杨杰明郑煤集团工作面设计.doc

采煤工艺模拟设计前 言 工作面设计是采矿专业全部教学进程中的最后的一个环节。它是我们在完成本专业教学计划规定的学习内容之后，通过综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程中遇到的技术问题，所以它也是我们采矿专业的核心和对我们的综合考察。 设计是在我们自己搜集、整理和运用资料的基础上，贯彻矿产资源法、煤炭法、煤炭工业技术政策、煤矿安全规程、煤炭工业矿业设计规范，完成井田开拓及准备方式、采煤方法的选择、矿山运输、提升、排水、通风的设计计算，最后进行设计答辩。通过设计可以进一步培养我们分析问题和解决问题的综合能力、撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能衷心感谢院领导的支持和帮助，以及采矿教研室的老师们认真、耐心、详细的辅导，使我按时、按质的完成工作面设计。由于本人知识水平和知识范围的有限，设计中难免有不当和错误之处，恳请批评指正。目 录1采区概况- 3 -1.1矿区概述- 3 -1.2井田工业储量- 4 -1.3井田可采储量- 5 -1.4矿井工作制度、设计生产能力及服务年限- 6 -1.5井田开拓- 8 -2 采区地质概况- 14 -2.1煤系地层特征- 14 -2.2井田地质构造分布- 15 -2.3井田水文地质- 15 -2.4煤层特征- 19 -2.5井田境界及储量- 21 -3 回采工艺设计- 22 -3.1选择采煤方法原则- 22 -3.2回采工艺- 23 -3.3综采工作面的设备选型及配套- 27 -3.4综采工作面组织循环作业及循环图表的编制- 29 -3.5回采工作面风量计算- 32 -4采区生产系统- 35 -4.1运输系统- 35 -4.2运料排矸系统- 35 -4.3通风系统- 35 -4.4供电系统- 36 -4.5发生瓦斯、煤尘爆炸时的避灾路线- 36 -5.安全技术措施- 37 -5.1通风管理- 37 -5.2瓦斯防治- 38 -5.3粉尘防治- 39 -5.4防灭火管理- 39 -5.5水害防治- 40 -总 结- 41 -参考文献- 42 - 43 -1采区概况1.1矿区概述 超化一矿位于河南省新密煤田西南部、平陌-超化矿区东部，行政区划主体位于河南省新密市超化镇申沟村。其地理坐标为东经11322471132735，北纬342509342658。 矿区超化一矿行政区划主体位于河南省新密市超化镇申沟村，向北直距矿务局和新密市约12 km和15km，向东北直距郑州市约40km。区内有公路直达新密、登封、新郑和郑州等地，另外还有本矿专用铁路宋（寨）大（冶）铁路经新密铁路与京广铁路相连，北邻3km处还有窄轨铁路向东通达开封。矿区北部15km处的豫04公路以及东部40-45kn处的107国道、京广铁路、京珠高速公路通达全国各地。总之，本区交通方便（图1-1）。 图1-1 超化煤矿交通位置矿区内地形起伏较平，但地势西高东低、南高北低，总体西南高、东北低。本区地貌成因类型属构造剥蚀地貌，地貌单元为丘陵。区内基岩裸露平面积约占勘查区总平面面积的10%，其它大部为第四系松散堆（沉）积物所掩盖，因此本区也可称为松散层半掩盖区或基岩半裸露区。本区水系属淮河流域。区内无水库和常年性河流，仅有一条的季节性河流麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地，水量较小，其水源来自西南上游3 km外的老姜窝小型水库。该水库水多来自元古界变质岩裂隙水和大气降水，补给有限。本区气候属暖温带半干旱大陆性季风气候区。年平均气温9.114.6，最高达44.6，最低为18.2；年降雨量381.31059.6mm，平均606.2mm，降雨多集中在7、8、9三个月，并常伴有雷电；年蒸发量9081976.2mm；年平均相对湿度6070%；风向主要为东南向、西北向和西南向，风力在冬春季最大，达40m/s；最大积雪深度23（1964.12.31）；最大冻土深20（1966.12.30）；霜冻期11、12、1、2四个月。勘查区内主要有申沟、黄固寺、圣地庙等几个行政村，总人口约1万人。工业以建材（耐火粘土）、采矿、运输等为主，农业以小麦、玉米等为主。水电状况良好，区内经济相对发达。1.2井田工业储量1.2.1 井田工业储量式中 S煤层面积煤的平均容重h煤层平均厚度Z1.3井田可采储量要计算井田可采储量，首先要确定各种永久煤柱损失。永久煤柱一般是指保护工业广场和井筒的工业广场煤柱，井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱，以及保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的保护煤柱等。