文“关于朔州市 2008 年 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 7 度 30 万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复” ， 原 XXXX 煤业有限公司 2008 年度（30 万 t/a 基建）三旬中最大一天的瓦斯 绝对涌出量为 1.68m3/min，二氧化碳绝对涌出量为 2.31 m3/min。 根据山西省煤炭工业局晋煤安发【2005】987 号文“关于朔州市所属煤 矿 180 对矿井 2005 年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复” ， XXXX 煤矿 2005 年度瓦斯鉴定结果，瓦斯相对涌出量为 3.24 m3/t，绝对涌 出量为 1.69 m3/min ，二氧化碳相对涌水量为 4.45 m3/t，绝对涌出量为 2.32 m3/min，属低瓦斯矿井。 XXXX 煤业有限公司矿井达到 0.90Mt/a 时，绝对 CH4涌出量为 6.14m3/min，绝对 CO2涌出量 8.43m 3/min，为低瓦斯矿井。 七、煤尘的爆炸性七、煤尘的爆炸性 2008 年 11 月 29 日山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿 9 号煤尘 （合并层）进行采样测试。另外井田细 XXXX 煤矿 11 号煤层煤样测试结 果（由山西省煤炭工业局综合测试中心进行提供） 。试验结果各煤层煤尘均 有爆炸危险性。 八、煤的自然发火倾向八、煤的自然发火倾向 2008 年 11 月 29 日山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿 9 号煤层 （合并层）进行采样测试。另外井田西 XXXX 煤矿 11 号煤层煤样测试结 果（由山西省煤炭工业局综合测试中心进行提供） 。9、11 号煤层均为自燃 煤层。 1.3 井田境界与储量井田境界与储量 一、井田划分的依据一、井田划分的依据 在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各 部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有： 1、井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 8 适应； 2、保证井田有合理尺寸； 3、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； 4、合理规划矿井开采范围，处理号相邻矿井间的关系。 二、井田范围二、井田范围 图 1-3 井田境界示意图 根据 2009 年 11 月 6 日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证(证号 C1400002009111220042839)，批准 XXXX 煤业有限公司开采 9、11 号煤层， 井田面积为 6.5609km2，生产规模 0.9Mt/a，井田范围由下列 112 个拐点 坐标连线圈定根据 2009 年 12 月 7 日山西省国土资源厅颁发的采矿许可 证(证号 C1400002009121220047205)，批准 XXXX 煤业有限公司开采 4- 11 号煤层，井田面积为 4.5716km2，生产规模 0.90Mt/a，井田范围由下列 112 个拐点坐标连线圈定。 。见井田境界拐点坐标表 1-2。 表 1-2 井田境界拐点坐标表井田境界拐点坐标表(6带带) 1980 西安坐标系1954 北京坐标系 拐点编 号 纬距(X)经距(Y)纬距(X)经距(Y) 14398129.3219633199.624398176.0019633271.00 24398129.3219634574.644398176.0019634646.00 34396315.2919634605.644396362.0019634677.00 44395639.2819635190.654395686.0019635262.00 54395223.2819635208.654395270.0019635280.00 64394658.2719635607.664394705.0019635679.00 74394658.2719634002.644394705.0019634074.00 84395618.2819633986.644395665.0019634058.00 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 9 94396028.2919633979.644396075.0019634051.00 104396018.2919633380.634396065.0019633452.00 114396157.2919633345.634396204.0019633417.00 124396936.3019633219.624396983.0019633291.00 井田呈不规则多边形，南北长 3.471km，东西宽 2.408km，井田面积 4.5716km2。 