潞安集团五阳煤矿南丰扩区150万吨新井设计【含CAD图纸+文档】
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潞安集团五阳煤矿南丰扩区150万吨新井设计【含CAD图纸+文档】,含CAD图纸+文档,集团,煤矿,南丰,150,万吨新井,设计,CAD,图纸,文档
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专题论文关于综采放顶煤技术几个问题的看法摘要：综合机械放顶煤技术在开采过程中显现出了许多弊端，其中综放采煤方法能否继续生存下去的一个关键技术因素就是煤炭采出率太低的问题，其他还有井下水的防治和煤层自燃问题的治理。这些也都是我们亟待解决的问题。关键词：综合机械化放顶煤 采出率 矿井水防治 工作面防火正文：综合机械化放顶煤采煤方法时在前些年发展起来的，随着其应用的推广和采煤方法的不断发展，这种方法逐渐显现出了一些问题。但不能因为这个就对它进行全盘否定，只有在发现问题和解决问题的过程中我们才得以不断发展进步。综放开采能得以推广发展，必然有其优越性，主要表现在以下几个方面：（1）高产高效：由于放顶煤开采已经实现了采放平行作业，一个工作面的生产相当于两个工作面的生产，单产和效率比分层开采均能提高；（2）巷道掘进率低：据统计比分层综采巷道掘进率要低5060，特厚煤层开采，巷道万吨掘进率降低更明显；巷道维护条件有所改善。可以明显地缓和矿井采掘关系；（3）单位进度采煤能力加大，工作面搬家次数少：一百万吨的搬家次数较分层开采可减少一半以上；（4）减少工作面个数：百万吨矿井直接实现一矿一面，可以大量节省全矿劳动力投入，大幅度提高矿井和全员工效；（5）占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤，依靠自重放煤的，所以综采放顶煤采煤法是一种动力消耗最小的综合机械化采煤法；（6）与一般的综采相比，综采放顶煤采煤成本明显降低；（7）综采放顶煤开采的过程中，由于其顶煤是利用地压破碎，依靠自重有控制的放煤，快煤量与机采割煤相比有所增加，对于有些煤种经济效益是比较明显的； 但是在生产过程中，尤其事在近几年，由于煤矿事故频发，而综放技术本身在对水、火的防止和回收率方面就存在着难度，所以对煤矿企业是否能采用放顶煤技术进行开采是颇有争议的一件事情。下面我就对综放技术在对水、火的防治和回收率的提高方面谈谈我的看法。一、 关于提高综放工作面顶煤回采率的问题综放采煤方法能否继续生存下去的一个关键技术要素就是煤炭采出率的高低，综放工作面的顶煤损失按照所使用的放顶煤支架和采煤工艺的不同，主要有工艺损失、初采损失、末采损失和端头损失。工艺损失是综放工作面煤炭损失的主要构成要素，约占总损失的67。对减少综放工艺损失的方法，现在的研究主要集中在通过对顶煤顶板运动规律、顶煤冒放性规律和放煤工艺研究来确定合理的放煤步距、合理的采放高度比和合理的放煤工艺，减少综放工作面的回采工艺损失。在放顶煤工作面，由于顶煤的回收和矸石的跨落几乎是在同一时间和同一地点自然完成的，因此混矸和丢煤是不可避免的。最大限度的放出煤炭并使其含矸率最低是放煤的最终目标。综放开采顶煤的放落是一个非常复杂的力学过程，顶煤放出率和含矸率的高低受很多因素的制约，例如除了架型、放煤参数、放煤工艺等外部可控因素，还有直接顶和顶煤的力学性质等内在因素，同时，他还受上覆岩层运动的影响。其具体做法如下：1）端头放煤综放工作面两端不能放煤，这不但造成大量煤炭资源损失，而且也给综放工作面防灭火带来困难，针对这一问题，主要的解决方法是在端口使用相匹配的支架。使顶煤可以顺利回收。2）顶煤冒放法综放工作面顶煤的破碎在利用矿山压力和支架的反复支撑作用来实现时，从初采到顶煤初次跨落是造成煤炭损失，为了减少这部分煤炭损失，综放工作面应采取减小顶煤和直接顶初次跨落步距，所以应该选择合理的放煤步距。以使破碎完全，顺利回收。放煤步距过大，顶板方向的矸石先于采空区后的煤炭涌出；放煤步距过小，则采空区方向的秆石先于部分顶煤到达放煤口，这样都将造成脊背损失，降低回采率。放顶煤应与采煤机割煤、移架平行作业。开采实践证明，两采一放的放煤步距有利提高回采率，实现高效生产。对于节理裂隙不发育，顶煤冒放性较差的煤层，需要对顶煤进行弱化处理。为改善顶煤的冒放性，提高回采率，采取在工作面支架顶梁爆破天窗打眼爆破松动顶煤的方法；对于高瓦斯矿井，最好使用水力致隙法使顶煤进一步破碎。 选择合理的放煤工序：采用多轮放煤，均匀放顶，保证煤岩的均匀下沉；严格按照间隔顺序放煤，工作面设两个放煤口，均匀由下向上顺序放煤， 坚持多轮、顺序、问隔、均匀放煤，大块破碎、见矸关门的原则，可大大减少了原煤的含砰率，提高了回采率。 采用打深孔炮眼爆破松动顶煤、三角煤技术，有效地提高了顶煤及三角煤的回收率，缓解了由于丢弃三角煤造成采空区浮煤自燃发火间觊 实施松动爆破后，不但提高了顶煤的可放性和回采率，而且减小了顶板来压剧烈程度，使工作面在正常回采过程中周期来压时间短，压力小，有利于工作面的生产管理，也解决了采空区悬顶问题，工作面来压趋于稳定，顶煤采出率有了一定的提高，经济效益明显。二、关于综放工作面水灾害的防治技术的问题疏水降压法：由于导致矿区突水事故的主要是顶底板承压水或老空区积水，降低水压是降低突水事故的有效途径。疏水降压是依靠控放工程完成的，控放工程分为三种形式，专门疏水巷道控放型、井下钻孔控放型、煤层底板突水点控放型，具体措施应根据采区的具体情况选用。 煤层底板注浆改造：煤层底板注浆改造技术是治理承压水含水层突水的一项有利措施，七技术核心部分是在回采工作面的下顺槽向工作面的下部承压含水层施工大量的密集注浆钻孔，用高压注浆泵向高压含水层中注入水泥粘土混合浆液，让混合浆液充填承压含水层和煤层底板隔水层中的裂隙。首先，含水层中承压水被赶出含水层，其次由于高压注入水泥粘土混合浆液，其粘度比水大的多，其流动阻力也比大的多，当其凝结成不可流动的固体和半固体，将原来的含水层和导水的隔水层变成彻底的隔水层，切断了突水灾害的源头。对于老空水害得防治应尤其注意，在煤炭开采过程中由于才面巷道起伏不平,随着工作面得推进,顶板水或人工注水聚集到低洼处,给下方采掘工作面造成威胁,特别是在沿空掘巷,煤壁注水,放顶煤开采和采空区注水防煤层自燃得矿井,由于这些措施给老空积水提供了水源,容易造成老空水聚集,采掘工作面手老空水威胁更为突出,.对于这些问题得处理最好得办法是防患于未然。具体的措施有：（1）严格控制井田边界，不要超层越界开采，更不能破坏防水煤柱开采，同时加大煤矿水害防治的监管监察工作。（2）重视矿井防治水技术和手段的应用，尽量选择适合本矿区地质条件的防水技术方法和手段。并在实践中不断摸索。寻求最优的防水方案。（3）对于老空区的探放要有严格的技术措施，对于老空水，放与不放、以及何时探放本身就是一件非常重要的事情，要以谨慎严格的态度对待。做到有的放矢。（4）在采区工作面布置时应尽量按顺序自下而上进行回采，从而减少探访水的工程量，提高回采效率和生产安全性。三、关于综采工作面防火的问题在综采工作面如果煤层属于易自燃煤层，由于受采动影响媒体比较破碎，具备充足的漏风通路。在综放开采时，由于采空区顶板冒落高度大，采空区在短时间内不能及时充满压实，造成采空区漏风通路多，并且露风量较大，采空区遗煤较多且成破碎状态堆积，未自燃发火提供了物质条件。所以在工作面一定注意防灭火。具体的做法有：（1）提高回收率，特别是顶煤放出率，在减少煤炭资源损失的同时，也减少了综放工作面采空区的遗煤量，从而降低了自燃火灾发生的可能性；（2）一次采全厚，对于易自燃煤层，若采用分层开采，当进行下分层开采时，上分层采空区的漏风源较多，极易发生煤层自燃火灾，所以对于易自燃煤层要尽量一次采全厚；（3）在开切眼安装时，要对开切眼煤壁进行处理，例如喷射水泥沙浆封闭，对较大的裂隙区还要注黄泥，同时降低风速，以减少漏风，减弱氧化强度。（4）对于两巷煤体，由于受顶板压力的破坏会产生大量裂隙，形成漏风条件，开始氧化，当孔隙体积足够时就形成蓄热条件，使裂隙内的煤由氧化、自热进入自燃。实践证明，巷道煤体自燃预矿压和支护的关系非常密切，矿压越大，巷道越难支护，产生的裂隙也越多，煤体也就越容易自燃。矿压大，来压频繁产生的裂隙也必然多，自然发火也就越频繁。具体的防护措施就是加强支护，降低煤体的裂隙率。再有就是向松散破碎的煤体注入凝胶，实行密实加固。（5）合理确定工作面的推进速度。根据实际观测，可能自燃带的位置一般距离工作面3040m，因此，当工作面推进速度大于40m时，可能自燃带浮煤氧化时间短，未达到自然发火条件，就进入窒息带。这种方法可有效防止采空区自然发火。 总之，综采放顶煤技术，有其适用的范围，虽然现在范围较小，但我相信随着其问题的不断解决，这个范围是会不断扩大的。摘摘 要要这次设计主要是针对潞安集团五阳煤矿南丰扩区。该扩区面积 13.5km2，主采 3#煤层，设计服务年限为 50 年。该扩区地质构造复杂程度属中等。煤层赋存较稳定。这次设计主要是根据所收集到的矿区资料，按照矿井设计的有关规定、条例，通过对学过的专业知识的复习对扩区三号煤层进行设计。通过方案比较，选择双立井，分区式开拓，用综合放顶煤技术对煤炭资源进行开采。通风方式选择中央并列式。在开采过程中最大限度的节约费用，保护环境。 关键词：五阳煤矿南丰扩区，地质构造，双立井开采，分区式开拓 ，通风 ，综合机械化放顶煤SUMMARYSUMMARYSummary:This design mainly aims at Wuyang coal mine Nanfeng expand area which belong to Luan group .The expand area is 13.5km2.The 3# seam is the designed seam, its design service life is 50 years.The geologic structure complex degree of the expand area is medium.The seam endows relatively stably.This design mainly according to the collection of mineral area data and the relevant provision, criterion, regulation of mineral design in our country, via review the professional knowledge once learned.Through compared three plan proposed according to the situation of 3# seam, finally I adopt the two-shaft, district mining and The comprehensive mechanization put top coal down plan. About ventilated I use center paratactic mode,In the process of exploitation make the biggest limit top to economize expenditure and the environmental protection .Key word: Nanfeng expand area of Nanfeng coal mine, geologic structure， two-shaft exploitation ， district mining ， ventilation The comprehensive mechanization put top coal down目目 录录第一章第一章 矿井地质概况矿井地质概况 .21.1 矿井地质及交通 .21.2 井田境界及储量 .51.3 井田地层及地质构造 .61.4 矿体赋存特征及开采技术条件.131.5 井田勘探类型及勘探程度评价.18第二章第二章 矿井工作制度，生产能力及服务年限矿井工作制度，生产能力及服务年限 .192.1 矿井工作制度 .192.2 矿井生产能力及服务年限.19第三章第三章 井田开拓井田开拓 .213.1 井筒形式、数目及位置的确定 .213.1 开采水平的划分及布置 .243.3 井底车场 .343.4 方案比较确定开拓系统 .35第四章第四章 采矿方法采矿方法 .384.1 采区地质情况 .384.2 采区的划分 .394.3 采区巷道布置 .404.4 采煤方法 .444.5 工作面设备确定 .504.6 劳动组织 .514.6 工作面主要技术经济指标 .53第五章第五章 矿井通风与安全矿井通风与安全 .555.1 影响矿井通风安全的因素 .555.2 矿井通风系统 .555.3 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算 .575.4 矿井通风设备选型 .645.5 矿井通风等积孔的计算 .665.6 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施 .67第六章第六章 矿井提升、运输、排水、供电设备选型矿井提升、运输、排水、供电设备选型 .716.1 矿井提升设备选型 .716.2 主运输设备选型 .826.3 矿井排水设备选型 .856.4 供电设备选型 .85第七章第七章 环境保护环境保护 .877.1 境现状及地面保护物概述 .877.2 主要污染源及污染物 .897.3 资源开发对生态环境影响与评价 .897.4 开采环境损害的控制与生态重建 .947.5 环境保护与生态重建投资估算 .96第第 8 章章 建井工期建井工期 .988.1 移交标准.988.2 井巷工程量.988.3 建井工期.99致谢致谢 .101专题论文专题论文 .102关于综采放顶煤技术几个问题的看法.102主要参考文献主要参考文献 .106前前 言言毕业设计是采矿工程专业对本专业所学知识的全面复习和巩固，加深理解所学的专业知识，并系统的熟悉矿山开采设计，建设，生产，及安全的各个环节和系统的掌握有关知识，为以后从事矿山设计，建设及安全技术工作，技术管理工作及经营管理工作做好准备。 这次毕业实习我选择在陕西省潞安集团五阳煤矿，五阳煤矿位于山西省襄垣县境内，潞安矿区北中部，隶属于潞安环能股份公司，为山西省国营企业。矿井始建于 1956 年，1963 年投产，设计生产能力 0.90MT/a，1973 年达产，1985 年改扩建后设计生产能力为1.50MT/a。一、设计依据 这次设计主要时针对五阳煤矿南丰扩区，该扩区位于襄垣县境内，潞安集团北中部，五阳井田西部。属黄土丘陵地带，地形起伏较大。全区广为第四系黄土所覆盖。 矿井原井田面积 63.21km2，随着开采资源的枯竭，五阳煤矿于 1990 年上报申请将五阳煤矿相邻的南丰井田划归五阳煤矿开采，并得到山西省煤管局批准。该扩区面积13.5km2，井田范围南以文王山北正断层为界，北至西川正断层，东起 15-3 号煤层露头线及经线 38418000，西至经线 38408000。南北长约 13km，东西宽约 10km，面积78.3649km2。该扩区位于五阳井田西部，东以淤泥河保护煤柱为界，南至文王山北断层，北以小黄庄断层为界，西以经线 38408000 线与南丰井田深部相接。南北长约 4.5km，东西宽约 3km，面积为 13.5km2。本区煤层埋藏深，区内无小窑开采。煤层主要含贫煤、瘦煤。贫瘦煤。煤的变质作用类型以深成变质为主。二、设计思想 通过扩区储量确定合理的矿井生产能力和服务年限，然后根据已收集到的地质资、矿上的生产实践经验并现结合自己所学的专业知识和现在采煤业的一些前沿技术，针对矿井生产的各个环节提出相应的几个切实可行的方案，然后通过方案比较从中选出在经济上相对最合理，技术上可行的方案作为该部分的最终方案。最终完成整个毕业设计。三、设计的主要特点根据该扩区主采的三号煤层的赋存状况和地质水文条件对矿井开拓进行设计。扩区工业储量 10768.61万吨。设计服务年限 50 年；由于埋藏较深，采用双立井开拓系统。井底车场采用立井环形车场，调车采用 Bxk8-7 机车调车,并辅以相应的重力自动滑行.车场内铺设双轨,空重车存车线长度均按 1.5 列车长度设计，长约 35m，轨距 600mm，钢轨为630 型；由于煤层赋存以中央南侧的天仓向斜为主要地质构造形态。且在轴部附近煤层倾角较大，其余部分则较平缓。所以井下巷道布置，在轴部沿倾向开采；通风方式的选择应贯彻“安全第一、预防为主”的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理。根据扩区井田煤层的赋存条件，综合考虑矿井瓦斯等级、各煤层瓦斯涌出量、煤层自然发火性、煤尘爆炸性及爆炸指数、矿区地温及井田开拓方式确定扩区的通风方式为中央并列抽出式,主、副立井为进风井；井下排水系统有两套，井下水仓总容量为9215.6排水系统其一是井下污水排水系统，井下污水通过大巷流入中央水仓，再由中3m央泵房水泵排到地面供五阳热电厂使用；其二是井下清水排水系统，利用专用管道将井下清水集中在井下清水仓中，然后经排水孔排到地面清水池供矿区及附近农村生产生活用水。矿井正常排水能力为 900，最大排水能力为 1640；在开采过程中注意hm3hm3对环境的保护。 尽量减小地表沉陷，保护地表建筑和农田。第一章 矿井地质概况1.11.1 矿井地质及交通矿井地质及交通.1 交通位置交通位置山西潞安环保能源开发股份有限公司五阳煤矿位于山西省襄垣县境内，地理坐标东经约 1125809，北纬约 362646 363347。五阳煤矿交通条件较为便利。本矿铁路专用线与五阳站相接；邯长、太焦铁路在长治北站交会，太焦铁路线自北而南横穿井田，南经焦作与焦枝线、陇海线相接，北经太原可接石太线及南、北同浦线，东经邯郸、聊城、济南可分别接京广线，京九线和京沪线；榆黄公路南北向跨越本井田东部；向东有邯长公路，向南有长临公路；208 国道及长太高速公路由井田外西约 1km 处自北向南经过；太洛公路经扩区西约 2km 处自北向南穿过。襄垣各乡镇间有公路相通，区内交通便利。五阳矿区距襄垣车站 3.5km，距五阳车站 2.5km。距襄垣县城约 3km，距长治市约 45km ,距太原市约 215km。潞安矿区的公路网连接着整个矿区，矿区至长治、太原等地均有汽车相通。如后附交通图。.2 地形地貌及河流地形地貌及河流潞安矿区位于太行山中段西侧，长治盆地之西部。隶属的五阳井田位于矿区东北部。纵观其地貌特征属黄土高原的低山丘陵地带，地势较为平坦，呈南高北低，西高东低。大多为黄土所覆盖，局部零星出露中奥陶系地层及二叠系地层。