1.3.1 矿井可采储量计算 矿井可采储量的计算公式为：式中 Z矿井可采储量 Zc矿井工业储量 P各种永久煤柱煤量损失之和 C采区回采率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85。 所以设计矿井可采储量为25898万吨。表1-1 储量汇总表煤层名称工业储量永久煤柱煤量采区回采率可采储量/104t工业场地煤柱境界煤柱断层煤柱合计二1、一1煤层34518万t1078万t764万t303万t2145万t8025898万t1.4 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限1.4.1 矿井工作制度矿井工作制度和设计生产能力是其它设计的依据，如采煤、通风、运输、提升设计等。设计规范规定：矿井设计生产能力按年工作日不大于330d计算，每天四班作业，每天净提升时间16h。 所以，设计本矿井年工作日300d，每天三班采煤一班检修，每班工作6h，即采用四六制工种，每天净提升时间为16h。1.4.2 矿井设计生产能力及服务年限1.4.2.1 确定矿井设计能力原则一、储量丰富，地质构造简单，煤层生产能力大，开采技术条件好的矿区宜建设大型矿井。二、当煤层赋存深，表土层厚，冲积层含水丰富，井筒需要特殊施工时，为扩大开采范围降低吨煤成本，建设大型矿井较为合理。三、对煤层生产能力大，地形地貌复杂的矿区，工业广场不易选择和布置，为避免过多的地面工程，井型应当定大一些，四、 储量不丰富，煤层生产能力不大，或为薄煤层，或地质构造复杂，或有煤与瓦斯突出危险，宜建中小矿井。由于本矿井煤层赋存较深，表土层较厚，且储量丰富，没有煤与瓦斯突出危险，因此，要建大矿井。大型矿井的主要类型有：1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0、5.0、6.0Mt/a及以上。不应介于两种没计能力之间的井型，由指导老师指定，本矿井设计能力为300万t/a。1.4.2.2 校核矿井煤层的开采能力是否满足设计生产能力的要求矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，本矿井计划用二个采区的二个工作面保证全矿井的产量。工作面生产能力：式中 M-采高，8.5m; B-截深，0.8m; r-煤的密度，1.35t/m3; C-工作面采出率，95%。割一刀煤的时间：式中 L-工作面长度，200m；l-工作面端部端部斜切进刀段长度，m；Vc-采煤机割煤是的牵引速度，m/min；T3-进刀时间。昼夜割煤刀数：式中 T3-进刀时间，min; T2-采煤机跑空刀时间，h; K-采煤机开机率。 主采煤层厚度8.5m和8.8m俩个煤层，工作面长度200 m，采煤机截深0.8m，每天进6刀，一年300d ,工作面回采率95% ，则综采面的生产能力为： 314万吨300万吨能够满足矿井设计生产能力的要求。1.4.3 校核各种辅助生产环节的能力本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤用带式输送机运到采区煤仓，后用矿车运煤运输到中央煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高，原煤外运不成问题。根据矿井运输提升设备型号，满足要求，则矿井的各种辅助运输能力都能满足矿井生产能力的要求。1.4.4 校核储量条件 矿井的设计生产能力应与矿井储量相适应，以保证矿井有合理的服务年限。新建矿井及水平服务年限见下表： 表1-2 矿井及水平服务年限表矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计服务年限（a）第一水平设计服务年限/a煤层倾角025煤层倾角2545煤层倾角45903.06.060301.22.4502520150.450.940201515 矿井服务年限可用下式计算：式中 T矿井设计服务年限，a； Z矿井可采储量，万t； A矿井设计生产能力，万t/a； K储量备用系数，这里取1.3。 对于本矿井 = 64 a 同理可计算出第一水平的服务年限为49a。 经校核储量条件满足设计生产能力的要求。1.4.5 校核安全条件 本矿深部瓦斯较大，采用分区式通风，又专门的风井回风，通过后面的通风设计可算出通风能力能够满足矿井设计生产能力的要求。 矿井涌水量较大，可通过选择较大功率的水泵来解决。经校核矿井的安全条件也满足矿井省级生产能力的要求。1.5井田开拓1.5.1 井田开拓的基本问题1.5.1.1井硐形式的选择1、选择的一般标准 煤层赋存和地形等条件具有平硐开拓条件时，应首先考虑采用平硐开拓。