整合后该矿东北邻 XXX 煤矿，东部隔国有公共井田与 XXXX 煤矿相 望，西南邻 XXX 联营煤矿、XXXX 煤业有限公司，西部为国有公共井田、 西北邻山西 XXX 煤业有限公司。 三、储量三、储量 井田内批采 4、9、11 号煤层共获得保有资源/储量 45.872Mt。其中探 明的经济基础储量（111b）42.950Mt， （111b）占总资源/储量 94%，控制的 经济基础储量（122b）0.155Mt，(111b+122b) 占总资源/储量 94%，推断的 内蕴经济资源量（333）2.767Mt。资源/储量估算结果可靠，能够满足设计 要求。根据地质勘探资料，矿井保有能利用资源/储量汇总表见表 13。 表表13 矿矿井保有能利用井保有能利用资资源源/储储量量汇总汇总表表 单单位：位：Mt 111b111b+122b 资源/储量（Mt） 111b+122b+333111b+122b+333 整合 前煤 矿 煤 层 号 111b122b333111b+122b111b+122b+333 （%）（%） 41.3761.3761.376100100 916.80516.80516.805100100 1111.0280.80711.02811.8359393 原 XXXX 小 计 29.2090.64129.20929.8509898 41.8611.861 91.1840.1861.1841.3708686 1112.5570.1550.07912.71212.7919899 新增 区 小 计 13.7410.1552.12613.89616.0228687 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 10 合计 42.9500.1552.76743.10545.8729494 四、四、 可采储量储量的计算可采储量储量的计算 （一）各类永久煤柱的计算（一）各类永久煤柱的计算 1巷道煤柱 1 MH(2.50.6 ) S f 式中： S1巷道保护煤柱的水平宽度，m； H巷道的最大垂深，m； M煤层厚度，m； f煤的强度系数。 1 HM(2.50.6 )165 (2.50.6 8.06) 24.6m f2 S 巷道煤柱取 30m。 2.其它煤柱 井田边界煤柱留 20m，断层煤柱 20m，工业场地按二级保护,井筒按一 级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角 45，基岩移动角 72)计 算保安煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收 50%左右。 （二）矿井可采储量的计算（二）矿井可采储量的计算 1、矿井工业资源、矿井工业资源/储量储量 矿井工业资源/储量依据下式进行计算： 矿井工业资源/储量=111b+122b+333k 式中： k推断资源量的可信度系数， 取 0.9。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 11 矿井工业资源/储量 45.595Mt。 2、矿井设计资源、矿井设计资源/储量储量 矿井设计资源/储量依据下式进行计算： 矿井设计资源/储量=(矿井工业资源/储量-永久煤柱损失) 式中： 永久煤柱损失为井田境界、断层等保安煤柱。 根据以上计算,矿井设计资源/储量为 39.385Mt。 矿井设计资源/储量汇总见表 1-4。 表表 1-4 矿井设计资源矿井设计资源/储量汇总表储量汇总表 单位：单位：Mt 永久煤柱 煤层 编号 工业资源/储量 111b+122b+333k 井田境界断层、陷落柱小计 矿井设计 资源/储量 43.0511.420.251.671.381 9 18.1561.890.332.2215.936 1124.3881.600.722.3222.068 合计 45.5954.911.306.2139.385 3、矿井设计可采储量、矿井设计可采储量 矿井可采储量依据下式进行计算： 矿井设计可采储量=(矿井设计资源/储量-保护煤柱损失)采区回采率 式中： 保护煤柱损失为工业场地及大巷等保安煤柱；采区回采率为 75%。 根据以上计算,矿井设计可采储量为 16.564Mt。 矿井设计可采储量汇总见表 1-5。 