神源煤矿采区方案设计.doc

神源煤矿采区方案设计西安科技大学能源学院采矿系08级 慕鹏峰毕业设计指导教师评阅意见书第一章 采区地质概况1、 采区概述该采区位于神源煤矿一水平的东翼，东以辅运大巷的护巷煤柱线为界，西以井田边界线为界，南以+1095 等高线为界，北以西回风大巷煤柱线为界。采区平均走向长 450 米，倾斜长度为300 米。采区面积 13500 平方米2、 采区煤层及顶底板特征（1）可采煤层矿区内含煤地层为侏罗系中统延安组，共含可采煤层5层，从上而下编号依次为：3-1、4-2、4-3、4-4、5-2煤层。 3-1煤层3-1煤层仅残留在矿区西南角，其余大部分大面积火烧，厚度2.863.22米，平均3.02米。区内该煤层残留厚度稳定，结构简单，不含夹矸，属火烧残留、局部可采的煤层。煤层的底板标高为11201170米，埋深870米，距下部4-2煤层间距约39米。4-2煤层在矿区西南部和南部边界，在矿区内大面积火烧。煤厚2.013.70米，平均2.2米：含一层厚度为0.160.20米厚的夹矸，属稳定型、局部可采的中厚煤层。底板标高为10701135米，埋深1300米，距下部4-3煤层间距为15.6721.4米，平均20米。 4-3煤层4-3煤层基本全区分布，仅在矿区北部边界和中西部沟谷两侧部分因火烧缺失；不含夹矸，煤层厚度1.071.43米，平均1.19米，属稳定型大部可采的薄煤层。煤层底板10701089米，埋深22176米，距下部4-4煤层间距13.515.59米，平均13米。4-4煤层4-4煤层可采地段主要分布在中西部，其余地段因冲刷、火烧缺失和不可采。可采厚度0.801.02米，平均0.89米，属大部分可采的煤层。煤层底板标高10351090米，埋深1670米，距下部5-2煤层间距33.3141.11米，平均39米。5-2煤层5-2煤层为矿区内的主要可采煤层，仅矿区东北角很小一部分火烧，基本全区分布。煤层厚度在2.475.29米，平均3.87米，不含或局部含一层夹矸，一般小于0.25米，属全区可采的稳定型厚煤层。底板标高9951055米，埋深2120米。（2）煤层顶底板的特征根据张家峁煤矿井田勘探资料分析，矿区内各煤层顶底板以粉砂岩为主，泥岩次之，局部为细粒砂岩，岩体较完整，属不稳定-较稳定型，局部为稳定型。总之，矿区地层沉积连续，无大的构造作用破坏，岩体较完整，岩体稳定性较好。3、煤质、瓦斯、煤尘（1）煤质各煤层的水分的平均变化值在6.157.29%之间。原煤灰分除4-2为1.53%外，其他平均值变化在4.989.08%之间。原煤热量的评均值变化在33.3537.28%之间。原煤全硫平均值变化在0.250.31%。原煤磷的平均值变化在0.0050.069%之间（2）煤层的瓦斯、煤尘和自燃倾向性该采区内的煤层属低瓦斯。煤尘具有爆炸性。属易自燃煤层。4、 水文地质条件主要含（隔）水层水文地质特征（1） 第四系中更新统黄土裂隙、孔隙潜水含水层多分布于梁峁顶部，以离石组黄土占绝对优势，为浅黄色含粉砂质粘土、亚砂土，夹多层古土壤及钙质结核层，垂直节理发育，与下伏新近系红土层不整合接触。该层在黄土梁峁顶部，不含水。（2） 新近系上新统保德组红土隔水层新近系上新统保德组红土隔水层于中部大的沟脑两侧可见，其典型的红土层为隔水层，结构致密均一，半固结，可塑性强，为区内良好的不连续隔水层，其底部常见一层厚3-5米的沙砾石层，含有孔隙裂隙潜水，泉的流量很小。（3） 侏罗系中统延安组裂隙含水层延安组为含煤地层，主要由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，含水层为中细粒砂岩。据张家峁井田勘探抽水资料分析，延安组含水层段富水性很弱，单位涌水量0.000127-0.0056L/s.m,渗透系数0.0014-0.00059m/d,水质为HCO3-Ca.Mg,矿化度0.28-0.73g/l.以上表明矿区主要含水层段均处于侵蚀基准面之上，易于疏排，以裂隙含水层为主、富水性极弱的水文地质条件简单的矿床，即二类一型。（4） 烧变岩裂隙孔洞潜水含水层 矿区内各煤层在露头处的自燃而形成的烧变岩，在沟谷地段广为出露。煤层自燃过程中使其上部岩石受到烘烤变质，直至熔融并产生大量气孔，跨落后又形成大量的裂隙孔洞，为地表水、大气降水的渗入和地下水的径流创造了条件。