当平硐以上煤层垂高或斜长过大时，多开地面出口有利时，可采用阶梯平硐开拓。 对于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单的缓倾斜、倾斜煤层，应尽量采用斜井开拓。各种提升方式的斜井井筒倾角一般规定如下： 串车提升 25 箕斗提升 2535 输送机 16 对于有条件的矿井，在急需煤炭地区，其浅部可采用片盘斜井开拓，提前出煤，有小到大，然后集中斜井开拓。片盘斜井可一个片盘生产，一个片盘准备。 采用立井开拓的一般条件为： 煤层赋存较深或冲积层较厚时； 水文地质条件复杂，井筒需要特殊施工时； 多水平开拓的急倾斜煤层； 其他井筒形式无法开拓的条件。 根据井田特点，结合地面布置，采用单一的开拓方式不能满足通风、安全生产、提升、运输时或单一开拓不合理时，可采用平硐立井、平硐斜井、斜井立井等综合开拓方式。 第一水平采用立井开拓的大中型矿井，其延深方式可采用延深井筒方法开拓深部水平，或采用胶带输送机暗斜井和至延深副井的开拓方式。当条件受限制时，主副井不能直接延深时，也可采用暗立井延深开拓方式。 大型矿井采用立井多水平开拓，而第二水平采用暗斜井延深时，暗斜井井筒个数、主副暗斜井的提升能力，以及通风安全等条件均应作详细计算，避免出现暗斜井能力不足，要特别注意副井提升能力的校核。 采用立井多水平开拓时，为避免出现多段提升，增加生产环节，不宜多次采用暗斜井延深，避免增加设备占用量，增加投资费用。 2、本矿井的井硐形式 由于矿煤层埋藏较深，表土层较厚，且倾角较大，深部水文条件复杂，所以本矿井采用立井开拓方式。1.5.2 井硐数目 超化一矿为新建矿井，为了满足主提升和辅助提升的需要，并满足施工的需要和矿井通风需要，设 1 个主井、1 个副井、四个回风井。1.5.3 工业广场及主副井井口位置一、工业广场及主副井井口位置确定的原则若下：对初期开采有利，即储量必须可靠，井巷工程量省，建井工期较短。应使井田两翼储量大致平衡，即井筒应位于储量中心，利于井下运输、通风和开采系统布置，减少生产经营费用。尽量不占良田、少占农田。充分利用地形地貌布置工业广场，以便使地面生产系统合理，便于与外界沟通，使运输方便。 井筒应尽量避免穿过流沙层、较大含水层、较厚的冲积层、有煤和瓦斯突出的煤层以及较大面积的采空区和大断层，以减少施工困难，并尽量少压煤。 工业广场和井筒应有良好的工程地质条件，不受洪水、岩崩、泥石流、滑坡及森林火灾的威胁。 用斜井开拓时，应考虑井筒层位的合理选择，考虑其经济技术的合理性。二、确定工业广场及井口位置 根据以上原则，本矿井工业广场和主副井井口布置在井田走向的中央，对于本矿井井田走向中央也大致是井田储量中央。1.5.4 风井位置的确定风井位置应根据通风系统合理选择：采用分区式通风系统时，主、副井筒设在井田中央，风井设在井田上部边界中央。采用中央并列式通风系统时，进、回风井并列在工业广场内。一般可利用副井进风，主井回风，也可以设单独回风井。 采用对角式通风系统时，风井设在井田两翼上部边界。采用分区式通风系统时，回风井设在各采区的上部边界。根据本设计矿井的生产实际产量为300万吨/年。为保证井下生产时有足够的风量并考虑到尽快投产的需要，考虑本矿井面积较大，深部瓦斯较严重，为了通风容易，回风井设在上部边界。本矿井采用分区式通风方式。1.5.5 确定开采水平和阶段高度开采水平的高度根据煤层赋存条件、生产技术水平及水平接替等因素综合考虑决定。从以下方面进行分析论证：是否有合理的阶段斜长；阶段内是否有合理的区段数目；要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；要使水平高度在经济上合理。其中开采水平有合理的服务年限很重要，必须符合规范规定。阶段垂高可按下表选取： 表1-3 矿井阶段垂高表（m） 井 型缓倾斜、倾斜煤层急倾斜煤层大、中型矿井200350100250小型矿井8012060120采用上下山开拓时，水平垂高可大于250 m。 对于开采进水平煤层的矿井，用盘区上（下）山准备时，盘区上山长度一般不宜超过1500 m，盘区下山不宜超过1000 m。用盘区石门和溜煤眼开采时，盘区斜长可根据具体确定。采用倾斜长臂采煤法时，阶段斜长可取10001500 m。 为扩大水平的开采范围，对倾角在16以下的缓倾斜煤层，可采用上下山开拓。在井田深部受自然条件限制时，且储量不多，深部境界不一致，设置开采水平有困难或不经济时，可在最终水平以下设下山开采。在开采水平以上的上山煤层斜长过长，用一个阶段开采技术上有困难，安全上又不可靠时，可考虑设置辅助水平。用多水平上下山开采的矿井，为解决下山采区排水、通风和辅助运输等困难，也可考虑设置辅助水平。