表 1-5 矿井设计可采储量计算表矿井设计可采储量计算表 单位：Mt 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 12 开采煤柱损失 煤层 编号 设计 资源/储量 工业场地大巷小计 开采损失 设计 可采储量 915.9361.04311.53312.5760.842.52 1122.0680.6632.883.5434.68114.044 合计 38.0041.70614.41316.1195.52116.564 1.4 井田开拓井田开拓 1.4.11.4.1 井筒形式井筒形式及数目的确定确定 XXXX 煤业有限公司矿井为兼并重组整合矿井，整合后共有 3 个井筒， 分别为主斜井、副斜井和回风斜井，新掘的主斜井、副斜井在原 XXXX 煤 矿工业场地，新掘的回风斜井在井田的东南角，能够满足兼并重组整合后 矿井设计生产能力的需要。 1.4.21.4.2、井筒位置的确定、井筒位置的确定 1. 井口及工业场地位置的选择 井口及工业场地位置选择的主要原则 1)充分利用现有地面工程及设施。 2)地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足 0.90Mt/a 要求。 3)位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。 4)不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。 5)靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用省。 6)有利于矿井开拓部署，为稳产高产创造条件。 本次设计新掘 3 个井筒，主斜井、副斜井位于井田北中部，回风斜井 位于井田的东北角。 1.4.31.4.3 工业广场位置、形状和面积的确定工业广场位置、形状和面积的确定 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 13 工业场地的选择主要考虑以下因素： 尽量位于井田储量中心，使井下有合理的布局； 占地要少，尽量做到不搬迁村庄； 尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪 水位； 尽量减少工业广场的压煤损失。 根据以上要求，原喜鹊沟煤业有限公司工业场地位于井田西北部，满 足资源重组整合后主、副井工业场地要求；原玉岭山煤业有限公司工业场 地位于井田东部，满足资源重组整合后风井工业场地要求。 1.4.41.4.4 开采水平数目、位置和标高的确定开采水平数目、位置和标高的确定 根据煤层赋存特征，设 1 个水平开拓全井田，水平标高为 +1411.373m。 1.4.51.4.5 开拓方案的确定开拓方案的确定 1、矿井设计开拓方案主要考虑下列原则： (1)有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节及系统。 (2)生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。 (3)投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资。 (4)井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层 的赋存情况。 (5)近期与长远相结合，既要考虑当前效益，又要有利长远规划。 2、开拓方案 基于上述原则，根据地质条件和煤层赋存情况，本次设计方案如下： 斜井开拓方案 矿井采用斜井开拓。扩大原有的工业场地，新掘主斜井作为资源重组 整合后矿井的主提升井，主斜井净宽 4.5m, 净断面 13.8m2,倾角 18，斜长 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 14 553m 至 11 号煤层,掘垂深 35m、直径 5.0m 井底煤仓。装备带式输送机，担 负全矿井的煤炭提升任务，敷设人行台阶、扶手，为矿井的进风井和安全 出口。新掘副斜井作为资源重组整合后矿井的辅助提升井，副斜井净宽 3.6m, 净断面 11.03m2,倾角 18，斜长 425m 至 11 号煤层，铺设 30kg/m 的 轨道，担负矿井的辅助提升、下放大件设备和人员上下任务,敷设人行台阶、 扶手，为矿井的进风井及安全出口。新掘的回风斜井净宽 3.5m，净断面 10.06m2,倾角 18，斜长 65m 至 11 号煤层，敷设人行台阶、扶手，为矿井 的回风井及安全出口。 根据煤层赋存特征，设一个水平开拓全井田 9、11 号煤层，井筒落底 至 11 号煤层后，沿井田西部边界煤柱新掘运输、轨道、回风大巷,至井田南 部边界，回采井田南部新增资源。基本垂直于运输、轨道、回风大巷道布 置工作面运输、回风顺槽。运输、回风顺槽分别与相对应的大巷直接沟通。 运输、轨道大巷均沿 11 号煤层底板布置，回风大巷沿 11 号煤层顶板布置。 巷道间距 30m，巷道保护煤柱每侧 30m。全井田共划分 3 个采区。 井田开拓图见图 1-4、1-5。