烧变岩含水层位于侵蚀基准面之上，多不含水，仅在局部地形低洼、隔水底板凹陷的地段，含有裂隙孔洞潜水。B地下水的补给、径流及排泄条件区内地下水主要接受大气降水补给和侧向渗流补给。据该区气象资料表明，区内三年降水量436.6，而蒸发量是降水量的4倍，且集中在7-9月，约占全年降水量的70%左右。张家峁煤矿处于黄土丘陵区，降水大部分以地表径流排泄，不利于地下水的补给。潜水受地形地貌的条件制约，其流向具多向性，总的是东西两侧，向低洼处以下降泉的形式排泄，注入考考乌素河。5、 矿井涌水量本区主要含水层有第四系中更新统黄土裂隙、孔隙潜水；侏罗系中统延安组裂隙潜水和烧变岩裂隙孔洞潜水及采空区水。上述第四季中更新统黄土裂隙孔隙潜水在黄土梁峁顶部不含水，在梁峁间地中，富水性极弱；侏罗系中统延安组裂隙潜水主要含水层段均处于侵蚀基准面之上，易于疏排，富水性极弱；烧变岩含水层位于侵蚀基准面之上，多不含水，仅在局部低洼、隔水底板凹陷的地段，含有裂隙孔洞潜水。按30万吨/年生产规模，开采5-2煤层时，最大涌水量不会超过35m3/d,开采4-2最大涌水量不会超过20 m3/d，涌水量主要来自煤层顶板砂岩裂隙水。煤层开采后，上覆岩层发生移动变形，形成冒落带，导水裂隙带和弯曲下沉带。随着煤层开采，各含水层可能会被疏干。第二章 采区储量与生产能力第一节 采区储量附表：储量计算表（万吨）开采煤层保有资源储量（万吨）不可利用资源储量采区工业资源储量永久煤柱损失设计资源储量工业场地和主要井巷煤柱回采率（）开采损失可采储量井田边界采空区边界村庄自燃边界合计工业场地主要井巷合计4-2100.1100.18020.1803-14-30.540.54850.080.4594-40.400.40850.060.345-21761767544132合计27727764.2212.7第二节 采区生产能力及服务年限1、 采区生产能力根据矿井生产能力30万吨/年的前提，采区的生产能力确定为30万吨/年。2、 采区服务年限T=Z/KA式中T采区服务年限，aZ采区可采储量，万吨。A采区生产能力，万吨/年。K储量备用系数，取1.4则 采区的服务年限为T=Z/KA=212/301.4=5年第三章 采区巷道布置一、采煤工作面的长度确定采煤工作面由于采用炮采方式，因此，工作面长度确定为100米，区段长度确定300米。二、采区巷道布置由于采区内有4层可采煤层，由上至下分别为4-2、4-3、4-4、5-2按开采顺序先开采4-2煤层。由于矿井开拓时已将运输、回风大巷布置在5-2煤层当中，因此，在5-2煤层当中，布置3条上山穿过4-4、4-3至4-2煤层。具体布置为：如图所示，从5-2煤层的回风大巷中，按28。坡度施工上山至4-2煤层，然后沿4-2煤层掘回风巷至井田边界；在5-2煤层的主运大巷端头沿该煤层施工22米后按22。坡度施工轨道上山至至4-2煤层，然后沿该煤层施工辅运巷；在5-2煤层的西主运大巷中反掘一煤仓，煤仓高度为27.8米，煤仓的上口在4-2煤层的底板中。从煤仓的上口开始按14。坡度掘皮带上山至4-2煤层，在沿此煤层施工皮带运输巷。三、采区通风1、通风方式采用负压抽出式通风。2、通风系统新鲜风经轨道上山和皮带上山经运输巷和皮带巷进入皮带运输顺槽和材料运输顺槽工作面切眼巷回风顺槽回风大巷回风下山5-2煤层回风大巷风井。3、 风量计算（一）按井下最大班人员计算Q4NK式中： Q矿井总供风量； （m3/s） N井下同时工作的最多人员； （m3/s） 4每人每分钟供风标准； （m3/s）K矿井通风系数； 矿井井下最大班同时工作人数为39人，按照每人每分钟供风量不小于4m3配风标准计算，则井下同时工作最多人数时需风量为：Q4391.2187.2m3/min 3.12m3/s（二）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。Q总=（Q采Q掘Q备Q硐Q机车Q其它）K式中： Q总矿井总风量，m3/ s； Q采采煤工作面实际需风量的总和，m3/ s； Q掘掘进工作面实际需风量的总和，m3/ s； Q备备用工作面实际需风量的总和，m3/ s；Q硐硐室实际需风量的总和，m3/ s；Q机车防爆胶轮车尾气排放稀释需要的风量，m3/ s；Q其它矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/ s；K矿井通风需风系数。