开采近水平煤层分煤层开拓，距开采水平较远的煤层，其储量不大，设置开采水平不经济时，也可以设置辅助水平。根据以上标准超化一矿设两个水平、二个阶段，第一水平用上山开拓，第二水平用上山开拓。第一水平标高为-150m，第二水平标高为-450 m。第一水平垂高为：230m，第二水平垂高为：300m。三个阶段斜长分别为：1440m, 1905m。其中两阶段工作面长为200m。1.5.6 开采水平布置及井底车场的选型一、开采水平布置的原则：开采煤层群时，应根据煤层数目、煤层间距条件，选择采用分煤层运输大巷主要石门的布置方式，或集中运输大巷采区石门的布置方式，或者采用分组集中打巷主要石门的布置方式。某些矿区的经验表明：煤层间距小于50 m时，一般可采用集中运输大巷的的布置方式；而采用分组集中打巷的布置方式时，分层间距一般应大于70 m。有些煤层的层间距虽然较大，但煤层受断层切割，或者赋存状态不稳定，只有局部可采，储量较少，不宜单独布置运输大巷，可根据具体情况，与其他相邻煤层化为一组。对于瓦斯涌出量很大的有些煤层，为了满足技术上和安全上的要求，也可以分别划成煤组。对有突然涌水危险的煤层也可考虑单独划组。运输大巷一般布置在底板岩层中，但在下列条件下，也可考虑布置在煤层中：距其他煤层很远，储量有限的单个薄及中厚煤层；煤组（或煤系）底部有距离很近的富含溶洞水或含水层，不宜布置底岩石运输大巷，而在煤层中有坚硬顶板、有布置大巷条件的薄及中厚煤层； 井田走向较短，运输大巷服务年限不长，而煤层厚度又不大、大巷维护不困难时； 煤组（或煤系）底部有煤质坚硬、围岩稳固、无自然发火危险的薄及中厚煤层，经技术经济比较有利时； 煤层赋存不稳定、地质构造复杂的中、小矿井，尤其是地方小矿井或生产勘探性矿井。大巷若布置在煤层中，需在上下帮两侧各留3040 m 保护煤柱。岩石运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中，应考虑大巷距上部煤层的发现距离。根据我国经验，这一法线距离一般为2030 m。对急倾斜煤层，一般应布置在底板移动线之外，并留出1020 m 的安全岩柱。大巷的方向与煤层走向大体一致。为便于机车行使，大巷应尽量取直，不宜弯曲折转过多。但要注意，不要因取直巷道造成大巷维护不利和开采困难。近水平煤层的大巷应与井田内煤层的主要延展方向一致，便于在其两侧布置盘区。采用分煤层（组）布置大巷时，上下煤层（组）的大巷方向应一致，平面位置宜重叠，便于留设安全煤柱，并便于上下煤层配采。矿井通风系统要求设置总回风道时，总回风道的布置原则，同上述运输大巷基本相同。矿井第一水平的总回风道应尽可能保持标高一致。当井田上部边界标高不一致时总回风道可按不同标高分段设置，但分段不宜过多。当井田上部冲积层厚、含水丰富，留有防水煤柱时，总回风道应布置在防水煤柱内。超化一矿可采煤层两层的间距为30m，经济技术比较后，采用采区式巷道布置。1.5.7 采区划分及其布置采区划分应遵循以下原则：采区宜双翼布置，当受地质条件限制时，或在安全上有特殊要求时，可以单翼布置。采区走向长度的确定应以技术上可行、经济上合理为原则。开采煤层群时，宜集中或分组布置采区。煤层群分组时，应根据具体的矿山地质和开采技术条件，综合考虑技术经济上的合理性。在矿山地质条件方面，应将层间距较近的煤层化为一组，但要适当注意个煤层的倾角、厚度、顶底板岩性的一致性以及地质构造方面的情况，以利于开采。根据我国经验，当煤层间距小于2030m时，适合采用联合布置采区；煤层数多、可采总厚度大时，采用联合布置更为有利。关于在开采水平范围内的采区布置问题，应考虑：矿井初期开采的采区，应尽量布置在井筒附近，贯彻先进后远、采区前进式开采的原则，逐步向井田边界扩展；应优先考虑布置中央采区的可能性；主、副井和风井的贯通距离应尽量缩短；对倾角小于16的煤层，采用上下山同时布置采区；初期开采的采区，应尽量布置在高级储量内。在井田范围内，采区的开采顺序，一般采用前进式（即从井田中央开始，向井田两翼边界推进的方式）；如采用上下山开采时，上山阶段可采用前进式，下山阶段采用后退式。2 采区地质概况2.1煤系地层特征本区含煤岩系为石炭-二叠系。含煤岩组由下至上依次为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组及上统上石盒子组。依岩性和含煤性不同划分为九个含煤组（段）。太原组习惯上称一煤组，山西组习惯上称二煤组，下石盒子组包括三、四、五、六计4个煤段，上石盒子组包括七、八、九计3个煤段。含煤地层总厚约667.95m，含煤23层，煤层总厚约18m，含煤系数2.69%。可采煤层总厚13.4m（仅据本矿区钻孔揭露）。