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 15 第二章第二章 采区地质特征采区地质特征 2.1 采区范围采区范围 根据井田开拓布置，按照煤炭工业矿井设计规范要求，并结合工 作面技术装备和管理水平，设计布置 2 个双翼采区和 1 个单翼采区。首采 区布置在井田南部的 11 号煤层中。 井田共划分为 3 个采区，即 1101、1102 和 901 采区。首采区为 1101 采区，布置 1 个综采工作面保证矿井的设计生产能力。 2.2 采区地质情况采区地质情况 2.2.1 采区地质采区地质 本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。主要含煤 地层为太原组，含有 4、9、10、11、12 号煤层，其中 4、9、11 号煤层为 全井田稳定发育可采，10、12 号为不稳定零星可采，煤层厚度平均 22.65m，地层平均厚度为 108.55m，含煤系数为 20.87%，可采煤层厚度平 均 22.05m，可采煤层含煤系数 20.31%，山西组厚度平均 58.11m，含 3- 1、3-2号薄煤层，煤层平均厚度 0.60m，含煤系数为 1.03%。 本井田地质构造总体为一宽缓的褶曲结构，井田北部发育 S1 背斜，轴 位于井田北中部，轴向 NNW-NNE,井田内延伸长度 1800m 左右；井田西部 发育 S2 向斜，轴向 NNW-NNE,井田内延伸长度 1000m 左右；井田南部发 育 S3 向斜，轴位于井田西南部，轴向 NNW-SW,井田内延伸长度 1300m 左 右;地层倾角 28。 在井田东北部及中部井下采掘各发现有一正断层。 (1)F1正断层：位于井田东北部，走向北西，倾向北东，倾角 70， 落差 10m，井田内延伸长度 350m。 (2)F2正断层：位于井田东南部，走向北西，倾向北东，倾角 70，落 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 16 差 7m，井田内延伸长度 1000m。 另外，井田北部井下发现一陷落柱，陷落柱呈椭圆形，长轴 400m，短 轴 110m。 井田内无岩浆岩侵入。 综上所述，井田地质构造简单为一类。 采区地质情况对开采的影响不是很大。 矿井现开采井田南部 11 号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下： 11 号煤层位于太原组下部，上距 9 号煤层 4.8516.64m，平均 9.19m。煤层厚度 4.608.18m，平均 5.93m，结构简单，含 02 层夹矸， 为井田内稳定可采煤层。煤层顶板粉砂岩为主；底板粉砂岩为主。 井田地质构造简单，总体为一宽缓的褶曲构造，地层倾角 28，在 井田东北部边界发育有一条落差为 10m 的正断层，井田东南部有一条落差 为 7m 的正断层，井田北部有一陷落柱，无岩浆岩侵入。井田总体构造简单 为一类。 矿井为低瓦斯矿井。11 号煤层自燃倾向为类，属自燃煤层，煤尘具 有爆炸危险性。 根据上述 11 号煤层特征,结合目前国内开采技术水平有两种采煤方法可 供选择,即分层开采和放顶煤一次采全高。分层开采适应范围较大,但因掘进 工作量大,分层间距使用金属网假顶,从而使矿井生产吨煤成本加大,影响企业 综合效益。因此,设计中不做为首选考虑的采煤方法,只有当煤层赋存条件不 适宜放顶煤开采时才考虑使用。 放顶煤开采关键在于顶煤的可放性,而顶煤的可放性则由煤层赋存条件、 力学性质、裂隙(节理)发育状况及夹矸特征、顶、底板性质等因素综合确定： 1煤层厚度：一次采全高以 5.00m10.00m 为宜，最大不超过 12.00m，本矿井田范围内 11 号煤层厚度 4.608.18m，平均 5.93m。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 17 根据井田开拓布置及 7、8、19、25 钻孔资料，首采区煤层厚度 5.42m6.46m，平均 5.94m。首采区符合一次采全高放顶煤开采条件。 2煤层倾角：本井田煤层倾角 28，小于 15，符合一次采全 高放顶煤开采条件。 3煤层赋存深度：本井田 11 号煤层，埋藏深度均大于 100m，符合放 顶煤开采条件。 4煤层硬度和节理:本井田范围内 11 号煤层坚固性系数 f=12,在 f3 的放顶煤开采范围之内。 5自然发火期: 据山西省煤炭工业局综合测试中心 2008 年 11 月 29 日 对该矿 9 号煤层（合并层）进行采样测试。另外参考井田西 XXXX 煤矿 11 号煤层煤样测试结果。9、11 号煤层均为自燃。11 号煤层吸氧量为 0.6825cm3/g，自燃倾向性为类，属自燃煤层。 6顶底板岩性: 11 号煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩，厚度平均 9.19m，质硬；底板为粉砂岩、砂质泥岩。