1、采煤工作面需风量计算设计为使工作面创造良好的空气条件，分别从工作面瓦斯涌出量、气象、工作面温度、炸药用量、人数、风速等规定计算后，取大值。 按按冲淡瓦斯涌出量计算Q采100q采K CH4 1000.51.6 80 m3/min1.3m3/ s式中：q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；（由于生产能力扩大，采煤工作面瓦斯绝对涌出量预测取0.5 m3/min）； K CH4采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数（1.21.6），取1.6； 按冲淡二氧化碳涌出量计算Q采100q采K CH4 1001.01.6 160 m3/min2.67m3/ s式中：q采采煤工作面回风巷风流中二氧化碳的绝涌出量，m3/min；（由于生产能力扩大，二氧化碳绝对涌出量预测取1.0 m3/min）； K CH4采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数（1.21.6），取1.6； 按气象条件计算Q采Q基本K采高K采面长K温 6.41.01.01.1 7m3/s式中：Q基本工作面控顶距工作面采高70适宜风速Q基本3.452.2701.26.4m3/ sK采高回采工作面采高调整系数；工作面采高取2.2m，调整系数取1.0；K采面长回采工作面长度调整系数；工作面长度100 m，调整系数取1.0；K温回采工作面温度调整系数；回采工作面温度2023，风速取1.2m3/s；相对应的配风调整系数取1.1。 按采煤工作面温度计算Q采V采S采 1.27.610m3/s 式中：V采 采煤工作面风速；回采工作面温度2023，相对应的风速1.0m3/s1.5m3/s，取1.2m3/sS采采煤工作面断面积（m2），取7.6m2 S采工作面控顶距采高 3.452.27.6m2 按炸药量计算Q采25Ac 257.0 175（m3/min）2.9（m3/ s）式中：Ac 采煤工作面一次爆破使用最大炸药量 （kg）25每公斤炸药爆破后，需要供给的风量 （m3/min） 按工作面人数计算Q采4N采 412 48m3/min0.8m3/ s式中：N采 采煤工作面同时工作的最多人数 （人）4每人每分钟应供给的最低风量 （m3/min）按照上述计算后，采煤工作面需风量取最大值为10m3/s，即600m3/min。 按风速进行验算15S采Q采240S采Q采157.6114 （m3/min）Q采2407.61824 （m3/min） 114m3/min 600m3/min 1824m3/min 经计算符合要求，设计布置一个工作面进行生产，则Q采10m3/ s。2、掘进工作面需风量计算（1）按局部通风机吸风量计算本矿布置两个掘进头，分别掘进大巷、顺槽等。 大巷及顺槽掘进面均配备FBD5型局部通风机，功率7.52KW，其风量150m3/min250m3/min。局扇实际吸风量取180m3/ min。Q掘QfIkf 18011.3234（m3/min）4（m3/s）式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，m3/min； I掘进面同时运转的局部通风机台数，台；kf防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3（2）按炸药量计算Q掘25Aj 256.0 150（m3/min）2.5（m3/ s）式中：Aj掘进工作面一次爆破使用最大炸药量 （kg）25每公斤炸药爆破后，需要供给的风量 （m3/min）（3）按冲淡二氧化碳涌出量计算Q采100q掘Kc 1000.61.6 96m3/min1.6m3/ s式中：q采掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；（由于生产能力扩大，掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.3m3/min；二氧化碳绝对涌出量预测取0.6 