冲沟发育。最高点位于本区南文王山北断层附近，海拔标高为+945.50m，最低点位于漳河河谷，海拔标高 +854.00m.，最大高差位 91.50m。本井田主要河流为浊漳河西源和南源，属海河水系漳河流域。浊漳河南源由南而北流经井田，其支流有绛河、岚水、淘清河等。浊漳河西源由西而东横穿井田，其支流有淤泥河。浊漳河南源流入漳泽水库与其支流汇合，再向北至井田中央与西源汇合，南、西二源汇合穿越井田，至襄垣城东与浊漳河北源汇合流出五阳井田。五阳煤矿交通图五阳煤矿交通图.3 气象与地震情况气象与地震情况该区属温带大陆性气候。年平均温度 8.9 摄氏度，月平均最低气温6.9 摄氏度（一月） ，最高气温 22.8 摄氏度（七月） 。年降雨量为 414.0 至 917.0mm。平均为 583.9mm。年蒸发量为 1493.8 到 1996.3mm，平均为 1731.84mm。降雨量多集中在 7.8.9 三个月。日最大降雨量为 109.7mm。方向多为西北风，最大风速 14 到 20m/s。冻土期为每年 11月至次年 4 月，最大深度 550mm。据（79）晋抗震字十号文“关于颁发山西省地震烈度区划分及说明书的通知”襄垣县地震烈度为 6 度区。.4 矿区概况矿区概况五阳煤矿隶属于潞安还能股份公司，为山西省国营企业。矿井始建于 1956 年，1963 年投产，设计生产能力 0.90Mt/a，1973 年达产，1985 年改扩建后生产能力达1.50Mt/a。矿井原井田面积 63.21km2，随着开采资源的枯竭，五阳煤矿于 1990 年上报申请将五阳煤矿相邻的南丰井田划归五阳煤矿开采，并得到山西省煤管局批准。该扩区面积13.5km2，煤层主要含贫煤、瘦煤。贫瘦煤。煤的变质作用类型以深成变质为主。即变质程度随煤层赋存深度的增大而增高。全区媒质稳定，煤类分布简单，主要作为配煤炼焦和动力用煤。矿井原井田储量已于 2005 年基本采完，今年年初，矿井生产已全部转入南丰扩区。该扩区位于长治市境内，由于长治市工业基础雄厚，冶金、化工、建材、电力、机械等行业发达，扩区建设所需的材料均可得到解决。1.21.2 井田境界及储量井田境界及储量.1 井田境界井田境界 井田范围南以文王山北正断层为界，北至西川正断层，东起 15-3 号煤层露头线及经线 38418000，西至经线 38408000。南北长约 13km，东西宽约 10km，面积78.3649km2。南丰扩区位于五阳井田西部，东以淤泥河保护煤柱为界，南至文王山北断层，北以小黄庄断层为界，西以经线 38408000 线与南丰井田深部相接。南北长约 4.5km，东西宽约 3km，面积为 13.5km2本区煤层埋藏深，区内无小窑开采。.2 储量储量表表 1-11-1 井田工业储量汇总表井田工业储量汇总表.3 矿井高级储量比例矿井高级储量比例根据勘探设计要求，3 号煤层高级储量（A+B 级）占总储量的 40%，其中初采区达到 70%。根据上述要求本区储量计算结果如下：3 号煤层 A 级储量占总储量 39%，A+B 级占总储量 64%，符合煤炭资源地质勘探规范的要求。1.31.3 井田地层及地质构造井田地层及地质构造潞安矿区处于我国东部新华夏构造体系第三隆起带中段,即太行山段.在这个一级隆起带上发育有二级隆起与凹陷,由东向西有晋城-获鹿断褶带,武乡-阳城凹褶带等,它们彼此平行呈雁行排列.总体延伸方向为北 2030东,局部地段因受其它构造体系的影响略偏北.潞安矿区处于武(乡)-阳(城) 凹褶带中段, 晋(城)-获(鹿)断裂西侧. 晋(城)-获(鹿)断裂对矿区构造格局的形成和发展具有重要的控制作用. 矿区主体构造方向与晋(城)-获(鹿)断裂带一致,呈北北东北东东向.沿南北方向分别以文王山地垒和二岗山地垒为界分为北、中、南段。北段南部文王山断层与西川断层之间，由宽缓褶曲和正断层组成的北东东向的构造带，五阳井田位于该构造带内，北以西川断层为界，南以文王山北断层为界。五阳井田处于上述二级构造带之间，受晋(城)-获(鹿)断褶带的控制和武(乡)-阳(城) 凹褶带的影响主要形成低级、低序次的构造。本井田的基本构造特征为：宽缓褶曲工 业 储 量（万 t） 煤层层别面积（m2）ABA+BCA+B+CCBAACBABA3 号13.352695.214238.126933.333835.2810768.6139%649 号7.060 00996.82996.8200153号12.780002653.192653.1900合计 2695.214238.126933.337485.2914418.61相伴有大中型、高角度正断层和次一级的小型断裂，构造线方向大致为北东东和北东方向褶曲。井田内主要褶曲是天仓向斜，与其伴生的次级褶曲由北向南有：崔村向斜、大郝沟向斜、十字道向斜、五阳背斜、东周背斜。其轴向除崔村向斜为北北东向外，其余均为北东东向。天仓向斜横贯井田中央，为本井田的主体构造。褶曲的共同特点是：向西倾伏，两翼倾角 520，一般 10左右，仅天仓向斜和崔村向斜、靠近枢纽部分有大于 20甚至达到 20的。天仓向斜幅度在 100m 以上，其它在 20m80m 之间。小黄庄断层以北至西川断层之间由崔村向斜和大郝沟向斜构成煤层的基本形态，而小黄庄断层以南至文王山断层之间以中部的天仓向斜构成煤层的基本形态。这次设计主要是针对南丰扩区，该扩区位于襄垣县境内，潞安矿区北中部，五阳井田西部。属黄土丘陵地带，地形起伏较大。全区广为第四系黄土所覆盖。靠近漳河两岸零星有石河子地层，区内最高点位于西北部，标高为 939.6m,最低点位于西漳河与淤泥河交汇处，标高为 865.3m，高差 74.3m。区内褶曲为北东东向，自北向南依次为十字道背斜、天仓向斜、东周向斜，其中以中部的天仓向斜构成扩区煤层基本形态；断层较发育，有九条断层，且全为正断层；陷落柱发现六个，其中钻探揭露两个，电法解释四个。下面主要介绍该区的地质情况。（1）区域地层根据以往地质资料和新近勘探资料，将区域地层的发育情况简述如下表 121：表表 121 区域底层发育情况表区域底层发育情况表地质年代纪统组岩层总厚度岩层组成及特征含煤层数及厚度备注下统64m209m平均 130m中、上部为浅灰色中巨厚层状白云岩，含燧石条带及白云岩。没有煤层与下伏地层为整合接触奥陶中统下马假沟组37m213m平均 120m中、上部岩性为青灰色中厚、巨厚层状石灰岩，下部为角砾状泥灰岩，浅灰黄绿色钙质灰岩。没有煤层无 纪中统上马假沟组170m308m平均 230m中、上部岩性为灰色白云质泥灰岩类泥质灰岩，灰黑色中厚层状貂皮灰岩夹泥灰岩，下部为灰绿色泥灰或角砾状泥灰岩。没有含煤层无奥陶纪中统峰峰组0m176m平均 120m岩性为浅灰色中厚层状貂皮灰岩，灰白，灰黄色薄层状白云质灰岩，夹灰黑色中厚层状灰岩。没有含煤层无石炭纪中统本溪组0m35m平均 20m岩性以浅灰色铝土泥岩为主，并发育有石灰岩、灰白色砂岩，夹有煤线。底部有山西式铁矿透镜体。没有含煤层与下伏地层假整合接触石炭纪上统太原组82m142m平均 90m岩性以灰白色砂岩及灰色粉砂岩，泥岩为主。发育石灰岩46 组。底部为灰白色中厚层状砂岩。含煤 1015 层与下伏地层为整合接触二叠下统山西组36m68m平均 60m岩性以灰白色中、细粒砂岩，灰色泥岩，砂质泥岩及粉砂岩为主。底部为灰白色中含煤 14 层与下伏地层为整合接触纪或细粒砂岩为底界。二叠纪下统下石盒子组48m78m平均 65m顶部为杂色鲕状铝土泥岩，中部为灰白色中、细粒砂岩，下部为黄绿色砂岩，夹灰色泥岩，底部以灰白色中、细粒砂岩为底界。没有含煤层与下伏地层为整合接触二叠纪上统上石盒子组410m510m平均 500m顶部为黄绿色砂岩与紫红色泥岩互层。中、上部为杂色泥岩、砂质泥岩、中、粗粒砂岩以及黄绿色中粒砂岩、灰色泥岩。没有含煤层与下伏地层为整合接触二叠纪上统石千峰22m217m平均 150m岩性为黄绿色厚层状中、粗粒砂岩与紫红色泥岩互层。没有含煤层与下伏地层为整合接触三叠纪下统刘家沟115m595m平均为 400m岩性为浅灰、紫红色薄中厚层状细粒状砂岩，夹紫红色泥岩。没有含煤层与下伏地层为整合接触三叠下统和尚沟131474 平均为250m岩性为紫红色薄中厚层状细粒状砂岩，没有含煤层与下伏地层为整合接触纪夹紫红色泥岩。三叠纪中统二马营一般厚度为600m上部为紫红色泥岩、砂质泥岩夹细粒砂岩。中部为紫红色砂质泥岩夹浅绿色中厚层状中、粗砂岩。没有含煤层与下伏地层为整合接触三叠中统铜川组一般厚度为550m上部为紫红色砂质泥岩，夹中、细粒砂岩。下部为紫红、灰绿色后层状中粒砂岩，局部夹灰绿、灰紫色砂质泥岩。没有含煤层与下伏地层为整合接触三叠上统延长组30m138m平均为 50m岩性为紫红，灰绿色中厚层状中、细粒砂岩、粉砂岩、泥岩，夹淡水灰岩。没有含煤层与下伏地层为整合接触上第三系地层厚度为5m268m岩性以红色粘土、砂质粘土为主，底部为砾岩层。在武乡县张村为厚层灰绿、灰黑色粘土，粉砂与薄层泥质灰岩互层，并夹油质岩。没有含煤层与下伏地层为不整合接触第四系地层厚度为0m330m岩性为棕黄色、淡黄色亚粘土，含砂质粘土、亚砂土夹钙质结核及砾石。没有含煤层与下伏地层为不整合接触（2）煤层综合柱状图（3）断层断层在褶曲形成过程中，由于背斜轴部张引力的作用发育高角度正断层，构成地垒、地堑构造，它们是五阳井田常见的断层组合形式，直接控制和影响含煤岩系的分布发育规律和煤层开采。井田控制性断层从北向南：西川正断层、王家庄正断层、小黄庄正断层、崔家庄 3 号、2 号、1 号正断层、文王山北正断层落差均大于 100m，落差 10010m的中型断层有：东南上正断层、仓上正断层、西王桥正断层、南丰正断层、西大巷正断层、果园正断层、东周正断层等。区内共揭露大小断层 198 条：其中正断层 195 条、逆断层 3 条。落差大小统计：大于 5m 的 55 条 15m 断层有 81 条，小于 1m 的断层 62 条。均不同程度的影响生产。除逆断层外均为高角度正断层，断层倾角 6585，一般为 7075。断层延伸方向分两组，其中主要一组为 NEE 向，常在 N6085之间，一般为 N7080E，另一组为 NE 向，常在 N4550之间。（4）陷落柱 五阳井田内岩溶陷落柱较发育，从目前钻探和生产资料来看，岩溶陷落柱主要集中在天仓向斜轴两侧，共发现 51 处，其中井下揭露 42 个，电法勘探发现 4 个。三维地震勘探 5 个。横截面大多呈椭圆形，长短轴比一般为 1.7：2.0 长轴与构造线方向垂直，短轴则平行与构造线方向。柱体大小不一，最大可达 97750m2，一般为 4400m2，平均14619n2，接触面呈锯齿状，常以 7585 倾角的反漏斗状向深部延伸。已揭露的陷落柱在 403450m 水平，因大部分处在奥灰水位之上，所以大部分无水，从揭露的陷落柱分析具有以下特征：A；陷落柱密集分布于天仓向斜轴附近约 600m 的范围内，与向斜轴中和面以下的拉张性破碎带有关，有利于地下水的流动及岩石崩塌而形成陷落柱。B：陷落柱长轴方向与向斜轴垂直，这与拉张断裂有关，在平面上陷落柱相对密集。C：陷落柱附近常伴有小断层，如 6 号与 25 号陷落柱。D：陷落柱接触面呈锯齿状。E：柱体内岩性杂乱无章，大小不等，产状不同，岩性胶结不好。F：陷落柱个别渗水，如 25 号陷落柱，打钻微渗水，27 号、28 号陷落柱漏水，特别是 6 号陷落柱 1984 年发生突水。G：陷落柱相对下沉距离 3080m。H：柱体内掘进巷道压力大、易发生底鼓如 2 号陷落柱。I：南16 钻孔在 420m 揭露陷落柱，上段 420496，软岩层较破碎，破碎层段岩芯采取率 82%，496m 以下岩芯产状明显紊乱，倾角 3090 不等，说明重力作用较大。J：沿陷落柱接触带煤层破碎，松软，其产状变化不大。在地形、地貌上无明显特征。（5）河流冲刷井田内河流原生冲刷在 3 号煤层中上部，岩性多为灰白色、灰黑色中粒砂岩，呈不规则包裹于煤层中，其特点是煤层伪顶及底板正常，煤层结构正常，在东三、东二、东四采区均可见到。后生冲刷在煤层上部常见伪顶，直接顶被河床、河漫滩冲刷，沉积有中细粒砂岩和砂质泥岩，含少量植物化石。其特点是：面积大，地板薄，无伪顶，顶板岩性多为砂岩，在东二、东三、东四采区均可见到。综上所述，影响本井田煤层开采的主要构造因素为断层、褶曲及陷落柱，河流冲刷次之，节理裂隙一般对巷道支护方式和支护参数的选择影响较大，不会对煤层开采有较大的影响。1.4 矿体赋存特征及开采技术条件矿体赋存特征及开采技术条件1.4.1 煤层及煤质煤层及煤质 井田内的煤层主要分布在二叠系下统的山西组和石炭系上统太原组。共含煤 13 层，总厚度：13.31m，含煤系数 8.17%，其中计算储量煤层三层（3 号、151号、153号）平均总厚度 8.62m，可采含煤系数 5.07%。1、煤层井田内含煤地层沉积稳定，岩性组合及地球物理性质具有一定的规律，标志层、煤层本身特征明显。各煤层对比主要是采用标志层法，其次利用煤层与围岩的物理差异及层间距作为辅助依据，主要标志层有：K2 石灰岩、K3 石灰岩、K4 石灰岩、K5 石灰岩、3 号煤层，另外 K6、K7、K8 为辅助标志层参与煤层对比。现将本井田可采及局部可采的煤层简述如下：3 号煤层：位于山西组中下部，厚度 3.25m7.6m，平均厚度 6.13m。且层位稳定。含夹矸 02 层。物性反应明显，一般呈高电阻，低密度，低伽玛。本身为良好的对比标志层。上距 K8 约 36m 左右。下距 K5 石灰岩约 33m 左右。对比程度可靠。 151号煤层：位于 K2 石灰岩之下，层位稳定，上距 K2 石灰层 5m 左右。对比程度可靠。 153号煤层：位于 K2 石灰岩之下，厚度 1.2m2.16m，平均 1.6m。层位稳定。含夹矸 01 层。上距 K2 石灰岩 10m 左右，对比程度可靠，具体情况见下表 141。表表 141 可采煤层情况表可采煤层情况表煤层号煤层厚度（m）一般最小最大夹石层数一般最少最多层间距（m）一般最小最大稳定程度及可采情况3 号煤75. 59 . 722. 02120 稳定，可采151号煤92. 09 . 11 . 0110稳定，局部可采153号煤59. 192. 274. 02130120130110稳定，可采2、煤质（1）物理性质各煤层均为黑色、条带状结构，条痕为灰黑色。其它物理性质见表 1-3：据测试结果散密度为 849-950kg/m3，安息角为 37023703，摩擦角为 2024。各煤层均以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤及丝炭条带，15 号煤层见有黄铁矿结核，各主要可采煤层宏观煤岩特征见下表 142：表表 142 可采煤层的物理性质可采煤层的物理性质煤层号煤岩类型宏观煤岩组份结构构造3 号半亮型为主，次为半暗型以亮煤为主，暗煤次之，夹亮煤及丝炭条带细中条带状结构层状构造151号半亮型为主，次为半暗型以亮、暗煤为主，夹镜煤条带，偶见丝炭细中条带状结构层状构造153号半亮型为主，次为半暗型以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带和丝炭透镜体，含黄铁矿结核细中条带状结构层状构造 3 号煤镜质组占优势，大于 75%，多数在 8090%之间，半镜质组少，变化在15%之间，半丝质组及丝质组变化在 8.315%之间，矿物含量不多，以粘土为主，常在10%以下，粘土常为分散状、透镜状，浸染状等。黄铁矿偶见，形态为结核状颗粒状。方解石多为次生脉状，石英很少常呈洗粒状，分散于有机质及炭质泥岩中，据南-14 号孔鉴定资料，3 号煤层镜质组为 87.3%，半镜质组为 1.6%，丝质组为 11.1%，矿物仅为4.1%，其中粘土为 3.5%，硫化铁类占为 0.6%。（2）化学性质 煤层化学性质见表 143表表 143 煤层化学性质表煤层化学性质表。原/精煤工业分析元素分析煤层号MadAdVdaf原/精煤全硫发热量Qb.daf(MJ/kg)CdafHdafOdafNdaf78. 014. 129. 081.1495.2318. 99 .1567.1867. 741. 065. 011. 0300. 142. 230. 018. 978.1325. 764.1579.2164.1236. 059. 025. 05 .2897.3367.1762.9077.9161.864 . 483. 479. 304. 310. 456. 165. 119. 338. 188. 123. 423. 094.253 .4949.1478. 087.2809.1328.2114. 129. 015125. 124. 446. 022. 874.1523. 678. 041. 129. 049.1595.2476.1098.2954.3366.2589.8827.9117.8629. 485. 404. 456. 434. 882. 441. 147. 138. 135. 165. 631. 080.2328.3585.1278. 041. 129. 001.1901.2269.1215313. 174. 530. 023.1070.2067. 478. 041. 129. 000.1549.2645.1167.3060.3508.2731.9098.9092.883986. 806. 486. 314. 503. 226. 141. 115. 1（3）煤的有害成分含量3 号煤层原煤硫份为 0.110.65%，平均 0.41%，相当稳定，属特低硫。15-1 号煤层原煤硫份 0.716.51%，平均 2.97%。全区大部分属富硫煤。15-3 号煤层原煤硫份0.524.38%，平均 1.48%，全区多为低中硫煤。（4）煤类的确定及用途按中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）要求划分煤类。其分类的主要指标为精煤挥发份产率和粘结指数。3 号煤精煤挥发份产率为 12.6421.79%，粘结指数 0.778，胶质层厚度（Y 值）为 014.84mm。据此，可将其划分为贫煤（PM） 、贫瘦煤（PSM）及瘦煤（SM） 。太原组 15 号煤无粘结指数测试，其中 15-1 号煤精煤挥发份10.7624.95%，胶质层厚度为 016mm，15-3 号煤精煤挥发份 11.4526.49%，胶质层厚度 020mm，参照中国煤分类方案（1958 颁发） ，该区 15 号煤可划分为贫煤、瘦煤。本区 3 号煤为特低硫，发热量高，为良好的动力用煤和炼焦配煤，太原组煤层因含硫量较高，直接做动力用煤会腐蚀锅炉设备，并产生大量的烟尘和含硫的大气污染物，造成环境污染。经过洗选加工，降低煤中硫份含量后，可作为动力用煤使用，也可供民用和作为工业锅炉中的掺烧煤。（四）煤层顶底板岩性老顶：灰白色石英长石砂岩，含云母及黑色矿物，致密、坚硬、节理不甚发育，厚度为 6.59.0m，为矿区 8 号含水层。