参考在圪洞窑煤矿的顶板岩石力 学性质结果，砂质泥岩真密度 2558kg/m3，视密度 2484kg/m3，孔隙率为 2.89%，含水率 1.04%，吸水率 1.19%，单向抗拉强度 0.80MPa，抗剪强度 3.88MPa。顶底板均易管理。 2.3 采区储量和生产能力采区储量和生产能力 2.3.1 采区储量 设计首采区位于 11 号煤层一采区。11 号煤层划分为一个采区，11 号 煤层可采储量即采区可采储量。根据前述，采区储量如下表 2-1： 表 2-1 采区设计可采储量计算表采区设计可采储量计算表 单位：Mt 开采煤柱损失 煤层 编号 设计 资源/储量 工业场地大巷小计 开采损失 设计 可采储量 1122.0680.6632.883.5434.68114.044 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 18 2.3.2 采区生产能力 矿井达产时在 11 号层布置一个综采工作面，两个综掘工作面，采区生 产能力即矿井生产能力：90 万吨/年。 2.3.3 采区服务年限 由于 11 号煤层划分为一个采区，所以，11 号层服务年限即采区服务年 限。 采区服务年限：TZk/(AK) 式中: T服务年限,a； Zk设计可采储量, 16.564Mt； A矿井设计生产能力, 0.90Mt/a； K储量备用系数,取 1.4。 TZk/(AK)14.044/(0.901.4)11.14a； 经计算, 11 号煤可服务 11.14a。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 19 第三章第三章 采煤方法及采区巷道布置采煤方法及采区巷道布置 3.1 采煤方法的选择采煤方法的选择 3.3.1 采煤方法的选择 根据首采采区的地质条件，可考虑采用分层综采采煤法或综采放顶煤 采煤法，下面对两者的优缺点及适用条件作一个简单的比较。 1、 分层综采采煤法的特点 1. 优点 技术成熟，采煤设备配套，类型齐全，性能完好，操作方便，管理 简单，可选出适用各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备 体积小、轻便，回采工作面搬家方便；采高一般为 2.03.5m，回采工作 面煤壁增压区小，煤壁稳定，生产环节良好；回采工作面采出率高，可 达到 9397%以上，能达到国家规定要求；煤炭含矸率低，一般不大于 1.5%， 相对综放开采煤尘浓度低；和综放工艺比较，顶板易管理，工作面巷道 维护难度小。 2. 缺点 工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，上、下分层开采， 人工铺网劳动强度大，铺网费用高，煤巷掘进工程量大，掘进率高，回采 工作面搬家倒面次数多，搬家费用高；区段分层周期长，多次启闭，引起 自燃发火频繁；需要等再生顶板的生成，加剧接续紧张的矛盾；由于 下分层开采需要留内错式隔离煤柱，使得采区采出率降低。 3. 适用条件 煤层顶板不是十分坚硬，直接顶具有一定厚度的缓倾斜厚煤层。 2、 综采放顶煤采煤法的特点 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 20 1. 优点 单产高,工作面具有多个出煤点，而且在工作面内可实行分段平行作 业，易实现高产；效率高，由于放顶煤工作面的一次采出厚度大，生产 集中，放煤工艺劳动量小，以及出煤点多等原因，其生产效率和经济效益 大幅提高；成本低，放顶煤采煤法比分层开采减少了分层数目和铺网工 序，由此节省了铺网费用，此外，其它材料、电力消耗、工资费等也都相 应减少；巷道掘进量小，掘进率和巷道维护费用减少，便于采掘接替； 减少了搬家倒面次数，节省了采煤工作面的安装和搬迁费用；对煤层 厚度变化及地质构造的适应性强。 2. 缺点 煤损多，工作面采出率低（比分层开采低 10%左右） ；煤层易自燃 发火；工作面煤尘大；瓦斯积聚隐患大。 3. 适用条件 一次采出的煤层厚度在 512m 之间；煤的硬度系数一般应小于 3；煤 层倾角不宜过大；煤层所含夹石曾厚度不宜超过 0.5m，其硬度系数也应小 于 3；煤层直接顶具有随顶煤下落的特性，其冒落高度不宜小于煤层厚度的 1.01.2 倍，基本顶悬露面积不宜过大；地质构造复杂、破坏严重，断层较 多和使用分层长壁综采较困难的地段，采用放顶煤能取得较好的效益。 通过以上对比，可以看出：综采放顶煤采煤法是一种优点明显、效益 显著、前景广阔的采煤工艺，同时也体现了高产高效的原则，其不利方面 可采用一些相应的措施，如无煤柱护巷技术；提高工作面推进度；及时喷 注阻化剂；煤体预注水湿润煤层；在放煤口设喷雾装置；尽可能应用低位 放顶煤支架；合理配风，保证风量，同时加强监测手段及生产技术管理等 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 21 措施，可以加以改善。 