一煤组煤层数量较多，但除一1煤层等外，其余均不可采（一6煤等少量煤层偶见可采点）；二煤组含煤性最好，为本区主要含煤岩组，下部含煤2层，分别称为二0和二1煤；二1煤层位稳定，厚度较大，属全区可采煤层；二叠系下统下石盒子组含三、四、五、六共4个含煤段，钻孔偶见可采点，综合评价均不可采；上统上石盒子组包括七、八、九计3个含煤段，含煤性不好，各尚规定不可采。（详细见表21超化煤矿含煤岩组煤层发育情况统计表）表2-1 超化煤矿含煤岩组煤层发育情况统计表地层系统煤 组（段）常见主要煤层系统组名称厚 度含煤层数煤层编号编号煤厚（m）穿过孔数见煤孔数可采性二叠系上统上石盒子组P2s九煤段73.301八煤段75.871七煤段82.333七1七七3七203.24/0.602110下统下石盒子组P1x六煤段74.151六1五煤段69.873五1五2五3四煤段70.492四1四2三煤段74.701三1山西组P1s二煤组73.032二0二1二18.86.5/9.78787全区可采石炭系上统太原组C3t一煤组74.219一1 一9一18.56.99/9.52323全区可采合计9个667.95231311172.2井田地质构造分布超化矿区总体构造为夹持于新密复向斜西南翼的次一级平陌-超化向斜东段（本区叫张沟向斜），主体位其北翼。地层走向总体近东西向，南北对倾，倾角变化范围在7.8511之间，北缓南陡。伴有三组（近EW、WS和NE向）多条断裂构造。主要的构造方向为近东西向，其次为北东和南西向。较大的（中型和大型）断层（断距40m）主要有杨台逆断层1条。（详细见下页表2-2）表2-2 超化一矿井田主要断层表带别名称性质断层产状断距（m）延展长度（m）走向倾向倾角1杨台逆断层N10ESE1040203032502.3井田水文地质一、区域水文地质概况超化一矿在水文地质单元上位于新密复向斜岩溶裂隙承压水水文地质区的西段南翼，即区域水文地质单元内有溶岩地下水的补给区转化为迳流区的地带。区域范围内出露和分布有基岩裂隙含水岩组、碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组、碎屑岩类孔隙裂隙含水岩组和松散岩类孔隙含水岩组。其中碳酸岩类岩溶含水岩组的O2m、C3tL1-4、C3tL7-8灰岩含丰富的岩溶裂隙承压水，对采煤有较大影响，是研究的主要对象。区内的隔水层主要有C2b铝质泥岩和C3t中段砂泥岩等。区域内发育一系列近东西向南升北降的正断层，它们常构成新密煤田一些矿区或矿井的水文地质边界。由于断层的错动和破碎带的沟通，常使不同含水层之间发生垂直或水平上的水力联系，特别是不少断裂带岩溶发育，富水和导水性强，形成相对富水、导水带，致使矿井底板发生突水。区内地势西高东低，南北高，中间低，北部和西部以低山丘陵地为主，绝对标高200500m，中部和东部为岗地和平原，绝对标高120180m。双洎河自西向东流经区域的中部时最小流量0.5m3/s，一般2030m3/s，洪水流量3280m3/s（据人和寨水文站资料）。该河上游河床灰岩出露地段，河水对地下水有一定的补给。其它河流、水库等地表水对地下水的渗透补给仅限于局部地段，补给量很小。区内年平均降水量一般600700mm,是地下水的主要补给来源。关于大气降水对第四系潜水的补给，全区普遍存在，特别是东部平原区，地形平坦，地表为渗透性较强的粉沙土分布，补给条件良好。区域内的碳酸盐岩类岩溶裂隙承压水，它的补给区大体上位于超化任岗白寨一线以西地区，这里碳酸盐岩广泛出露，地表岩溶裂隙发育，降水补给条件好，补给强度大。区内地势西高东低，发育一系列近东西向的区域性断层，致使区域地下水的流向为NWW-SEE，迳流通道为断层裂隙、层面裂隙和新老岩溶裂隙。据新郑矿区水文地温勘探资料，由西部地下水的补给区到东部新郑矿区，其间岩溶裂隙地下水的水力坡度约为千分之三，最大循环深度13001500m，水质运移时间约2430年。本区岩溶裂隙水的排泄，除煤矿生产井的排水和一些工农业供水井的取水之外，其余主要向东排泄于新郑矿区东部含水层的隐伏区。二、矿区水文地质条件寒武、奥陶系长山组和马家沟组（3ch +O2m）灰岩岩溶裂隙承压含水层（）灰、兰灰、黄灰色厚层状石灰岩和白云质灰岩，溶蚀现象发育，马家沟组中下部多为角砾状灰岩，底部常夹灰黄色钙质泥岩。矿井及其外围共有29个钻孔揭露该层，揭露厚度0.82（补12孔）101.54m（3604孔）。矿井内遍布该含水层，埋藏深度西部和南部较深，最深880m左右，北部和东部较浅，最浅280m左右。该灰岩岩溶裂隙较发育，含岩溶承压水，富水性不均匀。以往勘查中，矿井及其外围该层共进行6次单孔抽水试验。据抽水试验资料，钻孔单位涌水量q0.001328.42 l/s.m，渗透系数K0.001740.6866m/d，水头标高+79.5 +175.42m。