直接顶：由灰黑色砂质泥岩、细砂岩、泥岩组成，局部为灰白色细砂岩和黑色砂质泥岩交替出现，厚度为 1.313.5m，层理发育，含植物化石，致密、性脆。伪顶：位于煤层之上的黑色炭质泥岩，薄层状，砂质泥岩，节理较发育，厚度不稳定，为 00.46m。直接顶：伏在煤层下，岩性为黑色泥岩，含丰富的植物根部化石，一般厚0.250.62m，成团块状，裂隙发育。老底：岩性为中细粒石英长石砂岩，有时夹条带状砂岩，节理较发育，为厚层状。1.4.2 矿井瓦斯、煤尘和煤的自燃矿井瓦斯、煤尘和煤的自燃山西省安全生产监督管理局以晋安煤字2004230 号文确定对潞安矿业集团公司所属五阳煤矿鉴定为低瓦斯矿井。矿井瓦斯绝对涌出量 25.08m3/分，相对涌出量8.61m3/t。煤炭科学研究院重庆分院于 2004 年 4 月 15 日对五阳煤矿煤尘爆炸鉴定报告表明，煤尘有爆炸性。煤层自燃倾向性为类，五阳煤矿 3 号煤层属不易自燃煤层。精查勘探在三个钻孔中进行了简易井温测量，由于空内受地下水流的影响，使整个井段地温剃度为零，即井温不随深度增加而增加，其他为发现井温异常。1.4.3 水文地质水文地质1、主要含水层（1）奥陶系灰岩含水层该层灰岩为本区的含煤地层基底灰岩，分三组，上、下马家沟组及峰峰组，其中上马家沟组顶部发育石膏层厚 3060m，其膏溶作用为陷落柱发育提供了良好的地质条件，其余皆为厚层状石灰岩，白云质及泥质灰岩，总厚度平均 600m，在矿区北部边界文王山断层北面有露头，水位标高为 661m， （据 ）含水性各向异性大，具体参数见表 6-1。距 3 浩煤间距为 80140m 之间，裂隙及溶洞发育，为一层裂隙溶洞式富含水层。（2）太原组 K2 灰岩含水层 该层为上石炭统太原组底部灰岩含水层，局部含燧石，为 13 号煤直接顶板，裂隙发育，但多被云解石充填，含海相动物化石，本区厚度 2.2017.96m，平均 7.30m，距3 号煤间距平均 90m。（3）太原组 K3 灰岩含水层本组为上石炭统太原组中下部层薄中厚层状灰岩，厚 0.85.50m，平均2.70m，距 3 号煤底板 80m，裂隙溶洞发育，含方解石晶体及细脉，含海相动物化石，节理发育区内厚 0.85.50m，平均 2.70m。（4）太原组 k4 灰岩含水层本层含水层为上石炭统太原组中部灰岩含水层，中厚层状，节理发育，含海相动物化石，含水性变异性大，距 3 号煤间距 70m，厚度 1.207.30m，平均 4.30m。（5）太原组 K5 灰岩含水层本组为上石炭统太原组上部灰岩含水层，薄至中厚层状，裂隙发育，大都被方解石充填，局部含动物化石，为裂隙、孔隙式含水层，厚 06.6m 厚，平均 2.60m，距 3 号煤间距 34m。（6）山西组砂岩含水层该含水层是二叠系下统山西组底界砂岩含水层，以中细粒砂岩为主，局部为砂质泥岩及粉砂岩，裂隙较发育，但都被方解石充填，该含水层层厚 13.030.3m，平均21.0m，为 3 号煤的直接底。（7）山西组 3 号煤顶板砂岩含水层该含水层位于山西组中上部为 3 号煤老顶砂岩，是 3 号煤开采的直接充水含水层，区内为中厚层状，中细粒砂岩含水层，钻探岩芯部分裂隙发育，但多被方解石充填，钙质硅质胶结，富水性强，厚 024.5m，平均 8m，距 3 号煤顶板 4.5m。（8）下石河子组下部砂岩含水层该组含水层为下石河子组与山西组分界砂岩，区内成中厚层状、中细粒石英砂岩，节理发育，富水性强，区内厚 0.526.0m，平均厚 7.97m，距 3 号煤顶板 37m。（9）下石河子组中上部砂岩含水层区内呈中厚层状，中粗粒砂岩层，分选中等，磨圆度差，多为钙质胶结，为一层孔隙裂隙式含水层，区内厚 3.527.2m，平均 13.0m，静水位标高+856.53m（取自历史资料） ，距 3 号煤 60m 左右。（10）上石河子组砂岩含水层该含水层为上下石河子组分界砂岩，区内呈厚层状，中细粒砂岩层，以中粒为主，分选差，为孔隙裂隙式含水层。区内厚 6.245.0m，平均 25.0m，静水位标高+856.03m，单位涌水量 q=0.0714L/S.M，渗透系数 K=0.132M/d， （取自历史资料）距 3号煤顶板 150m。（11）第四系风化壳含水层无阳矿地表广为黄土覆盖，只在局部冲沟底部有零星基岩露头，下伏基岩风化壳发育深度约为 50m 左右，区内黄土覆盖约在 050m 左右，平均 30m，该含水层总厚约为80m，静止水位不等，在南丰区距 3 号煤层间距 335m。2、矿井涌水量近几年矿井最大涌水量为 690/h，正常涌水量为 655/h，主要充水因素为 3 号煤层以上的含水层水通过冒落带和有效裂隙涌入。随着矿井开采面积的扩展和向深部发展，特别是南丰扩区的投产，经按照有关规定的计算方法计算，预计矿井正常涌水量可达到1114/h，最大涌水量可达到 1195/h。其中，南丰扩区的正常涌水量为 3m3m459.2/h，最大涌水量为 505.12/h。3m3m1.5 井田勘探类型及勘探程度评价井田勘探类型及勘探程度评价1.5.1 井田构造类型井田构造类型扩区内总体构造形态为北东东向宽缓褶曲（褶曲轴向西缓倾）伴有高角度正断层和一定数量分布规律的陷落柱扩去内褶曲为北东东向，自北向南依次为十字道背斜、天仓向斜和东周背斜，其中以中部的天仓向斜构成扩区煤层的基本形态。区内断层较发育，除了在南北两翼边界处和扩区中部有四条较大的断层外，其余都是零星的分布在扩区内的一些小断层，对开采不会造成太大影响。五阳井田内岩溶陷落柱较发育，依据构造形态、断层和褶曲的发育情况以及受岩浆岩的影响程度，井田的构造复杂程度划分为简单构造、中等构造、复杂构造、极复杂构造四类。依据规范综合分析扩区内构造复杂程度应属于上述第二类，即属于中等构造。1.5.2 矿井煤层稳定程度矿井煤层稳定程度煤层稳定程度也可划分为四种类型，即稳定煤层，较稳定煤层，不稳定煤层，极不稳定煤层。潞安矿区五阳煤矿主要有三层可采煤层，即 3 号，9 号，153 号煤层。其中 3 号煤层是全扩区最稳定的主要可采煤层，平均厚度 6.13m。9 号煤层平均厚度 1.03m，为全区发育局部可采煤层。153 号煤层平均厚度 1.6m，为全矿发育较稳定的可采煤层。综合分析扩区可采煤层情况，依据规范分析扩区煤层稳定情况，扩区应属于第二类，即较稳定煤层第二章第二章矿井工作制度，生产能力及服务年限矿井工作制度，生产能力及服务年限2.1 矿井工作制度1.矿井工作日:300 天/年2.矿井每昼夜三班工作,其中综采工作面和掘进工作面均采用”三八”制。3.每日净提升 14 小时.2.2 矿井生产能力及服务年限2.2.1 矿井生产能力矿井生产能力矿井的生产能力是指矿井的设计年产量，该矿井根据国家的通用标准，确定矿井生产能力。潞安矿区五阳煤矿矿井生产于 2007 年初全部转入南峰扩区，南峰扩区 3 号煤层可用于计算储量的面积为 13.5km2，煤层厚度为 3.25m7.60m，平均为 6.13m。现已探测到扩区 3 号煤层地质储量 Q（A+B+C 级）10768.61 万吨。经过初步计算，井田境界及扩区内断层所留的永久煤柱损失量 P 为 732.52 万吨。回采区回采率 C 为 90，则：矿井可采储量CPQZK)( (10768.61 732.52) 90%KZ 万 t 9032.481KZ2.2.2 矿井服务年限矿井服务年限潞安矿区五阳煤矿矿井生产于 2007 年初全部转入南峰扩区，共布置一个综采低位放顶煤工作面，实行单工作面生产，在工作面服务年限的中后期为满足生产的连续进行，布置两个顺槽掘进工作面。回采工作面生产能力由下列公式计算：YkLQIm式中 L-工作面年推进度(m)，根据实际情况，根据生产情况取 1000mI-工作面长度(m)，取 200m；m1-工作采高(m)，取 3.0m；m2-工作面放顶煤高度(m)，取 3.0；Y-3 号煤容量（t/） ，3 号煤取 1.35；k-工作面回采率（%） ，机采取 97，放顶取 85。南风扩区回采工作面年生产能力：2211ImImYkLYkLQ1000 3.0 200 1.35 0.97 1000 3.0 200 1.35 0.85万 t/a147.42按掘进工作面年生产能力为回采工作面的 5%计算,即 7.3 万 t。这样全扩区的年生产能力为 154 万 t。故暂定矿井设计生产能力为 150 万 t/a。取储量备用系数 K 为 1.2。则矿井服务年限KAZTK 9032.481150 1.2T .2 年51T 经综合考虑，矿井生产能力取 150 万吨比较适合扩区的生产现状。且服务年限基本可以满足国家规范的要求。第三章第三章井田开拓井田开拓3.1 井筒形式、数目及位置的确定3.1.1 井筒位置的选择井筒位置的选择本次设计主要是针对南丰扩区，井筒位置的选择主要考虑以下原则：1、为减少准备工程量，工业场地应尽量靠近交通便利之处。2、为提高矿井服务年限，充分利用矿井剩余资源，工业场地位置选择应考虑尽量少压煤。3、南丰扩区属黄土丘陵地带，地形起伏较大，为减少地面土方量，工业场地应尽量选择在地势较平坦的地段。4、便于矿井生产布置，井底应尽量处于南丰扩区中部，既有利于采区南北两翼辅助运输的均衡，又可使进风井尽快与采区巷道沟通。矿井现在南丰扩区中部建有南丰回风井，回风立井工业场地已建有进场公路及向东连同外部公路，运输条件较好。该场地南侧位平坦坡地，无建（构）筑物，设计将主、副井筒布置在南丰回风井场地南侧，这样一来可以减少工业场地的占地面积：再则回风井场地保护煤柱与进风井场地保护煤柱结合在一起，减少工业场地压煤量：另外又可以充分利用原用设施和巷道，减少井巷施工量，进而节省经费，缩短工期。保证生产的连续。表表3-1-13-1-1 井筒特征表井筒特征表井口坐标（m）井筒名称纬度（X）经度（Y）井口标高（m）井筒长度（m）井筒用途回风立井4038950408740900.0600回风副立井4039253409010902。0602排矸、提人、运料主立井4039253408978902。0602提煤3.1.2 井筒形式及数目的确定井筒形式及数目的确定 该扩区位于襄垣盆地东南部，属黄土丘陵地带，地形起伏较大，黄土冲沟及河流阶地较发育。主采的三号煤层的埋深在 500m 以上。平均倾角为 16。 根据以上井筒的位置及南丰扩区煤层赋存情况，该井筒可供选择的形式有斜井和立井两种，但由于斜井工程量大，不论怎样与立井组合都不如双立井合理，故这次设计选择立井作为扩区井筒。 井筒数目初步确定为三个，即主立井、副立井和回风井。其中，主、副井兼做进风井。为减少工程量和充分利用矿区现有的设备、建筑、交通道路，回风井仍利用以前的回风井。3.1.3 提升方式的确定提升方式的确定主井提升本矿井井型为 150 万吨，主井选用一对 12 吨刚性罐道同侧装卸式四绳箕斗提煤，井提升系统担负矿井原煤提升任务，提升方案为井塔式立井摩擦轮提升机提升。提升设备使用一部型号为 JKM-3.54 型多绳提升机。最大静张力 52.5 吨，最大静张力差为 14 吨，最大绳速为 13.0m/s，提升高度为 555.0m；配套电动机型号为 ZD215/47.5型，1000 千瓦，660 伏，48 转/分提升机采用液压盘式制动闸，链传动盘式深度指示器。深度指示器上装有过卷开关和限速凸轮板、自整角机调速装置，电机调速为转子回路三相平衡甩电阻有级调速，主提升使用 6（34）32.5155甲镀左、右同型钢丝绳，钢丝绳最大静张力为 32816.5kg；提升容器选用 JDS12/1104 型四绳侧卸式箕斗，箕斗自重12500kg，名义载重为 12000kg，一次提升量为 12000kg。原有电控回路各种保护装置齐全。在电控系统中增设 KDJ10 型矿用微机控制信号装置，以实现自动称重、自动装、卸载；电控装置采用 TKMY23289PCS 型 PLC 微机控制系统，实现了半自动化操作。副井的布置主要是为了满足矿井通风要求和辅助提升要求，对辅助提升，主要考虑液压支架的下放方式。因此，以考虑液压支架下放方式不同为基础，提出以下三个提升方案，通过方案比较来最终确定提升方案。方案一：井筒装备一对 3t 双层双车非标罐笼，满足液压支架整体下井要求；提升机选用 JKM3.5*4()E 型多绳绞车；电机选用 ZKTD215/40 型直流电机，1250KM、53r/分、600V。该方案的主要优点：1）可利用矿井现有的 3.0t 底卸式矿车进行运输；2）支架整体上下井，减少了分拆、组装环节，提高了生产效率；主要缺点：1）井筒断面较大，井巷投资较高；2) 布置比较困难，不利于调车；3) 车设备均为非标，实施较困难。方案二：井筒布置一宽、一窄 1.5t 双层四车罐笼，宽罐笼能满足液压支架整体上下井；提升机选用 JKMD-3.5*4()E 型多绳绞车；电机选用 ZKTD215/63 型直流电机，1250KM、48r/分、600V。该方案的主要优点：1）井上下生产系统布置简单；2）支架整体上下井，减少了分拆，组装环节，提高效率。主要缺点：需新购 1.5 吨固定式矿车，设备投资较高。方案三：井筒装备 1.5t 双层四车窄罐笼，液压支架分拆下井；提升机选用 JKMD-3.25*4()E 型多绳绞车；电机选用 ZKTD215/40 型直流电机，1000KM、53r/分、600V。该方案的主要优点：总投资较少。主要缺点：1）液压支架上下井均需要拆装，工序多，生产效率低；2）运输环节多，不安全因素增多；3）井上下均需布置支架拆装设备和场地，增加了井巷和图建工程量，建设工期长。各方案的技术经济的综合比较，为简明起见，列表如下：表表 3 31 12 2 提升方案技术经济比较表提升方案技术经济比较表项目方案一方案二方案三提升容器一对 3t 双层双车非标准罐笼一宽一窄 1.5t 双层四车罐笼1.5t 双层四车罐笼提升设备JKMD-3.5*4()E 型多绳绞车；电机功率1250KMJKMD-3.5*4()E 型多绳绞车；电机功率1250KMJKMD-3.25*4()E型多绳绞车；电机功率 1000KM井筒直径（m）7.27.07.0投资（万元）287468260260256682投资比较（万元）0272。08307。86 综合比较以上三个方案，方案二具有井上下生产系统布置简单，人员占用相对较少；井上下工程量较少，投资较少等优点，故设计采用方案二（井筒装备一宽一窄 1.5t双层四车罐笼）作为副提升。3.1 开采水平的划分及布置开采水平的划分及布置3.2.1 井田内划分及开采顺序井田内划分及开采顺序由于井田内煤层赋存稳定，且只在天仓向斜轴线附近区域煤层倾角较大，为缓倾斜及以上煤层。其余部分为近水平煤层，平均倾角为 16。井田范围 13.5.根据以下规定来确定井田的划分方式。表表 3 32 21 1 缓倾斜及以上煤层的划分缓倾斜及以上煤层的划分第一级划分第二级划分第三级划分矿种单元名称范围划分方法单元名称范围单元名称范围分区式采区倾向长与阶段一致，走向人为划分。区段走向长与采区一致，倾向人为划分。条带式条带倾向长与阶段一致，走向人为划分。煤矿阶段走向长与井田一致，倾向人为划分。分段式分段走向长与井田一致，倾向人为划分。表表 322 水平（近水平）煤层的划分水平（近水平）煤层的划分第一级划分第二级划分矿种单元名称范围单元名称范围区段走向长与盘区一致，倾向人为划分。盘区走向长与倾向长均人为划分。条带倾向长与盘区一致，走向人为划分。煤矿阶段走向长与井田一致，倾向人为划分。条带倾向长与阶段一致，走向人为划分。根据以上规则和该扩区井田可采煤层的赋存条件，充分考虑采区的服务年限、设备搬家等因素，提出以下三个方案方案一：将煤田沿中央向斜轴线划分为两个盘区，在煤层中沿天仓向斜轴部布置三条大巷作为运输和回风大巷。由于煤层整体坡度较小，属缓倾斜煤层。且在大巷南侧地质条件较简单，可以直接布置工作面进行开采。工作面长度最大 3000m，最小 2600m。煤层北翼利用集中上下山开采。该方法巷道布置简单，生产系统容易管理，但在两翼煤层倾角较大处，支架要进行防滑处理，另外由于大巷为煤巷，服务年限较长，维护较困难，费用高。其开拓图如下：图图 31 方案一开拓图方案一开拓图方案二：将煤田沿中央轴线分为两盘区，在井田中部布置车场联接三条大巷至井田东部边界。沿煤层东部边界直接布置运输上山和轨道上山，采用典型的集中上山开采方式对两翼煤层逐个进行开采。这种方式巷道布置简单，便于管理，且在煤层赋存倾角较大处可以大致沿走向开采，不用过多考虑防滑，安全系数较高，但由于上山巷道服务年限较长，且为煤巷，维护费用较高。另外由于工作面推进长度较大，不利于通风。其开拓图如下：图图 32 方案二开拓图方案二开拓图方案三：由于井田在靠近向斜轴部煤层倾角较大，其余地方除了断层，褶皱等地质构造都比较平整。故按煤层的赋存条件将煤层划分为四个采区，在中部底板岩层中布置大巷和车场，在向斜北翼由于赋存条件较复杂且边界不规则，在中部布置区段辅助大巷。将其分为、采区，井田北翼采用集中上山，将其分为、采区。这种方法充分考虑了煤层的赋存状况，大大减少了三角煤，对煤炭资源的开发较充分。但是由于巷道布置较复杂，对通风有一定影响。其开拓图如下：图图 33 方案三开拓图方案三开拓图图 例主井副井回风井由于井筒形式都选择双立井，下面在经济上重点对井下巷道的长度行比较。从中选择经济上合理的方案。表表 323 基本建设费用表基本建设费用表项目岩巷长度（m）煤巷长度(m)合计方案一099960.799960.7方案二2100100528.4102628.4方案三245066230.568680.5在技术上，方案一巷道布置简单，生产集中。但煤有充分利用煤层赋存条件、工作面倾斜长度大，搬家较麻烦；方案二基本上与方案一相同，只不过采用倾斜长臂采煤法，工作面布置较多，搬家次数多；方案三全面考虑了煤层的赋存状况，并充分利用了井田内的地质构造，为了充分开采矿产资源工作面形状不是很规则，不过不影响开采。通过以上比较可知方案三为相对较合理的方案。故以方案三作为该扩区的开采方案。即将全区煤田由北向南划分为、四个采区。由于采区为近水平，即可以沿倾向开采，又可以沿走向开采。垂高为 160m，全区采用综合机械化放顶煤采煤方法。将天仓向斜两翼轴部附近的煤层即采区和、采区北部，按缓倾斜及其以上的划分规则采用走向长臂采煤法进行开采。其余采区按近水平煤层的划分方法采用在区段大巷一侧直接布置工作面对煤层进行开采。溜煤眼高度取 30m。对于通风方式，由于扩区是低瓦斯矿井且井田范围较小，为充分利用以前的扩区中部的回风井和工业场地，采用中央并列式回风方式。矿井属于低瓦斯矿井且煤层为不自燃煤。井田走向长度不超过 3000km，采区特征如表 36。表表 324 采区特征及参数一览采区特征及参数一览采区编号单双面别走向长（m）倾斜长（m）开采煤层数可采储量(Mt)生产能力(Mt/a)服务年限(a)1最大2100最大3000120311513.541最大1500最大105019.78156.521最大1500最大1550124.141516.101最大1550最大2500122.561.515.04为了使矿井尽快投产，及早见煤。