根据上述 11 号煤层特征,结合目前国内开采技术水平有两种采煤方法可 供选择,即分层开采和放顶煤一次采全高。分层开采适应范围较大,但因掘进 工作量大,分层间距使用金属网假顶,从而使矿井生产吨煤成本加大,影响企业 综合效益。因此,设计中不做为首选考虑的采煤方法,只有当煤层赋存条件不 适宜放顶煤开采时才考虑使用。 放顶煤开采关键在于顶煤的可放性,而顶煤的可放性则由煤层赋存条件、 力学性质、裂隙(节理)发育状况及夹矸特征、顶、底板性质等因素综合确定： 1煤层厚度：一次采全高以 5.00m10.00m 为宜，最大不超过 12.00m，本矿井田范围内 11 号煤层厚度 4.608.18m，平均 5.93m。 根据井田开拓布置及 7、8、19、25 钻孔资料，首采区煤层厚度 5.42m6.46m，平均 5.94m。首采区符合一次采全高放顶煤开采条件。 2煤层倾角：本井田煤层倾角 28，小于 15，符合一次采全 高放顶煤开采条件。 3煤层赋存深度：本井田 11 号煤层，埋藏深度均大于 100m，符合放 顶煤开采条件。 4煤层硬度和节理:本井田范围内 11 号煤层坚固性系数 f=12,在 f3 的放顶煤开采范围之内。 5自然发火期: 据山西省煤炭工业局综合测试中心 2008 年 11 月 29 日 对该矿 9 号煤层（合并层）进行采样测试。另外参考井田西 XXXX 煤矿 11 号煤层煤样测试结果。9、11 号煤层均为自燃。11 号煤层吸氧量为 0.6825cm3/g，自燃倾向性为类，属自燃煤层。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 22 6顶底板岩性: 11 号煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩，厚度平均 9.19m，质硬；底板为粉砂岩、砂质泥岩。参考在圪洞窑煤矿的顶板岩石力 学性质结果，砂质泥岩真密度 2558kg/m3，视密度 2484kg/m3，孔隙率为 2.89%，含水率 1.04%，吸水率 1.19%，单向抗拉强度 0.80MPa，抗剪强度 3.88MPa。顶底板均易管理。 根据矿井开拓部署，分析地质钻孔资料，结合矿井采掘设备情况和生 产管理水平,设计推荐 11 号煤层采用倾斜长壁综合机械化放顶煤采煤方法, 全部垮落法管理顶板。 3.2 采区巷道布置采区巷道布置 根据煤层赋存特征，设一个水平开拓全井田 11 号煤层，井筒落底至 11 号煤层后，沿井田西部边界煤柱新掘运输、轨道、回风大巷,至井田南部边 界，回采井田南部新增资源。矿井开拓大巷也即采区巷道。基本垂直于运 输、轨道、回风大巷道布置工作面运输、回风顺槽。运输、回风顺槽分别 与相对应的大巷直接沟通。运输、轨道大巷均沿 11 号煤层底板布置，回风 大巷沿 11 号煤层顶板布置。巷道间距 30m，巷道保护煤柱每侧 30m。全井 田共划分 3 个采区。 3.3 回采工艺及劳动组织回采工艺及劳动组织 3.3.1 工作面长度的确定 影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技 术管理的难度等。 设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送 机大都按 150200m 的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作 面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响 工作面长度的选择。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 23 矿井移交生产及达到生产能力时，井下 9 号煤层布置一个综采放顶煤 工作面。工作面长度为 120m，采高 2.40m，放顶煤高度 3.54m，掘进工作 面为 2 个，采掘比为 1：2。 3.3.2 工作面推方向和推进速度 工作面的推进方向为后退式，推进速度为 3.6m/d。 3.3.3 劳动组织 用比较类推法，根据类似工作面的定员和工作面及劳动定额配备对各 项工种和人员数目进行确定，具体工种和人员数目见表 66。 表表3-1 劳动组织劳动组织表表 工种一班二班三班检修班合计在册 班长 2222810 采煤司机 33331215 刮板机司机 111479 转载机司机 111256 胶带机司机 22241012 支架工 2223911 放煤工 3330911 泵站工 111145 电站工 1116911 浮煤清理工 44401215 送饭工 111145 端头完好工 55582326 防尘工 111034 运料工 2222810 油脂四铁工 34 材料工 34 地面装料工 34 技术员 23 区长 45 合计 29292936138170 在确定在册人数时，出勤率按 95%计算，在册人数按式下式计算。 