据邻区王村矿井资料，水化学类型为HCO3-Ca和HCO3-Ca.Mg型,矿化度0.2990.33g/l。该含水层可以通过断裂带补给C3tL1-4和C3tL7-8灰岩岩溶裂隙水，是二1煤层间接底板充水含水层，又是一1煤层底板直接充水含水层。太原组下段灰岩（C3tL1-4）岩溶裂隙承压含水层（）该含水层由L1-4四层灰岩组成，中间夹杂砂质泥岩和煤层等。矿井及其外围共31个钻孔穿过该层，其厚度11.99（3604孔）33.55m（40-补32孔）平均厚18.70m。L1-2灰岩常合为一层，厚度1013m，层位较稳定，有较大水文地质意义。矿井内遍布该含水层，西部和南部埋藏较深，最深850m左右，东部和北部埋藏较浅，最浅250m左右，该灰岩含较丰富的岩溶裂隙承压水。据钻孔抽水资料，钻孔单位涌水量0.4116.079l/s.m，渗透系数4.884m/d，水位标高+178.66m，地下水化学类型HCO3-Ca型为主，矿化度0.4g/l。该含水层为一1煤层顶板直接充水含水层，并通过断裂带和C3tL7-8灰岩岩溶裂隙含水层发生水力联系，成为二1煤层底板间接充水含水层。太原组上段灰岩（C3tL7-8）岩溶裂隙承压含水层（）该层由L7和L8两层灰岩组成，矿井及其附近内共有110个钻孔穿过该层，灰岩厚0.77（20-4孔）23.82m（长观水3孔），一般厚713m，平均厚8.51m。矿井遍布该含水层，埋藏深度东部和北部较浅，最浅130m左右，南部和西部较深，最深810m左右。灰岩岩溶发育，含岩溶裂隙承压水，矿井外4502孔孔深106m处遇有直径0.36m 的溶洞，并发生涌水。该含水层矿井内及其外围进行了3次群孔抽水，2次单孔抽水。据抽水资料，钻孔单位涌水量0.1092.951l/s.m，渗透系数0.33428.026m/d，水头标高165.30174.96m，水化学类型为HCO3-Ca型，矿化度0.2950.343g/l。该含水层为二1煤层底板直接充水岩层，它往往通过断裂带与下伏C3tL1-4灰岩，甚至3ch+O2m灰岩岩溶裂隙含水层发生水力联系，对二1煤层开采有较大影响。以往井下该含水层突水点水量0.0488m3/min，稳定在0.5288m3/min。二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层（）该含水层由二1煤层之上的中粗粒砂岩组成，一般不超过三层，据矿井内绝大多数钻孔揭露，一般总厚度约15m。该砂岩遍布全矿井，南部和西部较深，最深750m左右，东部和北部较浅，最浅150m左右。该砂岩含较均匀的孔隙裂隙承压水。据补9孔抽水试验，钻孔单位涌水量0.001l/s.m，渗透系数0.0284m/d，水头标高+159.80m。据22121工作面下口顶板采水样分析，水化学类型为HCO3-Na型水。以往井下该含水层突水点水量0.00735m3/min，稳定后0.02515m3/min。该含水层为二1煤层顶板直接充水含水层，因富水性较弱，补给条件差，对采煤影响不大。石千峰组下段平顶山砂岩孔隙裂隙承压含水层（）平均厚73.45m，区内分布有限，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。圈门组金斗山砂岩孔隙裂隙承压含水层（）仅在矿区南邻分布少量，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。新近系洛阳组泥质灰岩岩溶裂隙承压含水层（）仅在矿区东南外围分布，富水性中等，对本区二1煤矿床充水影响不大。第四系（Q）砾石层孔隙潜水含水层（）矿井及其外围的116个钻孔中，有82个孔第四系底部发育砾石层，厚2.22（4405孔）69.41m（37-补25孔），平均厚22.89m，含孔隙潜水。据补7、补9孔抽水试验，单位涌水量0.0410.157l/s.m，渗透系数0.10260.558m/d，水位标高160.68175.05m，水化学类型为HCO3-Ca Mg型，矿化度0.3050.315g/l。该含水层接受大气降水补给，其孔隙潜水通过断裂带向地下导水。 三、主要隔水层特征本溪组（C2b）铝质泥岩隔水层位于O2m灰岩顶面至一1煤层底面之间，矿井及其外围共27个钻孔穿过该层，厚度2.2734.789m，平均厚9.81m。岩性为浅灰深灰色鲕粒状、豆状铝质岩、铝质泥岩，结构致密，层位稳定，隔水性良好。但因该层在局部地段很浅。如长观水3孔、44-补20孔、4406孔厚度均不超过3m，尤其在断层错动的情况下，O2m灰岩高压岩溶水有可能突破， 对一1煤层甚至二1煤层的开采造成直接的严重影响。太原组（C3t）中段砂泥岩隔水层该层下起L4灰岩顶面，上至L7灰岩底面，矿井及其外围共有28个钻孔穿过该层，厚度10.65（44-补20孔）41.79m（观4孔），平均厚度约22m，岩性以砂质泥岩为主，夹细粒砂岩、薄煤层和不稳定的L5、L6灰岩。