且使采区能够顺利接续，制定开采顺序为先由北向南开采号采区、再由北向南开采采区，然后开采采区，最后开采采区。3.2.2 开采水平的划分及水平标高的确定开采水平的划分及水平标高的确定扩区煤层以天仓向斜为主要地质构造，开拓系统的主、副井的井底车场位于 270 水平，井田全区基本上采用上山开采，只是在天仓向斜的南、北两翼各存在一个较缓的背斜，但不影响开采。在扩区向斜北翼煤层赋存较复杂，且井田边界不规则，在470 水平布置区段辅助水平巷道，用以北部边界煤炭资源的开采。3.2.3 阶段运输大巷和回风大巷的布置阶段运输大巷和回风大巷的布置阶段运输大巷也就是主运输大巷，胶带大巷布置在岩石中是岩石大巷，标高为300，大巷的坡度为3，轨道大巷与运输大巷相同，也布置在300水平，坡度为3，回风大巷布置同前。即三条大巷平行布置再煤层底板岩石中。 表表3-3- 2 25 5 井巷断面特征及参数一览井巷断面特征及参数一览断面积（m2）序号井巷名称支护方式断面形状净掘运输方式允许最大风速（m/s）1主立井混凝土砌碹、锚喷圆形19.6327.34箕斗2.82副立井混凝土砌碹、锚喷圆形38.4849.02罐笼2.03胶带运输大巷锚喷半圆拱16.8218.75胶带4.44轨道运输大巷锚喷半圆拱17.8320.56电机车4.95回风大巷锚喷半圆拱12.4413.327.5各巷道断面图如下：图图3 34 4 皮带运输巷断面图皮带运输巷断面图326 巷道断面特征表巷道断面特征表断面积/m2掘进尺寸/mm断面形状掘净宽高支护方式支护厚度/mm净周长/mm半圆拱形16.818.7565405070砌 碹20020653图图3 35 5 轨道大巷断面图轨道大巷断面图表表 327 巷道断面特征表巷道断面特征表断面积/m2掘进尺寸/mm断面形状掘净宽高支护方式支护厚度/mm净周长/mm半圆拱形17.8320.5665405070砌 碹20019974图图3 36 6 回风大巷断面图回风大巷断面图表表 328 巷道断面特征表巷道断面特征表断面积/m2掘进尺寸/mm断面形状掘净宽高支护方式支护厚度/mm净周长/mm半圆拱形12.4413.3245003250砌 碹20018853图图3 37 7 主立井断面主立井断面 井筒中心线160013001950650130016005000350表表 329 巷道断面特征表巷道断面特征表断面积/m2支护方式断面形状掘净掘进半径/mm表土基岩支护厚度/mm净周长/mm半圆拱形27.3419.632500钢筋混凝土砌碹混凝土砌 碹50015707图图 38 副井断面副井断面井上出车方向井下进、出车方向提升中心线井筒中心线提升中心线井筒中心线矿车双层矿车双层通信信号电缆备用位置基岩段井壁表表 3210 巷道断面特征表巷道断面特征表断面积/m2支护方式掘净掘进半径/mm表土基岩支护厚度/mm净周长/mm半圆拱形49.0228.483500钢筋混凝土砌碹混凝土砌 碹500219803.3 井底车场井底车场3.3.1 井底车场形式及硐室布置井底车场形式及硐室布置 1、本次设计的车场采用立井刀式环形井底车场。 2、变电所与主排水泵房，中央变电所与主排水泵房联合布置，使得中央变电所与中央水泵房的供电距离最短，且中央变电所与中央水泵房均布置在副井与井底车场连接处附近，其位置保证了矿井突然发生水灾时仍能继续供电，照常排水。3、水泵房经管子道与井筒相连，管子道与井筒连接处要高出水泵房底板标高7m以上，管子道的倾角为25-31泵房与副井运输巷道之间留有10m以上的岩柱。4、水仓：水仓以两条独立的互不渗露的巷道组成，一个为主水仓，一个为副水仓，间距取 10-25m 水仓入口处在井底车场最低段，水仓顶板标高不高于水仓入口水沟底版和低于泵房地面 1m 以上。本矿正常涌水量为 125 m3/h，最大涌水量为 198 m3/h，水仓容积按 8 小时最大涌水量计算，设计水仓容量为 1584 m3，水仓清理选用 Z817 型水仓清理机。附车场图如下： 图图 39 井底车场示意图井底车场示意图3.3.2 井底车场巷道断面选择和工程量计算井底车场巷道断面选择和工程量计算 表表3 33 31 1井底硐室及车场工程量表井底硐室及车场工程量表断面积（m2）容积（m3）序号巷道硐室名称断面形状支护方式净掘长度（m）净掘备注1车场半圆拱锚喷15.717.8113.721785.42024.22车场半圆拱锚喷15.718.318.72293.9342.63车场半圆拱锚喷9.111.265.27594.0731.04车场半圆拱锚喷26.832.374.99921560.02422.55车场半圆拱锚喷9.110.7118.441077.81269.36车场半圆拱锚喷15.717.8651020.511577车场半圆拱锚喷10.812.64.750.7659.228车场半圆拱锚喷15.717.847.217741.3840.459车场半圆拱锚喷10.813.180.771872.31058.110井下调度室矩形砌喧20.024.754809911中央水泵房半圆拱锚喷11.75114.64335.5417.2519.812中央变电所半圆拱锚喷13.32316.31736479.6587.413管子道半圆拱锚喷5.3827.07330161.46212.1914水仓半圆拱锚喷5.7757.861381.842205.13001.715等候硐室及通道半圆拱锚喷5.7757.86165375.38510.9616井下急救室半圆拱锚喷5.7757.86130173.25235.83合计12487.915305 3.4 方案比较确定开拓系统方案比较确定开拓系统 该扩区位于襄垣盆地东南部，属黄土丘陵地带，地形起伏较大，黄土冲沟及河流阶地较发育。主采的三号煤层的埋深在 500m 以上。平均倾角为 16。 根据以上井筒的位置及南丰扩区煤层赋存情况，该井筒可供选择的形式有斜井和立井两种，现对这两种井筒布置形式进行比较:：1、斜井井筒方案井口选在南丰回风井场地南侧，以充分利用原有的工业广场。井口标高902.000m，井底标高450.000m，由于井底车场要尽量靠近中部，以便于运输，所以井筒倾角选择 26，斜长 1031m，井筒方位角 240，井筒净断面 28.9，表土及基岩风化段采用混凝土砌碹支护，支护厚度 500mm，掘进断面积为 36.3；基岩段采用锚喷支护，支护厚度 150mm，掘进断面积为 31.0。其主要优、缺点如下：优点：地面布置简单。缺点：1）井巷工程量多，建井工期长；2）井筒穿过含水层较多，斜井井筒不利于施工；3）地面场地占地面子大，购地多，使建设成本增加；4）由于巷道长，项目总投资多；5）井底处于南丰扩区西北部，辅助运输两翼不均衡，初期运输线路长，生产成本高。6）工业场地及井筒保护煤柱压煤量多，不利于煤炭回收。7）兼做进风井时，由于巷道长，沿程阻力大，再加上矿井瓦斯涌出量较大，通风能力制约矿井安全生产的矛盾。2、立井井筒方案井口位于南丰回风井场地南侧，井口标高902.000m，井底标高317.000m，井筒长度 585m，井筒方位 270，井筒净断面 38.48，表土及基岩风化段采用钢筋混凝土砌碹支护，支护厚度 600mm，掘进面积为 52.81；基岩段采用现浇混凝土支护，支护厚度 450mm，掘进断面积为 49.02。其主要优、缺点分析如下：优点：1）井巷工程量少，建井工期短；2）井筒穿过含水层较多，立井井筒较斜井井筒施工容易；3）提升能力大，为矿井增产留有余地；4）与南丰回风井场地连在一起，减少了场地压煤量；5）项目总投资较斜井方案少；6）井底位于南丰扩区中部，作为进风井时，既有利于进风井尽快与采区巷道贯通，又有利于采区南北两翼物料的均衡运输。缺点：需要建设立井井架，地面系统布置较斜井复杂。以上两个方案对井下采区巷道的布置有一定影响，对井底车场的位置和布置方式影响较大，故比较项目只针对井筒和井底车场。下面对这两个方案的井巷工程量比较和投资比较详见下表：表表 3 34 41 1 井筒形式方案井巷工程量比较表井筒形式方案井巷工程量比较表序号项目斜井方案立井方案表土及基岩风化带掘进面积 36.3，长 182m，倾角 26掘进面积 52.81，长80m，倾角 90基岩段掘进面积 31.0，长 849m，倾角 26掘进面积 49.02，长505m，倾角 901井筒小计1031m585m2井底车场巷道掘进面积 26.9,长 902m掘进面积 21.6,长 337m合计长度1933m922m比较01011表表 3 34 42 2 井筒形式方案投资比较表井筒形式方案投资比较表序号项目斜井方案（万元）立井方案（万元）井筒1546.51319.0井底车场451.0168.51井巷工 程小计1997.51487.5提升绞车及电控272.0296.0提升容器31.0井筒装备（含斜井铺轨）496.0453.02主要设备及安装小计768.0780.03主要建（构）筑物346.0合计2765.52613.5比较0-152.0综合比较以上两种井筒布置形式，采用立井井筒具有投资少，建设工期短，主井能满足生产需求，副井提升能力大，有利于矿井高产高效生产，因此，设计推荐双立井井筒开拓方案。第四章第四章 采矿方法采矿方法4.1 采区地质情况采区地质情况 矿井首采区为号采区，位于扩区井田中部，其一些参数如表 41，围岩及其特征如表 42表表 411 煤层参数煤层参数煤层厚度13. 69 . 722. 0煤层结构1.5(0.01) 3.68(0.05) 1.1煤层倾角（平均）16开采煤层3煤种瘦煤稳定程度稳定可采指数1普氏硬度F0.81.0容重1.35煤层情况描述煤层为山西组中下部 3煤层，煤层赋存稳定，平均厚度为 6.3m，局部含两层夹矸，分为三个自然分层，其结构为 1.5(0.01)3.68(0.05)1.1，煤岩类型以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤丝炭条带。变异系数 12.98%.煤炭工业牌号为 SM瓦斯，煤尘、地温及水文瓦斯的绝对涌出量为 4.0m3/分；煤尘具有爆炸性，其爆炸火焰长度为 10mm；煤层不易自燃；地温为 1416；煤层的主要冲水因素为 3煤层顶板以上的、号砂岩含水层表表 412 煤层顶底板情况煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶中砂岩18. 688. 747. 4灰白色，石英为主含云母片及黑色矿物，厚层状。F715直接顶砂质泥岩88. 57 . 905. 2黑灰色、致密、性脆、含植物化石及煤屑。F37伪顶炭质泥岩4 . 05 . 03 . 0灰黑色，夹煤线，节理发育，易冒落。F=34直接底砂质泥岩7 . 03 . 15 . 0灰黑色、块状、致密、性脆、含植物根化石。F37老底细砂岩0 .105 .1295. 7灰黑色、中厚层状、夹砂质泥岩条带。F7154.2 采区的划分采区的划分扩区井田的开采利用双立井的开拓系统，为方便煤炭资源的开采和各采区服务年限的平衡，如前所述，将井田划分为、四个采区，其中 、采区为井田天仓向斜南翼的划分形式，中间以470 辅助水平的巷道分开，井田北翼由于煤层赋存条件较好，直接布置上山，将其分为、采区。由您嘎集中上下山的开采方式对该区的煤炭资源进行开采。为了早见煤，把号采区为首采采区，其倾斜长度 2750m，走向长度最大 1600m，由于在采区南部存在一个背斜，使煤层走向发生加大的变化。在煤层倾角较大处工作面基本沿走向推进，即采区内划分区段进行开采，在采区南部，煤层为近水平煤层，由于背斜影响，但背斜较缓，工作面直接沿倾向推进。由于采区只设一个工作面，工作面的生产能力即为采区的生产能力。其值可通过下式计算： ALm0V0C其中： A工作面生产能力，MT/a； L回采工作面长度，m； 工作面年推进度、m/a；0V m煤层厚度或采高，m； 煤层容重，1.35；3mT 工作面回采率，一般取 0.930.97,在这取 0.95。 0C由于采煤机每天推进 3.2m，从而得到工作面年推进度为 3.2300960m/a，煤层厚度取 6.13m,回采工作面长度取为 200m，将这些数值带入以上公式得： A2009606.131.350.951509451.2T/a150.94512MT/a由于回采过程中，会收到许多外界因素得影响，所以在这取 150MT/a，即采区的生产能力为 150 MT/a，由于扩区内断层保护煤柱、巷道保护煤柱、地面建筑物保护煤柱、开采损失等会造成一定量的煤炭损失，对于首采区，其可采工业储量为 24136437.5 吨，煤炭损失量为2827174.5 吨，则采区的回采率可通过下式得到：采区回采率10088.3% 采区工业储量失量采区工业储量开采损24136437.5827174.524136437.524.3 采区巷道布置采区巷道布置在井田中央向斜南翼的、采区是由其中的集中上山巷分开的，其中号采区为首采采区，位于集中上山的西部，该集中上山巷，设计为一条运输上山、一条轨道上山两巷，其中运输巷兼做回风巷，轨道巷兼做进风巷。由于为、两个采区服务，年限较长，为减少巷道维护费用，将这两条上山巷道都布置在煤层底板岩层中，之间留 20m的护巷煤柱。沿上山巷道直接布置工作面，其中首采区号采区的工作面编号由北向南依次为03301、03302、03312 十二个工作面，开采沿工作面序号顺序进行。然后设备搬家到采区，由南向北依次开采，回到井田中央，然后由南向北开采井田北翼，即先开采采区，最后开采采区。尽量使设备没有长距离的搬家，使生产可以连续进行。由于采区上山和工作面顺槽不在同一水平，为了便于通风和行人，采区车场多用甩车场。在矿井投产时，由于轨道上山和运输上山并没有掘成，需要掘进通风，主要是通过联络巷实现。在第一个工作面回采过程中可以完成上山巷道的掘进。其断面和有关参数如下图图图 4 41 1 采区轨道上山大巷断面图采区轨道上山大巷断面图台阶扶手台阶扶手表表 4 43 31 1 断面特征断面特征断面积（m2）掘进尺寸（mm）围岩类别支护方式掘净支护厚度（mm）宽高净周长（m）断面形状稳定基岩锚喷12.6811.751004000360012.96半圆拱图图 42 采区运输上山大巷断面图采区运输上山大巷断面图B=1000扶手台阶表表 432 断面特征断面特征断面积（m2）掘进尺寸（mm）围岩类别支护方式掘净支护厚度（mm）宽高净周长（m）断面形状稳定基岩锚喷12.6811.751004000360012.96半圆拱顺槽随开采进度进行掘进，在每次工作接续前 1520 天必须掘完，接下来的几天里完成顺槽设备的安装，每个工作面布置两条顺槽，一条运输顺槽兼做回风顺槽、一条轨道顺槽兼做进风顺槽。 采区内回采巷道为运输顺槽和轨道顺槽两条巷道均为梯形煤巷，支护方式也相同，均用工字梁支架与木支架组合支护，因此他们的掘进施工方式基本一样。回采巷道通过综合考虑通风、运输、设备、顶底板岩性，支护方式及技术等多方面因数来设计巷道断面，顺槽断面形式见图运输顺槽断面 轨道顺槽断面 30002700292416405003875380041632003000200258860260030002824200291020026038004210600 掘进施工的主要环节如下：（1） 中腰线的标定及管理掘进巷道的中腰线由地质 科给定，每 40m 移一次，如遇地形起伏较大，照不进线时，可根据现场情况及时联系挂线， 测点由施工队组管理，不得做其它用途，掘进队组必须严格按中腰线施工。（2） 掘进设备配备：采用 S100 型综掘机。（3） 掘进机作业 一般情况下掘进机司机把掘进机截割头摆放到工作面左下角的位置，利用掘进机自身的推进和截割头的伸缩及左右摆动开始进刀水平截割，左右各摆动一次为一个行程，两个半行程为一个循环进度。综掘机综掘机落煤方式及割煤轨迹如图4-4所示：图图4 43 3 综掘机综掘机落煤方式图综掘机综掘机落煤方式图检查工作面隐患综掘机落煤、装煤、运煤敲帮问顶支设临时支护打顶锚杆锚索帮锚杆工程质量检查准备下一个循环。（4）掘进工作面通风：由于使独头巷道，需进行局部通风，通风设备采用 WZD-2*15 型局扇二台，其中一台备用。采用压入式通风方式，局部通风机及其附属装置布置在离掘进巷道口 10m 以外的进风侧将新鲜风流通过风筒传到掘进工作面，污风沿掘进巷道排出。通风方式见图 4-5：图图 4 44 4 掘进面通风方式图掘进面通风方式图 （5）掘进作业方式： 作业方式采用掘进机割煤、装煤，650 皮带，溜子出煤，临时支护、永久支护顺序循环作业；工作方式采用“三八”式作业，两班生产，一班检修。 循环进度为 0.8m，每班生产循环数为 4。4.4 采煤方法采煤方法由于煤层赋存的条件和井田内地质构造的影响，工作面采用走向或倾向长臂后退式。综放开采的主要优越性为：（1）高产高效：由于放顶煤开采已经实现了采放平行作业，一个工作面的生产相当于两个工作面的生产，单产和效率比分层开采均能提高。（2）巷道掘进率低：据统计比分层综采巷道掘进率要低5060，特厚煤层开采，巷道万吨掘进率降低更明显；巷道维护条件有所改善。可以明显地缓和矿井采掘关系。（3）单位进度采煤能力加大，工作面搬家次数少：一百万吨的搬家次数较分层开采可减少一半以上。（4）减少工作面个数：百万吨矿井直接实现一矿一面，可以大量节省全矿劳动力投入，大幅度提高矿井和全员工效。（5）占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤，依靠自重放煤的，所以综采放顶煤采煤法是一种动力消耗最小的综合机械化采煤法。（6）与一般的综采相比，综采放顶煤采煤成本明显降低。（7）综采放顶煤开采的过程中，由于其顶煤是利用地压破碎，依靠自重有控制的放煤，快煤量与机采割煤相比有所增加，对于有些煤种经济效益是比较明显的。（8）综采放顶煤开采对煤层变化较大的煤层开采可以提高煤炭的回收。（9）对不稳定煤层的开采，放顶煤开采工艺相对分层开采，还可加大煤炭的回收率。经过综合考虑，矿井采用沿底开采低位放顶煤一次采全高的综合机械化开采方法，设计采放比为1：1，即工作面采高为3m，然后放全部顶煤。循环进度0.8m，每正规循环产量为2000.86.13951.35=1257.876吨，取1250吨。每天进四刀。月进度为40.83096m。对于顶板用全部跨落法进行管理。循环工艺具体为：采煤机再机头（尾）开缺口斜切进刀割煤移架顶前溜放顶煤拉后溜。循环进度 0.8m。采放比 1：1，放煤循环步距为 0.8m，放煤采用反轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架放煤，另一人操作双数支架。