在册人数=出勤人数（7/6）/出勤率 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 24 式中 7/6替休系数； 在册人数=138（7/6）/95%=170 3.3.4 工作制度 回采工作面工作制度采用“四六”工作制，三班采煤，一班检修。 3.3.5 工作面正规循环作业图表 工作面正规循环作业图表见工作面布置图。 3.3.6 工作面效率的计算 工作面效率= 在册人数 工作面日产量 = 170 8 . 042 . 1 4 . 294 . 5 120 =11.43t/工 3.3.7 工作面主要技术经济指标 工作面主要技术经济指标见表 32。 表表32 工作面主要技工作面主要技术经济术经济指指标标 指标 工作面特征 单位数量 工作面长度 m120 工作面倾角 28 采 高 m5.94 截 深 m0.6 日进度 m/d3.6 日产量 t/d2727 月进度m/月 99 月产量t/月 74992.5 回采工作面效率t/工 11.43 坑木消耗m 3/万 t 10 截齿消耗个/万 t 100 乳化液消耗Kg/万 t 270 油脂消耗Kg/万 t 400 吨煤成本元/t 26 日出勤人数工 138 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 25 （备注：每月按27.5天计算） 3.3.7 回采工作面主要机械设备 回采工作面主要机械设备见表 3-3. 3-3 回采工作面主要回采工作面主要设备设备型号型号 数 量 序 号 设备名称设备型号 容量 （kW） 单 位使用 备 用 合计 备 注 1 采煤机MG160/375-W 375 台 11 2 液压支架ZF4800/17/28 型架 801090 3 端头液压支 架 架 44 4 刮板输送机 SGZ630/2642132 部 11 5 转载机 SZB764/3202160 部 11 6 胶带输送机 SSJ1000/90900 部 11 7 乳化液泵 MRB-125/31.590 个 112 一箱两 泵 8 喷雾泵 XPB250/5.530 台 11 9 工字钢梁根 40848 10 单体液压支 柱 DZ28-25/100 根 10020120 11 小水泵 KWQX18-32-5.55.5 台 11 12 回柱绞车 JH-87.5 台 22 13 调度绞车 JD-11.411.4 台 11 14 液压支柱注 液枪 DZ-Q1 个 213 3.5 采区准备采区准备 综放工作面设计采用双滚筒采煤机破煤。工作面首先沿 11 煤底板布置 一个采高 2.4m 的综采工作面，采用双滚筒采煤机割煤，顶煤通过放顶煤支 架放出。 11 号煤层以一个长壁综采放顶煤工作面保证年产 0.90Mt/a 的生产能力， 长壁综采放顶煤工作面日产量 2727t 左右。设计采高 2.40m，放顶煤高 3.53m。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 26 回采工艺为：试机双滚筒采煤机前端头斜切进刀割煤伸伸缩梁 拉后部刮板输送机移架同时收伸缩梁推前部刮板输送机采煤机割 煤两刀后，停止割煤放顶煤拉后部刮板输送机，放煤步距 1.2m，工作 面采用间隔多轮循环放煤方式。 割三角煤进刀过程如下： 当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机 机身处尚留有一段下部煤 图 3-1（a）； 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割 入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直 3-1（b）； 再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处3-1（c）； 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤， 3-1（d）。 (a) (b) (c) (d) AA AA AA AA 1 2 2 1 1 2 1 2 A-A A-A A-A A-A 图 3-1 工作面端部割三角煤斜切进刀 (a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤 1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机 工作面放煤采用多轮顺序放煤，刀一放，采放平行作业。 太原理工大学继续教育学院毕业设计煤矿开采技术专业 27 在采煤机截割煤的同时，利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装 到工作面刮板输送机；余煤由铲煤板随移溜