该层位稳定，隔水性较好，但在断层的强烈错动下，仍能减弱甚至完全失去隔水性。二1煤层底板砂泥岩隔水层该层下起L8灰岩顶面，上至二1煤层底面，据矿井及外围穿过该层的116个钻孔资料，其厚度0.93（长观水4孔）23.14m（4005孔），一般厚5-12m，平均厚约7.20m。岩性以砂质泥岩和泥岩为主，局部夹粉、细砂岩，该层有一定的隔水作用，但因厚度较浅，特别是经断层错动后，很容易造成二1煤底板突水。上、下石盒子组砂泥岩隔水层除中间含少量中粗砂岩（如田家沟砂岩等）弱含水层外，总体相对应为隔水层，厚度巨大，约600m，正常情况下能有效阻隔上部地表水和大气降水对二1煤矿床的充水影响。2.4 煤层特征2.4.1 二1煤层二1煤层赋存于二叠系下统山西组下部大占砂岩之下，距上部大占砂岩一般6.39m砂锅窑砂岩约60m，距下部L7-8石灰岩一般12.07m，该煤层位较稳定。煤层含结构真厚5.810.5m，平均厚8.5m，全区可采。该煤层大部分不含夹矸，偶含一层夹矸，局部结构复杂（24层夹矸），总体应为简单结构煤层；夹矸岩性主要为炭质泥岩，其次为泥岩、砂质泥岩。顶板岩性多为砂质泥岩和细粒砂岩等；夹矸分布不稳定，常具有短距离内尖灭的现象，反映了该区二1煤原始泥炭层堆积时沉积基底的不稳和沉积物补给之间关系的不平衡。砂岩老顶面积只占煤层顶板面积的8.7，其它绝大多数为泥岩和砂质泥岩，它占总面积的91.3；底板岩性几乎全为泥岩和砂质泥岩，偶有炭质泥岩、粉砂岩和石灰岩等。二1煤层在矿区内被上覆岩层全部掩盖，无煤层露头，埋藏较深。矿区范围内二1煤层赋存标高为-100-575m标高，埋深约100575m。该区二1煤层厚薄变化规律性不明显，存在短距离内突然增厚或变薄现象，总之，该区二1煤层钻孔和巷道揭露见煤点较多，煤层厚度、结构及其可采范围等查明程度较高，煤层稳定程度可属较稳定煤层。2.4.2一1煤层一1煤层赋存于石炭系上统太原组底部L1灰岩之下，距上部二1煤层45m，该煤层位稳定。因张沟向斜的存在，煤层沿走向和倾向均存在一定变化，总体近东西走向。矿区内92个钻孔中穿过一1煤钻孔23个，见一1煤钻孔20个，含煤点约占总过一1煤点的87，无煤点3个，约占总过煤孔数的13；23个过一1煤层钻孔点中薄煤点2个，中厚煤点21个，总体应属厚煤层。一1煤层含结构真厚6.311.1m，平均厚8.8m，全区可采。该煤层大部分不含夹矸，夹矸多为1层，局部2层，总体应为简单结构煤层；夹矸岩性主要为炭质泥岩，其次为泥岩。顶板岩性多为石灰岩；底板岩性多为泥岩、砂质泥岩和铝质泥岩，偶有炭质泥岩和粉砂岩等。该区一1煤层厚度变化不大，煤层厚度、结构及其可采范围等基本达控制程度，煤层稳定程度可属稳定煤层。 表2-3 可采煤层特征表序号煤层名称煤层厚度/m层间距/m倾角/()硬度容量稳定性最小最大平均1二1煤5.810.58.535100.40.91.35稳定2一1煤6.311.18.8100.40.71.35稳定2.4.3煤质 （一）二1煤二1煤黑色，受构造影响，该煤多呈粉末状，少量鳞片状，金刚光泽，宏观煤岩类型为半亮型或光亮型煤，煤的视密度1.35t/m3，视电阻率在80315/cm之间。依据现行的中国煤炭分类国家标准（GB5751-86），浮煤干燥无灰基挥发分(Vdaf)及粘结指数(G)、胶质层最大厚度（Y）等为划分指标。 二1煤层干燥无灰基挥发分（Vdaf）两极值为10.4715.26%，平均12.90%，胶质层最大厚度Y值为0mm，焦渣特征为14（未测试粘结指数），据此判定本区二1煤应属贫煤。二1煤属低灰、特低硫、低磷、低挥发分、特高热值煤粉煤，同时具有中等软化温度灰。据此，本区二1煤层适宜火力发电及沸腾层发生炉用煤和民用型煤。（二）一1煤一1煤黑色，该煤多呈鳞片状，少量为块状，金刚光泽，宏观煤岩类型为半亮型或光亮型煤，煤的视密度1.35t/m3。一1煤浮煤挥发分Vdaf为10.6117.28%，平均14.06%，胶质层最大厚度Y为06，焦渣特征为24（未测试粘结指数），据中国煤炭分类标准，该煤可初步定为贫瘦煤。一1煤低灰、高硫、低挥发分、特高热值煤粉状或块状煤，但受高硫分的影响和环保的要求，其使用受限，经脱硫后可作烧制水泥用煤。2.4.4煤尘爆炸性及煤的自燃倾向据二1煤采样测试结果表明：本区二1煤尘有爆炸危险性，岩粉量45%，火焰长5cm且瓦斯高，应力高。据邻区超化矿区外围详查二1煤T1-3为57，应属级不自燃煤。据一1煤采样测试结果表明：无爆炸危险性，是不自燃煤，瓦斯低。2.5 井田境界及储量2.5.1 井田境界2.5.1.1 井田划分依据一、在井田划分时，它保证各井田合理的尺寸和境界，使煤的各部分得到合理性开发。