两人间隔 24 架距离，支架全部走出切眼后开始放煤，采煤机割一刀煤，后边支架放一次顶煤。才放关系在外部运输能力较大的情况下可采放平行作业方式，在外部运输能力小时可采用采放交替作业方式。采煤机有关参数：工作面采用 MGTY250/600-1.1D 型双滚筒电牵引采煤机，配备滚筒直径 1.8m。进刀方式选择斜切式进刀。如下图45图图4 45 5 进刀方式图进刀方式图 割煤注意事项：1）割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直、采齐，采高控制在 2m 左右，政府偏差步超过 120mm；2）工作面不得随意丢顶煤和底煤，工作面浮煤要及时清理干净；3）采煤机牵引速度要均匀，速度一般控制在 m/分内，不得过速运行，不得强行牵引，严禁频繁启动，以防负荷过大压溜损坏及其；4）采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整摇臂高度，防止飘刀或啃底，以免造成大溜不平，顶溜困难或采煤机掉道；5）随时注意电缆、大溜的运行状况，发现拉扯电缆，大溜卡堵涌煤或出现其他特殊紧急情况，应立即停机闭锁大溜处理，防止事故发生及扩大；6）当采煤机运行至端头（尾）5m 时，必须降低速度，由一名司机控制前滚筒调高按钮，另一名司机在端头架内观察指挥，当前滚筒伸入巷道半个滚筒时，停止牵引。装煤：采煤机割煤时，大部分煤靠滚筒旋转时在叶片作用下装入大溜，剩余的少量浮煤在推溜时靠铲煤板装入运输机运出。移架：工作面采用及时移架方式，即先移架后推溜。采煤机割煤后，紧跟后滚筒开始移架，顶板步完整或片帮严重时，可采用超前移架及时打出防片帮等支护方式管理顶板。移架注意事项：1）一般情况下，移架工应战在支架前，后立柱之间，准确操作手把，同时，注意支架动作部位的情况；2）移架后，支架成一条直线，其前后偏差步超过50mm，及时打出防片帮板。并要保证后不溜的平直；3）移架时，为防止顶板下沉，采用带压移架，需尽量做到少降快移以免出现支架歪斜，垛架现象；4）最大控顶距为 65248007324mm，最小控顶距 6524mm。推溜：移架后 1520m,开始前顶溜，其程序为操作推溜手把输送机出现弯曲段，逐步使弯曲向前移动，从而将前溜推进煤墙。推溜注意事项：1）运输机弯曲段长度不得小于 15m，每次操作推溜的架数必须相等，推溜后保持平、直、稳；2）除弯曲段外，输送机推移步距必须达到 800mm，推移时，各千斤应协调推溜，要求弯曲过渡平稳、自然，不得出现弯曲现象；3）必须是顺序推溜，采取从机头往机尾的顺序顶溜；4）严禁在大溜停机时推溜，以免卡死大溜；放煤：放煤采用反轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作单数支架放煤，另一人操作双数支架，两人间隔 24 架距离。运煤方式：工作面煤流经前后溜进入转载机，然后经运输巷皮带输送机到皮带运输巷，后经主皮带进入主井煤仓。关于液压支架的选择，经综合比较选出较合适的架型。选型对比如下表 441表表4 44 41 1 放顶煤液压支架的比较放顶煤液压支架的比较方案放顶煤液压支架特点方案一高位放顶煤液压支架1. 支架结构简单，采煤机割的煤和放落的顶煤由一部分输送机运出端头维护空间小，整个工作面设备布置与普通长壁工作面相同， 便于维护管理，减少事故发生点；2. 支架的长度较短，结构紧凑，稳定性和封闭性都较好；3. 放煤口尺寸大，有利于顶煤的放出由于顶梁短，放煤口位置距煤壁较近，因此对煤层冒放性的要求要高；4. 放煤槽在放煤状态时与底座呈35夹角，难以达到40；5. 支架在放煤时，正常人行通道基本上被切断，减少了工作面的安全出口；6. 由于高位放顶煤，煤尘很大，但支架通风断面较小，使的防灭尘的工作量大，要求高；7. 采放同一输送机， 不能平行作业，影响产量的提高。方案二中位放顶煤液压支架1. 支架稳定性和密封性好，抗偏载和抗扭能力大，不易损坏；2. 放煤口具煤壁远，有助于工作面前方顶煤的维护；3. 采放分别使用两部输送机，可以实现平行作业；4. 架与架之间的三角煤放不下来，同时放煤口易发生大快煤堵塞现象；5. 后输送机放在支架底座上，后部空间有限，大块煤通过困难，并且移架阻力较大；6. 掩护梁不能摆动，二次破煤的能力差。方案三低位放顶煤液压支架1. 由于具有连续的放煤口，放煤效果好，没有脊煤损失，回收率高；2. 与其他支架相比，从煤壁到放煤口的距离最长，经过顶梁的反复支撑和在掩护梁加上方，使顶板破碎较充分，对放煤极为有利；3. 后输送机沿地板布置，浮煤容易排出，移架轻、快，同时尾梁可以切断大块煤，使放煤口不易堵塞；4. 地位放顶使煤尘减小；5. 前四连杆低位放顶煤液压支架的抗扭及抗偏载能力差，支架的稳定性差；6. 尾梁摆动力和向上的摆角较小，破煤和松动顶煤的能力差。根据以前的矿压观测资料，直接顶初次跨落步距为 14.3m,老顶初次来压步距为22.3m，老顶周期来压为 810m。所选液压支架的初撑力为 122.4236.4 吨/架，平均213.8 吨/架，支架最大工作阻力平均值为 323.3 吨/架，最大值为 4430 吨/架。由于采用低位放顶煤综采工作面，设计采高 3m，放顶步距 0.8m。液压支架的有关参数的确定如下：1）支架工作阻力的确定： P2008 （p 为支架支护强度；老顶初次来压步距，取 22.3m）0L0L则：p200822.3=378.4KN/P=pS (P 为支架工作阻力 KN； S 为支架支护面积，取 7.02) 则 P=378.47.O22656.368KN 2）支架高度的确定 =H+(0.10.3)=3+0.2=3.2mmaxzH= minzHminHdheh其中， 支架最大高度，m maxzH 支架最小高度，mminzH 最小采高，取 2.5mminH预计的顶板下沉量， （0.040.05）H，取为 0.045Hdh避免支架压死的撤出高度，0.050.1m，取为 0.08meh 则：Hz 分2.50.04530.082。285m 根据矿上现有的液压支架及其应用情况和先前的经验，选定 ZZP-4800 型液压支架，该支架在矿上先前的应用中收到了良好的效果，能够适合矿上的地质条件。该支架的有关参数如下表 442：表表 44442 2 液压支架的参数表液压支架的参数表支架高度3300/1700mm支架宽度1500mm支护宽度1420/1580mm支护面积7.02支护强度0.65MPa底座面积2.5底板比压1.98MPa初撑力3958KN工作阻力4800KN泵站压力31.5MPa移架力485KN推溜力306KN理论计算值均在所选定的支架参数范围内，因此采用该支架进行支护，全部跨落法管理顶板。在支架的管理方面，移架时，要按操作规程进行，将支架底座前及架间的浮煤应清理干净，以降低移架阻力，并注意周围行人及本人的安全；降架时要前后立柱同时降，切不可只降前柱或只降后柱。由于有的工作面局部坡度较大，部分支架可能出现滑倒现象，必须利用单体柱或摆架千斤及时摆架。利用单体柱摆架时，柱牙必须顶在被摆架前梁下方焊接装置处，柱尾放在下部相邻支架底座安全可靠处，柱牙柱尾必须垫木块或皮带，以防滑柱伤人；利用摆架千斤摆架时，将千斤两端拴上铁链，一端通过夹板固定于被摆架上部第四架的前立柱上，另一端栓于被摆架的前立柱上部或前梁下部连接耳上。落架及拉架时，摆架千斤或单体柱必须完全受力，人员通过高压枪管远距离操作。在顶板管理方面：前面已经说过是用全部跨落法管理的，但应注意采煤机割煤后，要及时打出防片帮板来维护；如发现工作面顶板破碎或片帮宽，露顶时，要及时支护。面积较小时，及时超前移架进行管理。面积大时，超前走架后，在支架前梁上挑垂直于工作面的板皮，配合临时柱管理顶板，通过机组时提前在煤墙挖柱窝打替柱管理顶板；机组过后要及时移架，缩小空顶距离，减少空顶时间；如顶板破碎，煤壁片帮严重，顶板管理困难时，要适当降低采高；随采高变化，应及时调整加长段，保证立柱行程，以免过高导致失效定型或过低导致死架。上、下端头及安全出口顶板管理方面：由于工作面要安装前后两部大溜，工作面无端头大架，故使用单体柱配合两部大溜，工作面无端头大架，故使用单体柱配合抬棚架管理；对于安全出口顶板的管理，由于工作面顺槽由专人维护，超前维护距离始终保证超过采动影响应力变化范围，其距离最终通过矿压观测后确定。从工作面煤壁起在每两排锚网支护正中间架设两面平料与单体液压柱组成的双腿棚。两巷超前维护段的上、下帮的单体柱要分别用两道皮绳按规定要求栓好。严禁在工作面及两巷使用加长焊接的单体柱。两巷压力大时，应提前在工字钢梁下打点柱加强支护。单体柱要编号管理。安全出口高度不得低于 1.8m，宽度不小于 0.7m，安全出口必须保持畅通，严禁堆放杂物。单体液压支柱的选择：首先计算顶压，根据我国修正的顶压公式 2ab 其中 b/2fdPdY1a 式中：顶压，KN/；dP 巷道顶板容重，KN/,其中泥岩为 22.625.5，取 24；dY a巷道跨度的一半，m，取 1.9m；（以回巷锚网巷道为准） ； b修正系数，无量纲； 压力拱跨度的一半，约为巷道跨度的一半，m，取 2m；1a f普氏硬度系数，煤巷取 1.1。将以上各值带入公式可得： 21.9242/（21.1）82.91KN/dP根据煤矿支护手册中的深部巷道矿压计算公式: 2aYd （各符号意思同前）dP带入数值可得顶压如下: 21.92491.2KN/dP顶压取较大值为 91.2 KN/在实际情况中，确定支柱的承载能力要结核支柱的额定工作阻力、新旧状况、保养情况，以支柱额定工作阻力乘某一百分数作为安全系数。根据工作面的顶压情况，取安全系数为 80。则所选单体液压支柱所能提供的压强至少为： P 114103Pa80%Pd80102 .913根据矿上现有的液压支架及其应用情况和先前的经验，选定 DQA3500 型单体液压支柱，其有关参数如下表 443：表表 4 44 43 3 单体液压支柱参数表单体液压支柱参数表项目单位DQA3500额定工作阻力KN196额定工作液压MPa26.65最大高度mm3500最小高度mm2700工作行程mm800泵站压力MPa1520初撑力KN142190确定支护密度，常通过下式计算： n/dPTP式中： n支护密度，根/；巷道顶压，KN/,取 91.2；dP支柱实际承载能力,KN/根，取 156.8。TP代入数值到公式中得： n91.2/156.80.582 根/对周期来压及顶板破碎时的顶板管理：割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出防片帮板；移架时少降快移，支架升起后保证足够的初撑力，片帮严重地段，在保证采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒顶；顶煤裂隙发育，压力大，易片帮、冒顶时，加快推进度，较少空顶距；严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的安全地点，并设专人监护，由安全出口；冒顶区，顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数；及时检修处理支架窜漏夜，保证乳化液浓度和泵站压力，保证支架高度，严防支架压低放不出顶煤或被压死；对片帮、顶板破碎地段及时利用两面平和单体柱配合管理顶板。4.5 工作面设备确定工作面设备确定工作面设备技术参数特征如下表 451：表表 451 工作面设备配备工作面设备配备序号名称型号数量生产能力电压（V）功率（KW）1采煤机MGTY250/600-1.1D111406002前运输机SGZ-764/6301900t/h114023153后运输机SGZ-764/5001114022504转载机SZZ-830/25011000t/h11402505出煤巷煤溜SZZ-764/200111402006破碎机LPS-150011500t/h11401607液压支架ZZP-4800608排头架ZT-650059皮带DSP-1063160211140216010乳化液泵DRB-200/31.521140212511喷雾泵XPB-250/55111405512移动变压器KBSGZY-1250/6213移动变压器KBSGZY-630-6/1.14114移动变压器KBSGZY-800-6/1.14115组合开关HT6L1-400/11402114016刮板机软启动QTT-400/1140(660)411404.6 劳动组织劳动组织 由于工作面采用低位放顶煤一次采全高的综合机械化开采方法，工作面长度定为200m，循环进度 0.8m，每天进六刀。采用“三八”制工作制度，两采一准作业方式。循环图表如表 461：表表 461 劳动循环组织表劳动循环组织表20406080100120140160180200 图例班次时间 零点班工作面 长度八点班四点班 1 2 3 4 5 6 7 8 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 0 9割煤移架推溜放煤拉后溜检修工作面回采时采用专业工种追机作业的形式。出勤率不得低于 80，劳动出勤组织表如下表 462表表 462 劳动组织图表劳动组织图表零点班八点班四点班合计班组长2226机组司机3339大溜司机1135转载机司机2226班次定员工种破碎机司机1124皮带司机1135泵站司机1124支架工3339端头工336端尾工336电气工1135两巷运输工44两巷维护工44看电缆112看工具1113送饭工1113维修班44防尘员112质量验收员1113清煤工1113打炭工112放煤工112合计292939974.6 工作面主要技术经济指标工作面主要技术经济指标工作面主要技术经济指标如下表 表表 47 工作面主要技术经济指标表工作面主要技术经济指标表项目单位数量备注工作面长度m200工作面推进长度m2500煤层倾角度16平均采高m3煤层厚度m6.34平均采放厚度m6.34循环进度m0.8每循环产量t日产量t6000月产量t18000030 天回采工效吨/工22.85回采率%95回采日用工个97含矸率%8灰分%22正规循环率%90第五章第五章 矿井通风与安全矿井通风与安全5.1 影响矿井通风安全的因素影响矿井通风安全的因素南丰扩区位于五阳井田西部，东以淤泥河保护煤柱为界，南至文王山北断层，北以小黄庄断层为界，西以经线 38408000 线与南丰井田深部相接。南北长约 4.5km，东西宽约 3km，面积为 13.5km2。地表属黄土丘陵地带，地形起伏较大。全区广为第四系黄土所覆盖。靠近漳河两岸零星有石河子地层，区内褶曲为北东东向，自北向南依次为十字道背斜、天仓向斜、东周向斜，其中以中部的天仓向斜构成扩区煤层基本形态；断层较发育，有九条断层，且全为正断层；陷落柱发现六个，其中钻探揭露两个，电法解释四个。设计的主采 3 号煤层，位于山西组中下部，厚度 3.25m7.6m，平均厚度 6.13m。倾角在天仓向斜轴部附近较大，其余部分很小为近水平煤层，平均倾角为 16。层位稳定。含夹矸 02 层。山西省安全生产监督管理局以晋安煤字2004230 号文确定对潞安矿业集团公司所属五阳煤矿鉴定为低瓦斯矿井。矿井瓦斯绝对涌出量 25.08m3/分，相对涌出量8.61m3/t。煤炭科学研究院重庆分院于 2004 年 4 月 15 日对五阳煤矿煤尘爆炸鉴定报告表明，煤尘有爆炸性。煤层自燃倾向性为类，属不易自燃煤层。精查勘探在三个钻孔中进行了简易井温测量，由于空内受地下水流的影响，使整个井段地温剃度为零，即井温不随深度增加而增加，其他未发现井温异常。近几年矿井最大涌水量为 690m3/h，正常涌水量为 655m3/h，主要充水因素为 3 号煤层以上的含水层水通过冒落带和有效裂隙涌入。综合考虑以上因素，确定通风系统。5.2 矿井通风矿井通风系统系统矿井通风系统包括通风方式（即进风井和回风井的布置方式） 、通风方法（即矿井通风机的工作方法）以及由若干通风井巷和交汇点构成的通风网路。矿井通风方式主要包括中央并列式、中央分列式、两翼对角式、分区对角式、混合式。分别介绍如下表：表表 521 矿井通风方式比较表矿井通风方式比较表方式介绍优点缺点适用条件中央并列式进风井与回风井大致并列于井田中央，由主井兼做回风井或专设中央回风井初期工程量少、建井期短、便于管理进、回风井之间漏风大，矿井的中、后期通风路线长，通风阻力大，工业场地噪声大煤层倾角大、走向长度小于 4km的低瓦斯矿井中央分列式进风井位于井田中央，回风井位于井田上部边界处通风阻力小、漏风小、安全性好、工业场地噪声小，且便于从回风井铺设防尘洒水管路等优点初期巷道掘进量大，投产慢，建井工期长煤层倾角小、埋藏较浅、瓦斯及煤层自然发火比较严重的矿井，另外走向长度比较大的矿井初期也多采用该方式两翼对角式进风井位于井田中央，回风井在井田两翼各布置一个，分别为井田一翼服务通风线路短、阻力小、漏风少、安全性好，且在后期，通风效果能仍然保持良好建井工期长，投产慢，费用高高瓦斯矿井、自然发火和热害比较严重的或有煤与瓦斯突出危险的矿井分区对角式进风井位于井田中央，两翼各有两个或两个以上的回风井为所在附近的采区服务建井期短、安全性好、便于管理因风井较多，占场地大和风机管理分散，维护较困难煤层距地表较浅且高低起伏大，第一水平无法开凿总回风巷道的情况。也适用于有煤与瓦斯突出危险的矿井或高瓦斯矿井。另外项目通风方式还有分区分期开拓、分期投产的特大型矿井混合式上述几种方式的组合形式根据组合方式的不同而异根据组合方式的不同而异井田走向长度大或矿井改扩建和开拓延伸矿井2）主要通风机的工作方法主要通风机的工作方法有抽出式、压入式和混合式。一般矿井多采用抽出式通风；只有在低瓦斯矿井（地面塌陷区分布较广泛且与矿井通风） ，或地形复杂且煤层埋藏较浅，开采第一水平无法在高山上设置主通风井，总回风道无法连通或维护困难，煤层自然发火不严重的中、小型矿井，才可采用压入式通风；混合式工作方法由于管理复杂，根少使用。通风方式的选择应贯彻“安全第一、预防为主”的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理。根据扩区井田煤层的赋存条件，综合考虑矿井瓦斯等级、各煤层瓦斯涌出量、煤层自然发火性、煤尘爆炸性及爆炸指数、矿区地温及井田开拓方式确定扩区的通风方式为中央并列抽出式,主、副立井为进风井,风机设在回风井。 根据井下巷道布置,第一采区的通风系统为:主、副立井运输大巷、轨道大巷采区轨道上山工作面轨道顺槽工作面运输顺槽运输上山回风大巷回风井地面.5.3 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算本井田为低瓦斯矿井，根据其生产集中、机械化水平较高，井下用风地点较少的特点，分别按井下人员及井下采煤、掘进、硐室及其它工作地点实际需风量总和计算矿井总风量。按照煤矿安全规程的要求，矿井总的进风量按下式计算：(一)按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK其中: Q-矿井总供风量, m3/分; N-井下同时工作的最多人数,人; 4-每人每分钟的供风标准, m3/分; K-矿井通风系数,1.151.25.Q=4NK=41001.2=480 m3/分(二)按采煤、掘进、硐室等处的实际需风量计算Q =(Q+Q+Q+Q)K 采掘硐其它其中: Q矿井总供风量, m3/分;Q回采工作面实际需风量总和，m3/分；采Q掘进工作面实际需风量总和，m3/分；掘Q需要独立通风的硐室实际需风量总和，m3/分；硐Q除采掘硐室外其他需风量总和，按以上三项风量之和的5%考其它虑，m3/分；K 矿井通风系数，取1.3。1.采煤工作面需风量计算(取最大值,然后用风速验算)应按矿井各个采煤工作面实际需风量的总和计算，每个采煤工作面实际需风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须取其中最大值。采煤工作面在有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。由于本次设计每次只设一个采煤工作面，一个准备工作面。所以只需进行单工作面计算。按照煤矿安全规程的要求，矿井初期的风量按下式计算：（1)按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q = 100kc 采q采其中: Q-采煤工作面需要的风量, m3/分；采 q-采煤工作面绝对瓦斯涌出量, m3/分；采 kc-工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,即该工作面瓦斯绝对的最大值与平均值之比,机采1.21.6,炮采1.42.0。按qCH4=4.8m3/分,进行工作面风量计算。Q=1004.81.2= 576 m3/分采在回采放顶煤过程中，瓦斯涌出量大是必然的。为确保安全起见，工作面投产初期，可适当加大供风量，按580 m3/分进行供风。在生产后根据工作面实际瓦斯绝对涌出量再进一步修订工作面供风量。（2) 按工作面的温度计算Q=60VcSc采iK其中：Vc-工作面适宜风速，m/s; Sc-回采工作面平均有效断面，按最大最小控顶有效断面的平均值计算，m2-工作面长度系数。其取值随工作面长度的不同而不同。其具体取iK值标准如下表531表表5 53 31 1 工作面长度系数取值工作面长度系数取值工作面长度120150150180180长度系数iK1.4表表5-3-25-3-2 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温(c)采煤工作面风速(m/s)150.30.515180.50.1818200.81.020231.01.523261.51.8据此取参数计算得:Q=601.0111.3=726 m3/分 采(3) 按工作人员数量计算 Q=4Nc采其中: 4-每人每分钟应供给的最低风量, m3/分; Nc-采煤工作面同时工作的最多人数.Q=439=156m3/分采(4) 按风速验算根据煤矿安全规程规定,回采工作面最低风速为0.25 m/s,最高风速为4 m/s的要求进行验算,即回采工作面风量应满足:15ScQ240Sc采Sc-回采工作面的平均有效断面 1510Q24010采经以上计算和验算，取最大植726m3/分风量做为第一采区采煤工作面的供风量.2 掘进工作面风量计算(1) 按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q=100q掘掘dK其中:Q-掘进工作面实际需要风量, m3/分;掘 q-掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量, m3/分;掘 -掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。dK掘进工作面取Kd=1.52.0,炮掘工作面取Kd=1.82.0Q=1001.01.6=160m3/分掘(2) 按炸药的使用量 计算Q=掘j0.4 bA其中: Q-掘进工作面实际需要风量, m3/分;掘 -掘进面一次爆破所用的最大炸药量,Kg;jA b-每kg炸药爆破后生成的当量co的量，取b=0.1 m3/ Kg，化简为Q=25掘jA Q=25=257.2=180 m3/分掘jA（3）按局部通风机吸风量计算Q=I掘fQfK其中： -局部通风机额定风量，m3/分；fQ I-掘进面同时运转的局部通风机的台数，台； -为防止局部通风机吸吸循环风量备用系数，一般1.21.3，进风fK巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。Q=30011.3=390 m3/分掘(4) 按工作人员数量计算Q=4=440=160 m3/分掘jN(5) 按风速进行验算 按煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风量应满足: 9Q240jS掘jS煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： 15Q240jS掘jS其中：-掘进工作面巷道过风断面jS 1511Q24011掘经以上计算和验算，取390m3/分风量做为掘进工作面的供风量.3 硐室需风量计算（1）井下爆破材料库 按库内空气每小时按4次计算 Q=100m3/分硐460v其中： Q-爆破材料库硐室供风量，100m3/分；硐 4-爆破材料库总容积的倍数； v-爆破材料库总容积，m3 60-没小时分钟数。（2）充电硐室按其回风流中氢气浓度小于0.5计算 Q=200=150 m3/分硐dq其中：-充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/分dq通常充电硐室的供风量不的小于100 m3/分。 采区变电所两个每个配风90 m3/分，胶带输送机石门机尾硐室120 m3/分。4 井下其他巷道需风量计算井下其他巷道需风量按采煤、掘进、硐室等处的实际需风量之和的5计算。Q =(Q+Q+Q+Q)K采掘硐其它 =（726+2390+100+150+290+120+238.1）1.3 =2808.44 m3/分 =46.8 m3/s （二）由于采区上下山、工作面顺槽同时掘进，风量要按需分配。矿井通风容易与困难时的通风阻力的计算如下表，表表5-3-35-3-3 通风容易时风阻计算表（数据）通风容易时风阻计算表（数据）巷道序号巷道名称支护方式410Ns2m4巷道周长（m）巷道长度(m)巷道断面(m2)巷道类型固定风量(m3/s)1主立井混凝土砌碹15015.7160219.63圆形15.62副立井混凝土砌碹15021.9960238.48圆形31.23回风井混凝土砌碹15012.5660212.56圆形46.84运输大巷锚喷10015.7255016.84半圆拱15.65轨道大巷锚喷6016.1355017.82半圆拱31.26回风大巷锚喷6013.5765012.45半园拱46.87运输上山锚喷14012.96100011.75半园拱78轨道上山锚喷12012.96100011.75半园拱79运输顺槽工字梁21512.4014509.60梯形19.810轨道顺槽工字梁12812.4014509.60梯形19.811工作面液压支架35020.6020021.90矩形19.8表表5-3-45-3-4 通风容易时期风阻计算表（结果通风容易时期风阻计算表（结果）巷道序号巷道名称支护方式巷道阻力fih(ku)巷道风量(m3/s)巷道风速(m/s)摩擦风阻R410Ns2m8备注1主立井混凝土砌碹4.564115.60.79471187.54392副立井混凝土砌碹3.392531.20.810834.85043回风井混凝土砌碹125.37246.83.72612572.41174运输大巷锚喷4.005415.600.92637164.58735轨道大巷锚喷4.6119631.201.18968102.61576回风大巷锚喷37.139246.802.95582274.24357运输上山锚喷5.4804470.595751118.4578轨道上山锚喷4.6975270.59575958.67779运输顺槽工字梁171.29519.82.0625436.932610轨道顺槽工字梁101.98119.82.0625260.127311工作面液压支架5.382219.80.90411137.2881从中可计算得的巷道通风总阻力为： 467.9205(pa)fhfih表表5-3-55-3-5 通风困难时期风阻计算表（数据）通风困难时期风阻计算表（数据）巷道序号巷道名称支护方式410Ns2m4巷道周长（m）巷道长度(m)巷道断面(m2)巷道类型固定风量(m3/s)1主立井混凝土砌碹15015.7160219.63半圆拱15.62副立井混凝土砌碹15021.9960238.48圆形31.23回风井混凝土砌碹15012.5660212.56圆形46.84运输大巷锚喷10015.7255016.84半圆拱15.65轨道大锚喷6016.1355017.82半圆拱21.2巷6回风大巷锚喷6013.5765012.45半园拱36.87运输上山锚喷14012.96290011.75半圆拱36.88轨道上山锚喷12012.96285011.75半圆拱36.89运输顺槽工字梁21512.4014809.60梯形33.810轨道顺槽工字梁12812.4014809.60梯形33.811工作面液压支架35020.6020021.90矩形33.8表表5-3-65-3-6 通风困难时风阻计算表（结果）通风困难时风阻计算表（结果）巷道序号巷道名称支护方式通风阻力fih(Pa)巷道风量(m3/s)巷道风速v(m/s)摩擦风阻R410Ns2m8备注1主立井混凝土砌碹4.5640715.60.794702187.54392副立井混凝土砌碹3.3924831.20.81081134.85043回风井混凝土砌碹125.371946.83.726115572.41174运输大巷锚喷4.005415.60.926366164.58735轨道大巷锚喷4.612021.21.189675102.61576回风大巷锚喷37.139236.82.955823274.24357运输上山锚喷439.251336.83.1319153243.5268轨道上山锚喷370.009736.83.1319152732.2329运输顺槽工字梁976.787033.84.875445.972610轨道顺槽工字梁303.328433.83.520833265.509311工作面液压支架32.019633.82.1125280.2734 通过上表可计算得的巷道通风总阻力为：2300.4809fhfih5.4 矿井通风设备选型矿井通风设备选型1.计算通风机风量fQkfQmQ主要通风机的工作风量,；fQ3ms矿井需风量，；mQ3msk 漏风损失系数，取1.11.1 46.8=51.48fQ2.计算通风机风压取通风机装置各部分阻力 h=250Pa 风机装置动压hvd=50Pa1)通风机静压 = +hmaxsHmaxh =976.78+250 =1226.78（Pa） = +hminsHminh =3.39+200 =203.39（Pa）2)通风机的全压 =+h+maxtHmaxhvdh =976.78+20050 =1276.78（Pa） = +h+mintHminhvdh =3.39+250+50 =303.39（Pa）根据以上参数和风机的特性曲线选定BDNO22型风机。2.电动机选择通风机输入功率按通风容易及困难时期，分别计算通风机所需输入功率和minNmaxNmaxmax1000ftdtQ HNminmin1000ftdtQ HN通风机全压效率，取0.8t故38.1KW,minN =47.1KWmaxN因为0.6minNmaxN所以可选一台电动机，电动机功率为maxeeetrNKN 电动机容量备用系数，取1.2eK电动机效率，0.9e传动效率，取0.95tr故47.1 1.2/(0.9 0.95)eN =66.1KW风机特性曲线如图5-1图图5-1 风机特性曲线风机特性曲线：04030506070809010011012013030060090012001500180021002400270030000.800.700.750.750.700.6039/3633/3036/3339/3642/3945/42反转反风Q(m3/s)Pst(Pa)5.5 矿井通风等积孔的计算矿井通风等积孔的计算由通风阻力计算表知：通风容易时Rm0.52R =1.71.19mAR 通风困难时3Rm8 . 0R A=1.3Rm19. 1本矿井通风为通风中等。5.6 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施一、矿井瓦斯的防治扩区煤层平均厚度 6.13m，瓦斯绝对涌出量 25.08m3/分，相对涌出量 8.61m3/t，属于低瓦斯矿井。瓦斯主要来自煤层开采。所以在开采过程中一定要注意瓦斯积聚和瓦斯爆炸的防止，其具体措施如下：1、防止瓦斯积聚的措施1）严格掌握风量分配，加强通风管理，保证井下各用风地点有足够的新鲜风流。生产中严格制定管理制度，设专职瓦斯检查员，对工作地点经常进行各种有害气体和风量测定，采空区、风门、风筒要有防止漏风的措施；2）工作面所有通风设施、监控设施及所敷设的缆线必须完好，风量符合设计要求，风流稳定可靠，发现有异常情况应及时向调度中心等主管部门汇报，并采取措施处理；3）跟班队长、班组长、机组工、电钳工必须携带便携式瓦斯报警仪并且班组长的瓦斯报警仪必须悬挂在工作面上隅角，机组工瓦斯报警仪悬挂在机身上进行瓦斯检测；4）凡入井人员必须携带自救器，并且自救器随身携带，出现异常情况及时带好自救器及时撤到安全地点；5）在回采过程中，工作面气体若异常时，所有工作人员都要听从瓦检员或兼职安检员的统一指挥及时沿避灾路线撤到安全地点，严禁瓦斯超限作业；6）工作面采空区悬顶或局部垮落不充分，面积大于10时必须采取强制放顶措施，强制放顶时回风系统所有人员必须全部撤到进风系统，在回风系统设立警戒牌，拉上警戒绳，以防人员进入，以防采空区顶板突然垮落扇出大量有害气体，伤害人员。2、对瓦斯爆炸的防止措施由于瓦斯遇到明火容易发生爆炸或燃烧，所以采区防止瓦斯引燃或爆炸的措施时十分不要的。具体措施如下：1）加强工作面通风管理，杜绝瓦斯超限，杜绝瓦斯局部超限，在瓦斯涌出量较大的地方应加强通风；2）工作面两巷均按规定设置全断面隔爆水袋，并保证完好可靠；3）处理电气设备着火，应首先切断电源，在切断电源前灭火人员只准使用不导电的灭火器材从进风方向处理，严禁逆风流方向灭火；4）各工种作业过程中严禁产生各类火花及高温热源；5）加强机电设备的检查和维修，保持良好的防爆性能，严防电器失爆；6）工作面要保证正常通风，保证有足够的风量，对工作面有害气体必须进行时实检测，设置的瓦斯报警器和瓦斯传感器要正常工作，同时每班跟班队长、班长、放炮员、兼职安检员要携带瓦斯报警器正确使用好甲烷测定报警器；7）工作面强制放顶期间，专职瓦检员必须对老塘侧的瓦斯涌出情况进行检查，机组割煤时，对采煤机20m范围内风流中的瓦斯进行检查，瓦斯浓度达到或超过1%时，不准放炮和开机作业；二、防火煤层的自燃发火是指具有燃烧倾向的煤层被开采破碎后在常温下与空气接触，发生氧化，产生热量使其温度升高，出现发火和冒烟的现象。本扩区的开采煤层属于不易自燃煤层，所以只要通过合理布置巷道、选择合理的通风系统和采煤工艺即可。三、放矿尘矿尘是指在矿山生产和建设过程中所产生的各种煤、岩微粒的总称，它具有根大的危害性，当煤尘浓度适中时，遇到明火会引起矿尘爆炸事故，是安全生产的一个隐患，另外，矿尘会随着工人的呼吸而进入呼吸道，进而威胁身体健康，导致尘肺、矽肺、或煤肺等职业病，可见对矿尘的防止是非常必要的，下面对预防煤尘爆炸和矿山综合防尘的措施进行详细说明。1、由于扩区主采的3号煤层的煤尘具有爆炸性，采取煤尘防爆措施是非常必要的，具体措施如下： 1）各采煤工作面设计有煤层注水防尘措施；2）掘进工作面应采用湿式打眼，并在装岩地点进行洒水除尘，各掘进工作面均配有除尘器予以除尘；3）在回采工作面、运输机头尾、胶带输送机巷、溜煤眼，段、采区煤仓及装车站等易产生煤尘的地点，均设置有喷雾洒水装置，并对井下巷道定期进行清扫，冲洗和刷浆，减小落尘量。4）各工种作业过程中严禁产生各类火花及高温热源；5）保证通风的顺畅和足够的风量，使矿尘能及时得到稀散排出，杜绝不合理通风；6）加强机电设备的检查和维修，保持良好的防爆性能，严防电器失爆；2、 对于矿山综合防尘的具体措施1）喷雾洒水：在采掘工作面、装载点、卸载点、提升运输、煤仓等井下作业地点，均设置喷雾器喷雾洒水。该方法简单方便、经济、有效，降尘率为3060。2）风流净化：在各含尘量较大的进风巷中设水幕，降低粉尘浓度，避免进风流污染。 3）冲洗巷道、清扫和刷白巷道：定期冲洗总回风巷和主要回风巷；掘进工作面放炮后恢复工作前应冲洗掘进工作面附近；井底车场、运输大巷等应定期刷浆。4）采用合理风速：井下风速必须严格控制。增大风量或改变通风系统时，必须相应的调节风速，防止煤尘飞扬。溜煤眼不得兼作风眼使用。5）个体防护措施：采掘工作面的工人按煤矿安全规程规定配戴防尘口罩、防尘帽等。 6）采用湿式钻眼和水炮泥：井下钻爆掘进工作面使用的凿岩机及煤电钻均应采用湿式钻眼，其降尘率为6090。使用水炮泥的降尘率可达到8090，同时还可降低炮烟量及空气中的有害气体。7）煤层注水：煤层注水是减少采煤工作面粉尘产生最根本、最有效的措施。煤层注水实施较好的工作面可以使总粉尘浓度减少7585，呼吸性粉尘浓度减少65以上。煤层注水是通过钻孔并借助于水的压力，将水注入煤层中，使煤层得到预先湿润，增加煤体的水分，从而减少采煤时的粉尘产生量。8）采空区喷雾防尘：必要时拟采用向回采工作面采空区喷汽雾的方式，这一方法同时起到了降低采空区煤尘进入工作面和回风巷的作用，其降尘效果是明显的。本矿井不考虑采用采空区灌水防尘措施。四、对矿井水的防治凡影响，威胁矿井安全、使矿井局部或全部被淹没并造成人员伤亡和经济损失的矿井涌水事故都称为矿井水灾。矿井突水事故所造成的经济损失也是巨大的，应采取必要的措施对矿井用水量进行管理，以防止突水事故的发生。该扩区在工作面回采过程中，主要充水因素为3号煤层顶板以上的、号砂岩含水层的水通过采动冒落产生的裂隙和井田内的地质构造涌入工作面。