井田划分的范围，储量，煤层赋存及开采条件于矿井生产能力相适应。对于现代化大型矿井，要求井田有足够储量和合理服务年限，生产能力小的矿井可小些。同时考虑到矿井发展余地，井田范围应适当的划的大些。本设计的年设计生产能力为300万t/a,属于大型矿井。因此在划分井田范围时，应与该生产能力相适应。二、保证井田有合理的尺寸。通常情况下，为合理安排井下生产，井田走向长度应大于倾斜长度。如井田长度过短，则难以保证矿井各个开采水平有足够的储量和合理的服务年限。造成矿井接替紧张。井田走向长度过长，又会给矿井通风，井下运输带来不便。根据实际地质情况，并参照我国煤矿的实践经验，选择一个合理的尺寸。三、合理划分矿井开采范围，处理相邻矿井关系。划分矿井边界时，通常把煤层倾角不大，沿倾斜延展很宽的煤田，分成浅部和深部两部分。一般应先浅后深，先易后难，分别开发建井，以节约初期投资。四、选择好井口与工业广场位置。划分应考虑井筒与工业广场位置的选择，使有利于井田开拓和采区布置，有利于矿井建设施工和工业场地布置。2.5.1.2井田划分结果根据埋深及井田构造情况，本矿井井田境界确定如下：井田深部以各煤层的-500m底板等高线为界；浅部各煤层露头为界；西部以杨台逆断层为界；东部以临区大矿为界。根据以上确定的井田境界，井田走向长7.5km，倾向宽3.3km，地面面积约为15.5k m2，煤层倾角大约为10，其煤层面积约为14.78k m2。3 回采工艺设计3.1选择采煤方法原则1、缓倾斜、倾斜、薄及中厚煤层采煤方法，一般使用单一走向长壁采煤方法；倾角小于12时，则应考虑采用倾斜长壁采煤法的可能性。2、采用走向长壁采煤法，一般采用全部垮落法处理采空区。但直接顶为坚硬难垮落的岩层、或受其它条件限制（如“三下”采煤或近距离煤层开采的需要）时，可以考虑采用充填法或刀柱法处理采空区。3、对于大型矿井的缓倾斜、中厚煤层，煤层赋存稳定、顶底板较好的走向长壁式工作面，一般应采用综合机械化回采工艺方式即综采；对中型矿井的煤层赋存比较稳定、地质构造不太复杂的工作面，以及不适于综采的大型矿井工作面，可采用高档普采或普通机械化开采的回采工艺方式（简称机采，或普采）；对小型矿井，或受其它条件限制不适于机采的工作面，可采用打眼爆破落煤，单体金属支架的回采工艺方式（简称炮采）。4、确定走向长壁式采煤法的工作面长度和年进度时，应参照设计规范的规定和生产矿井的实际经验进行。设计规范中规定：综采工作面长度大于160m，年进度大于700m；普采工作面长度，一般为120160m，年进度一般不小于700m；根据煤层地质特征以及设计规范要求，本矿井的设计主采煤层的二1煤层厚度为8.5m，一1煤层厚度为8.8m。且两层顶板条件较好，煤层的倾角平均约为10，所以采用走向长壁综合机械化采煤法，采空区采用全部跨落法处理，工作面的长度为200m，日进6刀，一刀截深为0.8m，日推进度为4.8m。按矿井设计生产能力年工作日300d计算，工作面年推进度为1440m。3.2 回采工艺确定采煤工艺方式采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；2）安全劳动条件好；3）尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；4）材料消耗少，生产成本低；5）便于生产管理。根据采区煤层特征及地质条件，可选择分层综采工艺、综采放顶煤工艺和大采高一次采全厚回采工艺，这三种工艺各有优缺点，下面对其进行比较：1） 分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2）综采放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性。缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。3）一次采全高工艺优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮；采高固定，适应条件单一。通过对以上三种采煤工艺的比较可以看出，由于本煤层为8.8m厚煤层，实行分层综采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，煤层特征和地质条件十分优越，宜实现高产高效生产，因此不考虑分层综采工艺；为实现矿井生产的高产高效宜采用综采放顶煤工艺。3.2.1综采工艺方式的选择3.2.1.1 支护工艺方式的选择支护方式一般分为两种：及时支护：即在采煤机割煤后先移支架，再移输送机，工艺过程为采煤移架推溜。此方式应用较多，特别是在顶板不稳定的条件下，为防止端面冒顶，必须采用及时支护方式。滞后支护 即在采煤机过后，先