根据勘探结果，预计工作面的涌水量为15 m3/h，最大涌水量为30 m3/h。回采不受奥灰水威胁。回采过程中注意观察和探访，坚持“先探后采”的原则。两顺槽有积水时，及时安排专人用潜水泵排水，挖水沟引水或钻孔泄水等方法及时处理。地面在雨季时加强观察，疏通防洪沟。具体措施如下： 1）在工作面运输顺槽和回风巷低洼处，淋水地带要按要求设置水窝，并根据测量数据安设与排水量相符的水泵；2）在工作面推进过程中，如遇到采面滴水、淋水变化情况，涌水量增大时，要及时向矿调度室汇报，以便组织排水工作；3）设专人定时排水、维护水泵和排水管路，保证排水顺利；4）当工作面由挂汗、挂红、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水增大、顶板来压、底板鼓起或裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水征兆时，必须立即停止作业，报告调度室，发出警报，撤出所有受威胁地点的人员。所有人员要保持冷静，按照避灾路线迅速撤离险区。五、预防顶板冒落的措施常见顶板事故有因局部冒顶和大面积冒顶所造成的事故。我国顶板死亡事故约占煤矿总死亡率的4050，而其中80发生在采场。所以对顶板的维护时非常重要的，扩区井田内对其冒落进行防治的措施主要有：1）工作面严格执行追机移架制度，采用带压移架。当顶板破碎时，采煤机割煤后必须及时移架支护；2）顶板破碎压力大时，要坚持先维护顶板后移架。在两组支架间的煤墙侧用单体柱配合板皮或两面平管理顶板；3）两巷动压区要做好顶板管理工作，及时做好护帮护顶工作。工作面开工前要准备好单体柱和支护材料，两巷的超前维护要按规定打好；4）煤壁片帮处理要提前移架，对煤墙片帮严重、顶板破碎地段要注意加固顶板煤墙；5）处理片帮冒顶事故时，必须坚持迅速快捷、缩小范围、自外向里、由边缘向中央、循环进行，处理期间，现场要有安全负责人统一指挥，分工明确，协调作业，并有专人观顶，退路要畅通，物料充足，工具齐全。处理顶板问题，严禁空顶作业；6）安排专人对工作面及两巷的矿压进行观测，发现异常及时采区措施，管理好顶板；7）采煤机割煤后要及时伸出前探伸出护帮板梁并及时拉架，防止顶板冒落，对出现片帮严重的地段要及时采取有效措施，采煤机牵引速度不得大于3M/分，采煤机司机必须精力高度集中随时观察前方煤壁，若煤壁有片帮预兆时必须停机处理确认处理正常后方可开机作业。机道严禁行人、逗留或工作。需进入机道作业必须先“敲帮问顶”征得班组长同意后方可进入机道。确认无问题后再开机作业；8）工作面煤壁区顶板出现冒落时，用板梁在架间提前握棚，握棚时从机头（机尾）方向一付一付握棚，木板梁根据现场情况而定，握棚时必须将顶蓬严绞实，并且打好贴帮柱，贴帮柱打在新握棚子的梁头下，顶板维护好后方可机割。握棚、改棚、改柱处理冒顶时必须由跟班队长、班组长、兼职安检员现场指挥监护。第六章第六章 矿井提升、运输、排水、供电设备选型矿井提升、运输、排水、供电设备选型6.1 矿井提升设备选型矿井提升设备选型6.1.1 主立井提升主立井提升本矿井井型为 150 万吨，主井选用一对 12 吨刚性罐道同侧装卸式四绳箕斗提煤，井提升系统担负矿井原煤提升任务，提升方案为井塔式立井摩擦轮提升机提升。提升设备使用一部型号为 JKM-3.54 型多绳提升机。最大静张力 52.5 吨，最大静张力差为 14吨，最大绳速为 13.0m/s，提升高度为 555.0m；配套电动机型号为 ZD215/47.5 型，1000千瓦，660 伏，48 转/分提升机采用液压盘式制动闸，链传动盘式深度指示器。深度指示器上装有过卷开关和限速凸轮板、自整角机调速装置，电机调速为转子回路三相平衡甩电阻有级调速，主提升使用 6（34）32.5155甲镀左、右同型钢丝绳，钢丝绳最大静张力为 32816.5kg；提升容器选用 JDS12/1104 型四绳侧卸式箕斗，箕斗自重12500kg，名义载重为 12000kg，一次提升量为 12000kg。原有电控回路各种保护装置齐全。在电控系统中增设 KDJ10 型矿用微机控制信号装置，以实现自动称重、自动装、卸载；电控装置采用 TKMY23289PCS 型 PLC 微机控制系统，实现了半自动化操作。 主井提升设备选型1.设计依据矿井生产能力 150 万吨/年提升工作制度 300 日/年箕斗受煤仓口标高 205.00m主井井口标高 760.00m井底车场轨面标高 275.00m2.提升容器选用 JDG12/110 4 型刚性罐道、同侧装卸式四绳提煤箕斗：名义载重量 12 吨设计有效载重量 10 吨箕斗自重 12.37 吨最大终端载荷 44 吨设计防滑配重 8500kg3.提升机选用 JKMD3.5 4 型落地式多绳摩擦轮提升机，主要技术参数：主导轮直径： 3.5m主绳根数 4 根最大静张力 52.5 吨最大静张力差 14 吨主绳最大绳径 35mm主绳间距 300mm最大允许提升速度 13m/s天轮直径 3.2m提升机变位重量 10940kg每组天轮变位重量 3590kg4.提升系统（1）地面卸载部分hX：井口至受煤仓口高度，15.2m。hrX：卸载超高，0.194m，取 0.2m，hr：箕斗本体高，取 10.3m。hg：过卷高度，取 10m。hc：箕斗上部连接总长度，取 5m。hd：过卷后箕斗连接装置不碰天轮的距离，取 0.751.2m。tR井架高度：下天轮中心高度1051.21th 41.9m取42m1th上天轮中心高度：42648m2th（2）井下装载部分：箕斗装载口至框架底的高度，取 8m；rh：箕斗下部连接长度，2m；Lh：尾绳导向装置的挡梁高度，0.8m；Dh：尾绳环高度，取 6m。qh装载口至尾绳环端面的高度=7.9+2+10+6=25.9mi hH尾绳环端面下部需留有 5m 空间。（3）提升高度（744.25-429.38）+0.2+7.9tH 322.97m（4）钢丝绳悬挂高度777.05-429.38+7.9+2+10+6cH 373.57m取375mcH（5）钢丝绳仰角下绳仰角164 41 57上绳仰角261 42 275.钢丝绳的选择（1）计算防滑重量计算条件：摩擦系数0.2，钢丝绳围包角，1.894；182 59 30e计入井筒阻力，按 P0.075QM=750kg 计；动防滑安全系数1.25，0.7m/s2；1重箕斗下放紧急制动防滑考虑安全系数，极限减速按X=1.55 1.051.633计。2ms空载侧钢丝绳张力按以下两情况计算：按重载正常启动计算：5 10000(1)3590(1.894 1.5)750(1.894 1.5)9.819.811.63(1.894 1)(1.894 1)9.81S =25785kg按重载下放紧急制动计算：21.631.6310000(1)3590(1.894 1)750(1.894 1)9.819.811.63(1.894 1)(1.894 1)9.81S =27152kg按不小于 27152kg 计算防滑配重。2S（2）主钢丝绳选择最小安全系数7.2-0.00057.2-0.0005 375mCH 7.013钢丝绳最小破断力：65136.7kg7.013(1000027152)4zQ主钢丝绳选用 6（34）32.0155 镀左同和 6（34）32.0155镀右同、YB82973 三角股钢丝绳各两根，每根长 520m。钢丝绳参数：绳径： 32.0mm单位重量 4.295kg/m公称抗拉强度 155kg/mm2钢丝破断拉力总和 68600kg（3）确定箕斗配重：27152-12370-4.295 4 3688459.76kgPQ 确定配重为 8500kg。（4）校验主钢丝绳安全系数68600 4274400123708500 100004.295 4 37537312.5m 7.3547.013（5）尾绳选择根据=4.295kg/m、 28.59kg/m，选用园股钢丝绳 34 746.0140KPKP镀左（右）交、GB110274 不旋转钢丝绳，左右交各一根，每根绳长 380m。钢丝绳参数：绳径 46.0mm单位重量 8.364kg/m公称抗拉强度 140kg/mm2钢丝破断拉力总和 126500kg6.提升机技术参数校验计算最大静张力37312.5kg 小于 52500kgF计算最大静张力差10000kg 小于 14000kgCF摩擦轮的直径 3500mm 大于 100323200mmqD主导轮绳槽比压q37312.527312.54 350 3.2 14.43kg/cm2 小于 20kg/cm2电动机选择选用上海电机厂生产之悬挂式直流低速电动机，与提升机主轴共轴。主轴转数 48转/分。最大运行速度：8.8m/s3.5 4860mV电动机计算功率：1091.4 千瓦1.15 10000 8.8 1.1102P选用 ZD215/47.5 型直流电动机。技术特征：功率： 1000 千瓦转数 48 转/分直流电压 660 伏 30160kg/m22GD设计强迫通风冷却，风量 699m3/分，风压 74.5mm 水柱。8.提升系统变位质量变位质量：有效载荷： 10000kg提升机 10940kg天轮 7180kg箕斗 24740kg箕斗配重 17000kg主绳 8934kg尾绳 6357kg电动机 30160/2462kg23.5提升系统变位重量87613kgiG提升系统变位质量8931kgs2/miM876139.81主导轮两侧运动部分变位重量74211kgiG主导轮两侧运动部分变位质量7565kg742119.81iM9.紧急制动力矩验算：1.321000075651.12100008931M1.179M按下放重物紧急制动，取1.5m/s232.339 取 K2.341.5 1.121.12K一级紧急制动力矩值：10000 2.34 1.7540950kg/mdM上提重物紧急制动减速度：1.12（2.34+1）3.74m/32秒空容器紧急制动减速度计防滑计算：2.96m/32.3410.1021.122秒该值小于空容器运行极限减速度 2.99m/。但因值偏小,该防滑安全系2秒M数值很小，对空容器运行紧急制动防滑不利。运转中应予以注意。10.提升速度图采用等加速六阶段速度图,最大提升速度=8.8m/s.Vm11.提升能力一次纯提升时间为=57.7scT箕斗提升休止时间=12s一次提升循环时间=69.7sqT年提升能力为=188.6 万吨/年10 300 14 360069.7 1.15 10000NA提升能力富裕系数=25.7%1501506 .188fa受力分析：8931450151100000m0。imaKQF =15519kg89317 . 015. 11000011immaKQF =17752kg=11500kgmKQF 2=11500-0.7 8931immaKQF33 =5248kg=11500kgmKQF 4=10000 1.15-1 8931immaKQF55 =2569kg.电动机容量校验 5 . 0256986.11524858.311150043.101775233. 31551922222iItF=8595.2秒公斤 /2610电动机强迫通风,等效时间=69.7s.T等效力=11105kg7 .69102 .85956F电动机等效容量=958 千瓦1028 . 811105P电动机容量富裕系数=1.049581000fK选用电动机符合要求14.耗电量计算：36413 千瓦/s102tiiiiiVFTP 吨煤耗电量：=1.183 度/吨364133600 10 0.9 0.95W 年耗电量：177.45 万度/年150183. 11W15.提升机房附属设备提升机房机器间内设手动双梁起重机一台，起重量 30 吨，跨度 12m，起吊高度10m，双吊钩。交流机组间内设手动单梁起重机一台，起重量 10 吨，跨度 11m，起吊高度 10m。主井提升电力拖动与电控：本矿井主、副井提升设备相同，均为直流电动机拖动的落地式多绳摩擦轮提升机。根据煤炭工业部审批意见，并考虑到主井提升工艺的要求，主井提升机选用发电机电动机拖动系统。直流电动机：ZD215/47.5 型，1000 千瓦，660 伏，48 转/分。直流发电机：ZFZ85/328B 型 1200 千瓦，660 伏，1000 转/分。6.1.2 副立井提升副立井提升副井提升为混合提升系统。用于升降人员、材料、设备和矸石。提升方案为立井落地式双罐笼提升，提升高度 520m。提升设备使用一部 JKMD3.54（）E 型双滚筒缠绕式提升机，滚筒直径 3.5m，最大静张力为 17000kg，最大静张力差为 11500kg，最大绳速为 9.16m/s；配套电动机型号为 ZKTD215/63 型直流电动机,额定功率 1250KW，转子转速 50r/分，减速机型号为 ZHLR-170K,减速比为 20；提升机制动方式采用液压调节盘式制动闸，牌坊式深度指示器并装设测速发电及自整角机调速装置。提升钢丝绳使用61943170 特乙镀右交型钢丝绳，钢丝绳最大张力为 14776.8kg；提升容器选用 1.5t 矿车双层四车多绳罐笼，本体质量（包括悬挂）16t，配加质量 2t。钢丝绳与罐笼采用楔型连接装置，当提升人员时限载 29 人/罐。提升机采用 KXT7 型信号系统，分设提物、提人、检修三种信号；井上下设摇台承接装置；电器控制装置增设了TKDY23289PC 型 PLC 微机控制系统，实现半自动化操作。副井提升设备选型：绳端载荷：（162191.1）9.8373.38KN大件dQ （1624（2.70.72） ）310.464KN小件dQ提升高度：902-347555mtH悬挂长度：55530.2585.2mcH必须安全系数：8.20.0005585.27.907物m首绳选用 38ZAB 6V33FC 1670 ZZ(SS) 868 573 GB/T 8916-1996 型钢丝绳，d38mm，5.73kg/m，8681.1771021.636KN，B1670MPa。KPpQ尾绳选用 P8419157251370GB/T89181996 型扁钢丝绳，b157mm，h25mm，11.9kg/m，B1370MPa。KP计算最大静张力：（211.957645.7330.2）9.8141.13KN绳F 373.38141.13514.5KN大件jF =310.464141.13451.59KN材JF钢丝绳计算安全系数：7.9437.907大件m51.5144636.1021计算最大静张力差：（提大件时另一侧配 10t） （211.945.73）555488.4kg（191.1100.4884）9.8103.77KN大件cF（42.70.4884）9.8110.63KN材cF根据以上计算，选用 JKML-3.54（）E 型多绳摩擦式提升机，器主要技术参数如表 61，配套电动机参数如表 62表表 6 61 1 JKML-3.54JKML-3.54（）E E 型提升机技术参数表型提升机技术参数表摩擦轮直径3.5m天轮直径3.5m绳数4 根绳间距300mm最大静张力525KN最大静张力差140KN提升速度9.16m/s衬垫摩擦系数0.25主机变位质量13t天轮变位质量2612t表表 6 62 2 ZKTD215/63ZKTD215/63 型配套直流电动机参数表型配套直流电动机参数表额定功率1250KW额定转速50r/分变位质量3.26t冷却方式强迫风冷冷却风机47211No12C风机配套电动机Y255M-6,30KW,380V运动学、动力学计算：1）系统变位质量：提升机 13t； 天轮 12t； 电动机 3.26t；罐笼及配重 2（162）36t； 钢丝绳 29.91t。2）载荷：大件 30.1t(另一侧配加质量 10t)； 材料 16.56t3）空载变位质量： 94.17t空M4）提大件变位质量： 124.27t大件M5）提材料变位质量： 110.73t材料M6）一次提升循环时间： 118.68 s矿gT 166.68 s料gT7）等效力： 104.93KN大件dF 109.59KN料dF8）等效功率： 980.8KN大件dP 1024.3KN材dP9）电动机过载能力校核： 1.5420.851.798. 0125016. 977.205防滑计算：1）衬垫摩擦系数： 0.252）围包角： 182.513）摩擦常数： 2.2174e4）首、尾绳质量差： 488.4kg5）上天轮变位质量： 6000kgDQ 下天轮变位质量： 6000kgEQ取制动力291KN110.633331.89KN，故系统需要二级制动。TF1、空载防滑计算：1）空载时一侧平衡质量：1800030.245.73+576211.932400kg；lQ 2)滑动极限减速度：=g3.187m/ksaEUDUUUQQQQeQQe)()(2s =g3.078 m/kxaEUDUUUQQQQeQQe)(2s3)实际制动减速度：（2910.48849.8）/94.173.141ksaksa （2910.48849.8）/94.173.039kxakxa2、提大件防滑计算：1）提大件时一侧平衡质量：324001000042400kg； 提大件时不平衡质量： Q10100kg2）滑动极限减速度: g4.034 m/saESDSSSQQQQQeQQQe)()(2s g2.418 m/xaESDSSSQQQQQeQQQe)(2s3)实际制动减速度： （291103.77）/124.273.177sasa （291103.77）/124.271.507 xaxa3、提材料防滑计算：1）提材料时一侧平衡质量：32400472035280kg；SQ 提材料时不平衡质量： Q4270010800kg2）滑动极限减速度： g4.016 m/saESDSSSQQQQQeQQQe)()(2s g2.153m/xaESDSSSQQQQQeQQQe)(2s3）实际制动减速度： （291110.63）/110.733.624sasa （291110.63）/110.731.629xaxa由以上计算可知，系统满足防滑性能要求。6.2 主运输设备选型主运输设备选型1、带式输送机选型 大巷输送机的型号为SSJ1000/125主要参数：输送能力 630t/h 输送长度 600（1000）m 输送带宽度 1000 mm 输送速度 2 m/s 主滚筒直径 630 托棍直径 108 主电机功率 JDSB-125 减速机速比 24.6448 液力偶合器型号 YL-500 质量 88.258（t）运输顺槽采用DTL100/50/2110固定带式输送机，运输长度1700m。主要参数：输送能力 500 t/h 输送距离 1700 m 带速 2.5 m/s 装机功率 2110 kw 倾角 11 2、刮板输送机选型 工作面前刮板输送机选用SGZ630/220型，其主要参数为： 设计长度 150 m 输送能力 450 t/h 刮板链速 1.1 m/s 减速器速比I 29526 中部槽长宽高 1500550110 mm 电动机:型号 KBY110 功率2110 kw 电压 660/1140v偶合器 YO500 圆环链：规格 42286-c 破短拉力 610KN 刮板间距 1032 mm 质量（主机） 60kg后刮板输送机选用SGZ764/440准双链刮板输送机，其主要参数为：设计长度 200 m 输送能力 900 t/h刮板链速 1.1 m/s 刮板间距 1104 mm 刮板链：规格 692- c 质量 58.4 kg3、电机车选型 矿车主要用于排矸和材料的运输，电机车的运输量大，结合矿井具体条件选用特殊型蓄电池电机车，型号为bxk8-7/90-KB79.其主要技术参数为： 粘着重量 77 t小时牵引力 12.8KN小时速度 7.8km/h爬坡转力 5 最小转弯率半径 7 m 电机： 功率 152KW 台数 2 蓄电池组： 容量 440A h 电压 140 v 侧速方式 脉冲 制动方式 机械 机车整体布置 单驾驶室 规矩 600 mm 适用轨型 24 kg/m 牵引高度 340 mm 外形尺寸 1040 mm （长宽高） 432011081600 mm132 mm4、绞车 工作面顺槽用型号为JD25的绞车来提升，其技术参数为： 牵引力 18KN 绳速 1.06 m/s 绳径 15 mm 容绳量 400 m6.3 矿井排水设备选型矿井排水设备选型南丰扩区经精查勘探水文补充勘探及生产准备实际揭露，水文地质条件基本查清，将来生产过程中主要充水因素为 3 号煤层以上各含水层水通过冒落带和有效裂隙涌入。根据相邻采区资料，结合本区煤层赋存条件，经按相关规定的计算方法计算，预计扩区正常涌水量为 459.2，最大涌水量为 505.12,由于每小时原煤产量为 173.6t/h,经hm3hm3计算可得吨煤涌水量为：2.64。tm3排水系统有两套，井下水仓总容量为 9215.6排水系统其一是井下污水排水系统，3m井下污水通过大巷流入中央水仓，再由中央泵房水泵排到地面供五阳热电厂使用；其二是井下清水排水系统，利用专用管道将井下清水集中在井下清水仓中，然后经排水孔排到地面清水池供矿区及附近农村生产生活用水。矿井正常排水能力为 900，最大排hm3水能力为 1640。hm3井底车场中央水泵房安装PJ15012型水泵6台，采用三台水泵并联工作。3台工作，3台备用，单个水泵流量300m3/h，扬程779.7m，电动机动率1050KW，排水高度740.5m，排水管两趟，选用21911及2197无缝钢管两种规格。6.4 供电设备选型供电设备选型扩区建设 35KV 变电站一座，该站电源以两路 LGJ150 架空线路取自五阳矿35KV 变电站，并通过该站与五阳热电厂（装机容量 225MW）和常村 110KV 变电站连接，电源可靠。预计扩区设备安装容量为 1947.1KW，设备工作总容量为 1837.1KW。变电所计算负荷为：有功功率 P1410.94KW，无功功率 Q658.24KW，视在功率 S=1556.9KW。补偿后功率因数 cos0.91。地面电路：高电压为 6KV，低电压为 380V，照明为 220V。在扩区内低压负荷集中区布置 6/0.4KV 变电所，所内设 9 台高压开关柜。从南丰扩区 35KV 变电站的不同母线段分别引两条 6KV 电源，采用高压 YJV22-6KV 3X95电缆线路。6KV 侧采用单母2mm线分段，向整流变压器及两台 SC9315/6 315KV 动力变压器供电，低压侧采用单母线向提升机低压、副井井口设备及地面压风系统、锅炉房、空气加热室等二级以上负荷提供两回路电源。变电所设低压电容补偿，功率因数补偿到 0.9 以上。便电所内一台变压器发生故障，另一台变压器能保障所有南丰扩区二级以上低压负荷的供电。工业场地照明电压为 220V，在变电所内利用光电开关自动控制器集中控制。井下电路：根据下井电缆长时允许工作电流通过及井下设备负荷，选择 MYJ6/3185 型42V电缆四趟，接入南丰 35KV 变电所 6000V 侧，通过副井向南丰扩区中央变电所供电，其中动力电缆2 趟，风机专用回路两趟，当任一回路发生故障时，另一回路能满足井下供电要求。该扩区井下设中央变电所和两个采区变电所，由中央变电所引两回路 MYTY 22-3120 型电缆，向两个采区变电所供电。第七章第七章 环境保护环境保护7.1 境现状及地面保护物概述境现状及地面保护物概述一、潞安矿区位于太行山中段西侧，长治盆地之西部。隶属的五阳井田位于矿区东北部。纵观其地貌特征属黄土高原的低山丘陵地带，地势较为平坦，呈南高北低，西高东低。大多为黄土所覆盖，局部零星出露中奥陶系地层及二叠系地层。冲沟发育。最高点位于本区南文王山北断层附近，海拔标高为+945.50m，最低点位于漳河河谷，海拔标高 +854.00m.，最大高差位 91.50m。五阳井受晋(城)-获(鹿)断褶带的控制和武(乡)-阳(城) 凹褶带的影响主要形成低级、低序次的构造。本井田的基本构造特征为：宽缓褶曲相伴有大中型、高角度正断层和次一级的小型断裂，构造线方向大致为北东东和北东方向褶曲。井田内主要褶曲是天仓向斜，与其伴生的次级褶曲由北向南有：崔村向斜、大郝沟向斜、十字道向斜、五阳背斜、东周背斜。其轴向除崔村向斜为北北东向外，其余均为北东东向。天仓向斜横贯井田中央，为本井田的主体构造。褶曲的共同特点是：向西倾伏，两翼倾角 520，一般 10左右，仅天仓向斜和崔村向斜、靠近枢纽部分有大于 20甚至达到 20的。天仓向斜幅度在 100m 以上，其它在 20m80m 之间。小黄庄断层以北至西川断层之间由崔村向斜和大郝沟向斜构成煤层的基本形态，而小黄庄断层以南至文王山断层之间以中部的天仓向斜构成煤层的基本形态。这次设计主要是针对南丰扩区，该扩区位于襄垣县境内，潞安矿区北中部，五阳井田西部。属黄土丘陵地带，地形起伏较大。全区广为第四系黄土所覆盖。靠近漳河两岸零星有石河子地层，区内最高点位于西北部，标高为 939.6m,最低点位于西漳河与淤泥河交汇处，标高为 865.3m，高差 74.3m。区内褶曲为北东东向，自北向南依次为十字道背斜、天仓向斜、东周向斜，其中以中部的天仓向斜构成扩区煤层基本形态；断层较发育，有九条断层，且全为正断层；陷落柱发现六个，其中钻探揭露两个，电法解释四个。二、本井田地表水主要是河流，有浊漳河西源和南源，属海河水系漳河流域。浊漳河南源由南而北流经井田，其支流有绛河、岚水、淘清河等。浊漳河西源由西而东横穿井田，其支流有淤泥河。浊漳河南源流入漳泽水库与其支流汇合，再向北至井田中央与西源汇合，南、西二源汇合穿越井田，至襄垣城东与浊漳河北源汇合流出五阳井田；地下水主要为奥陶系灰岩含水层、太原组 K2 灰岩含水层、太原组 K3 灰岩含水层、太原组 k4 灰岩含水层、太原组 K5 灰岩含水层、山西组砂岩含水层、山西组 3 号煤顶板砂岩含水层、下石河子组下部砂岩含水层等。其中山西组砂岩含水层以中细粒砂岩为主，层厚 13.030.3m，平均 21.0m，为 3 号煤的直接底。山西组 3 号煤顶板砂岩含水层厚024.5m，平均 8m，距 3 号煤顶板 4.5m，位于山西组中上部，为 3 号煤老顶砂岩，是3 号煤开采的直接充水含水层。主要水源为扩区内一水源井，井深 120m，用深井潜水泵打入高位水箱，供生产和附近村民的生活用水。 三、 土地利用状况：矿井田范围面积为 2744hm2，土地利用基本可分为八大类，即耕地、林地、牧草地、居民点及独立工矿用地、交通用地、水域、未利用土地。井田范围耕地占土地总面积为 48.9，园地为 32，林地为 62，草地为 30，居民及工矿用地为 56，交通用地为 10，水域仅 02%而未利用土地竟占到土地总面积的 259。 调查矿区周边地区的 32812hm2 的土地利用状况，其利用结构与井田范围内的土地利用结构没有大的变化。 从本区土地利用现状可看出，本区耕地绝大部分为旱地，产量主要受降水影响；园地、林地、牧草地三者仅占 15人左右，植被覆盖率低；而未利用地占较大面积，主要出荒草地、裸岩石砾地、田坎组成。由于农作物的抗性较差，而林、牧的抗性强，所以本区目前农、林、牧结构不合理，林牧潜力较大。因此，可通过人工植草造林，扩大绿地面积，使生态环境向良性状态转化发展。 在现场调查中看到，本地区农田几乎为旱地(如梯田、坡地等)，无水浇地，从当地农户了解到，受当地自然条件和气候干旱等多种因素影响，土壤有机物含量和营养成份少，土地贫瘠，适于种植的粮食品种较少，主要以小麦、玉 m 等耐旱作物，粮食收成取决于当年大气降水量的多少，也就是靠天吃饭。地表主要植被是农作物和自然植被；农田作物主要为谷子、大豆、玉 m、高粱、小麦及杂粮作物等，两年三熟或一年两熟。由于农田几乎为旱地，土壤养分含量除速效钾外，有机质、全氮、速效磷居中等偏低水平，土壤生产力水平较低，高梁、玉 m、谷子产量约 3000-3500kg/hm2。 自然植被主要残存在陡坡、路旁、地边及非耕地上。主要类型有荆条、园枣、绣线菊、沙蓬、狗尾草、高类、白草、苦舌菜、刺儿菜、知母、甘草、枸杞、矸草等旱生型植被。其次还有零星分布的各种果树(如梨、果、桃、合、核桃、枣等)及用材林和木树林(杨、柳、榆、槐、椿等)。河谷区主要植被类型有高类、沙蓬、车前子、披矸草、芦苇、狗尾草、二棱草、蒲草、灰菜，以一年生草本植物为主。其次，零星分布有杨、柳、榆、槐、松、柏等。 本区以农田植被为主，占评价面积 48.9%，乔灌植被包括自然植被和人工栽培的果树仅占 12.4%。植被覆盖率较低，农林牧结构不合理，系统抗逆能力较差。土壤质地和容重是重要的土壤物理性状。经调查，矿区主要土壤类型有山地褐土、淡褐土性土、浅色草甸土、淡褐土四类；土壤有机质、全氮、速效磷、速效钾是重要的土壤化学性状。经调查，矿评价区地貌类型有土石山丘陵区土壤、黄土丘陵区土壤、河谷土壤，以后两种为主。在矿区三种地貌类型的土壤中，养分状况为：河谷土壤黄土丘陵土壤土石山地土壤，总体为中等肥力水平。对矿区耕地主要土类的养分状况的调查结果表明，养分含量般为淡褐土浅色草甸土淡褐土性土山地褐土四、该区属温带大陆性气候。年平均温度 8.9 摄氏度，月平均最低气温6.9 摄氏度（一月） ，最高气温 22.8 摄氏度（七月） 。年降雨量为 414.0 至 917.0mm。平均为583.9mm。年蒸发量为 1493.8 到 1996.3mm，平均为 1731.84mm。降雨量多集中在 7.8.9三个月。日最大降雨量为 109.7mm。方向多为西北风，最大风速 14 到 20m/s。冻土期为每年 11 月至次年 4 月，最大深度 550mm。据（79）晋抗震字十号文“关于颁发山西省地震烈度区划分及说明书的通知”襄垣县地震烈度为 6 度区。7.2 主要污染源及污染物主要污染源及污染物矿井生产排污主要为矿井涌水、固体废弃物、锅炉烟气、运输扬尘，生产设备产生的噪音。它们对环境的破坏是非常大的。对周围居民的生产、生活带来不便。出于矿井涌水排出地面后，会对地表河流，地下潜水造成污染，进而使生活用水收到污染，影响居民生活。所以对于矿井涌水应尽量回收利用，在剩余部分达标后再排放，。从固体废物产生情况与分析，大量矸石的排放，将造成压占土地，恶化景观，给农业生产带来不利影响；如处置不当，还可能产生自燃，导致大气、水环境、土壤环境的污染。但从技改采取的处理方式来看，如果严格管理，采取出上到下，分层碾压，覆盖黄土后绿化，恢复植被，对生态环境可产生有利的影响。至于锅炉烟气、运输扬尘、储煤场扬尘，出于其为局部影响，如果采取一些除尘措施，加强绿化，营造防护林带，其影响是可以避免的。 7.3 资源开发对生态环境影响与评价资源开发对生态环境影响与评价7.3.1 开采沉陷影响预测分析开采沉陷影响预测分析煤矿采用长壁式进行综合机械化放顶煤开采，垮落式管理煤层顶板。煤层厚度平均为 6.13m，平均倾角 16，属于缓倾斜煤层。其开采后对地表建(构)筑物和一切附着物造成的影响是不同的。受采动影响的矿井工业广场地内建筑物、村庄民房、土地、农田、植被及河流，以及公路、铁路专用线等交通道路通过。 一、对土地、农田及植被的影响 对土地、农田造成破坏原因是地表移动变形产生的裂缝，塌方或小滑坡。地表裂缝主要使土地、农田被分割而破碎，影响耕种，裂缝带可造成少量农田毁坏。塌方及小滑坡，主要发生在地形较陡峭、黄土层较厚的地方，造成地表农层土滑移、松动、岩石裸露，庄稼、树木、植被不能正常生长。地表裂缝、塌方或小滑坡，对地表土层原始内聚力和附着力产生了“质”的改变，使得在原有侵蚀力不变的情况下，侵蚀模数将加大，加剧了水土流失的强度，加速水、土、肥的流失，使土地、农田变得贫瘠。 根据本矿评价区的塌陷特征和其他地区类比调查结果，矿区地表塌陷对生态环境的影响预测如下： 1、水土流失及地质灾害 采煤后地表会出现盆型、马鞍型、波浪型等塌陷形式。但不论何种形式，地面都会出现不同程度的变形下沉和坡度增加。在变形下沉的边缘必然开裂产生裂缝。塌陷地边缘坡度变陡、裂缝较多，出裂缝开始逐渐向下沉形成的盆地中央倾斜。在荒地中央的大部分地块，水土流失与塌陷前没有多大变化。但在局部的边缘地块，出于坡度增加和裂缝增多，水力侵蚀会由塌陷前的中度侵蚀(侵蚀模数为 25005000t/km2a)增加到强度侵蚀(侵蚀模数为 50008000t/km2.a)。但在沟谷。陡坡丘陵区，出于局部错位较大、裂缝较多，地面径流汇集，深层渗漏，增加了滑坡、泥石流等地质灾害的机率。 2、土壤物理性状 土壤质地和容重是重要的土壤物理性状。经调查，矿区主要土壤类型有山地褐土、淡褐土性土、浅色草甸土、淡褐土四类，其质地和容重如表 10320 所示。 土地塌陷后，在局部的坡度变陡和裂缝密集地块，由于水土流失，表层土壤中的粘粒下移，使表层土壤砂化。此现象可由西山矿九院村矿的测试数据证明，西山矿九院村矿，耕地土质多底 Q3 新黄土。经过取样分析结果为：砂粒为 339-374，粉粒为468506，粘粒为 131-159，与 1956 年该区取样分析结果相比(见表10-321)，砂粒含量增加了 109-124，粉粒含量减少了 182-18。5。 3土壤化学性状 土壤有机质、全氮、速效磷、速效钾是重要的土壤化学性状。经调查，矿评价区地貌类型有土石山丘陵区土壤、黄土丘陵区土壤、河谷土壤，以后两种为主。其土壤化学性状如表 10322 所示。出表 10322 可知，在矿区三种地貌类型的土壤中，养分状况为：河谷土壤黄土丘陵土壤土石山地土壤，总体为中等肥力水平。 对矿区耕地主要土类的养分状况的调查结果表明，养分含量般为淡褐土浅色草甸土淡褐土性土山地褐土(表 10323)。 土地塌陷后，在局部的坡度变陡和裂缝密集地块，由于地表径流加剧，土壤有机质、全氮、速效磷养分含量会减少，但速效钟的含量变化不大，从而影响到作物的产量。影响大小顺序是：黄土丘陵区土壤河谷土壤土石山丘陵区土壤；淡褐土性土淡褐土浅色草甸土。 4景观变化、生态植物与系统稳定 采煤后地表会发生倾斜下沉和垂直变形，从而形成出裂缝和盆地组成的特殊的塌陷景观。 但在占总面积 80的沟谷陡坡丘陵区，出于其原地貌起伏较大，故塌陷荒地景观不明显，但坡度变化和地裂缝能明显看到。而在占总面积 20的河谷缓坡丘陵区，原地貌起伏较小，塌陷盆地景观较为明显，但塌陷地边缘坡度变化和裂缝不如前者明显。7.3.2 开采沉陷对耕地损害的预计分析开采沉陷对耕地损害的预计分析壤性质变化，尤其是水分和养分变化有关。大样本取样分析结果表明，矿区土壤表层有机质含量一般在 6.0-20g/kg 之间，全区加权平均值为 16.9g/kg，其中生长自然植被的土壤较高，平均为 27.2g/kg；种植农作物的耕种土壤较低，平均为 10.9g/kg，全氮含量多在 0.5-1.0g/kg 之间，速效磷含量多在 5-20mg/kg 之间，加权平均值为 12.8mg/kg，而土壤速效钾含量大部分在 50-150 mg/kg 之间，加权平均为 105mg/kg。 矿井工开采土地塌陷后，出于理化性状在局部地段发生了变化，对养分的利用率和降水的利用率降低，从而影响到植物群落生物量及农作物产量。其中，出于坡度增大和裂缝增加，地表径流、深层渗漏和无效蒸发，降水资源利用率可能比塌陷前减少 10-20，但出于本区地下水位较深，塌陷前后地下水利用率仅从地表植物这一角度来看没有多大变化。 具体到自然生长的多年生乔、灌植被，除过错位严重的少部分地段处，植物根系严重拉断，影响其植物群落生物量外，大部分地区没有影响。而人工栽植的果树，在相同程度破坏的地块，其受害程度要严重于自然生长的多年生乔、灌植被；破坏严重处绝产。 种植农作物的耕地，出于 99是旱地，在下沉盆地的中央部位，作物产量减产不明显；但在部分边缘地带，旱地下降 10-30。极少部分的水地，出于采煤塌陷引起覆岩冒顶裂带和地表裂缝带，使矿区地卜水和地表水发生不同程度的泄露，农田水利设施受到破坏，从而在一定期限内影响地表水和地下水的循环，进一步影响农作物生长，产量下降 50左右。少数季节性积水区和采动滑坡区，土壤破坏严重，会造成土地绝产。 塌陷后生态系统的稳定性，可通过对植被异质性程度的改变程度来度量的。出于异质的组分具有不同的生态位，给动物和植物种的栖息、移动以及抵御内外干扰，提供了复杂和微妙的相应利用关系。因此，异质性的变化是评价生态系统稳定性的核心问题。出于矿原地貌自然植被覆盖率较低，塌陷后绝大部分面积上的植被没有发生根本性的变化，而这绝大部分面积上的植被不是该区域具有动态控制能力的组分，因此，项目实施与运行对该区域自然体系中组分自身的异质化程度影响不大。7.3.3 开采对建（构）筑物的损害开采对建（构）筑物的损害在井田受采动影响的建筑物主要是矿井工业场地内各种建(构)筑物及村庄民房。 煤矿技改工程投产后，通过对工作面采动地表移动变形预计值和井田内最大移动变形值，与规程中所列建筑物的破坏等级(见表 10319)对比可知，3 号煤开采后对建筑物的破坏等级，采深h250m 范围为级，采深 200h400m 为级，采深 h400m 为级；9 号煤及以卜煤层开采后，对建筑物的破坏等级为级。因此，需采取保护措施。7.3.4 开采对水自愿的破坏影响开采对水自愿的破坏影响 煤矿开采对水环境的影响，是一个复杂的问题，既涉及到自然因素，又涉及到人为因素。其评价主要依据如下： A根据矿井排水量大小和采区附近井、泉流量，水位变化和污染程度，一般矿井排水量大，地下水位下降就大，对含水层疏降也快，影响范围也大，在其影响范围的井泉流量减少甚至断流，对水环境影响严重，反之则影响轻微。 B根据水文地质条件，地质构造复杂程度及矿床充水类型，一般含水层补给来源广泛，地下水储量大，含水层厚，导水性强，煤层位于区域地下水位以下，顶底板在三角影响范围内，与地下水有直接关系，则水文
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