m3/min），设计取大值，按二氧化碳绝对涌出量计算）Kc瓦斯涌出不均匀的风量备用系数（1.42.0），取1.6；（4）按掘进工作面人数计算Q掘4Nj 48 32m3/min0.53m3/s式中：Nj掘进工作面同时工作的最多人数 （人）4每人每分钟应供给的最低风量 （m3/min）按照上述计算后，大巷及顺槽掘进工作面需风量取最大值为240m3/min4m3/s（5）按风速验算 掘进风速验算Q掘158120（m3/min）Q掘24081920（m3/min） 120m3/min 240m3/min 1920m3/min （6）该矿共布置两个掘进工作面进行生产，则Q掘448m3/ s。3、备用工作面需风量备用工作面按满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。设计考虑一个备用工作面，则：Q备0.5Q采 0.510m3/ s5m3/ s。4、井下硐室需风量矿井井下独立通风硐室，其配风标准如下：中央变电所：3m3/s采区变电所：2m3/s机车检修库：2m3/s则Q硐 =7m3/s5、冲淡防爆无轨胶轮车尾气排放量计算需风量Q机车柴油机车配风量，防爆柴油机车功率为50kw，配风量为5.4m3/minkw，则第一辆车配风量270m3/minkw，第二辆车配风量加单台的75%，第三辆车及以上各台分别加50%的风量。防爆无轨胶轮车的尾气排放量按照同时运行按4台车校核，能够满足主运输和辅助运输的需风量。则：Q机车（27027075%270250%）/6012.4m3/s5、井下其它巷道需风量计算按上述井下需风量之和的5计算，则Q其它（Q采Q掘Q备Q硐Q机车）5（1085712.4）542.452.12m3/s6、采区总供风量Q总（Q采Q掘Q备Q硐Q机车Q其它）K备（1085712.42.12）1.254m3/s根据取最大值的原则，确定采区总风量为54m3/s。四、采区运输（一）矿井井下主运输方式1、该矿5-2煤层运输大巷延用原有WC3Y（D）型防爆无轨胶轮车（发动机功率50KW）运输原煤，配备8辆，可满足矿井运输原煤等任务。2、矿井首采4-2工作面采用爆破落煤，经刮板输送机运输顺槽皮带机机4-2运输大巷皮带机西皮带运输上山皮带机西煤仓转载至5-2运输大巷的防爆无轨胶轮车主斜井井底煤仓主斜井胶带机运出地面到储煤场。2、4-2运输大巷及西皮带运输上山的运输方式4-2运输大巷和西皮带运输上山与西煤仓搭接，然后转载至5-2运输大巷的防爆无轨胶轮车，经主斜井井底煤仓运出地面。4-2运输大巷输送机技术特征见表311；西皮带运输上山输送机技术特征见表312。（二）、井下辅助运输方式1、井下辅助运输方式的确定考虑到矿井实际实际情况，确定防爆无轨胶轮车与井下提升机牵引矿车及材料车相结合方式进行辅助运输，能够满足辅助运输任务。材料设备经换装至矿车西辅运上山绞车牵引矿车4-2运输大巷换装至防爆无轨胶轮车各个用料地点。表3-1-1 4-2运输大巷输送机技术特征表序号项 目规 格1带宽B=800mm2倾角73带速V=1.25m/s4带强630N/ mm，阻燃型钢丝绳芯输送带5运量Q=150t/h6机长500m7电机型号Y280M6型，N=55kW8减速器型号ZSY40040 9软启动装置YOXZ560型10逆止器NYD250 11制动器YWZ5400/121型 表3-1-2 西皮带运输上山输送机技术特征表序号项 目规 格1带宽B=800mm2倾角163带速V=1.25m/s4带强630N/ mm，阻燃型钢丝绳芯输送带5运量Q=150t/h6机长240m7电机型号Y280M6型，N=55kW8减速器型号ZSY40040 9软启动装置YOXZ560型10逆止器NYD250 11制动器YWZ5400/121型 12拉紧装置液压自动拉紧2、井下辅助运输设备型号及参数辅助运输大巷利用原有WC3Y（D）型防爆无轨胶轮车运输辅助材料。在副斜井、西辅运上山选用矿用提升机牵引矿车、材料车或平板车进行辅助运输，对于防爆无轨胶轮车，采用解体运输，均符合运输要求。西辅运上山矿用提升机选用JT1.2型，电动机功率：55kW，转速：720r/min。最大静张力30KN大于实际最大静张力18.3KN，减速比24，提升速度1.84m/s。钢丝绳选用13NAT67+FC1570ZS593GB/T89181996型。提升富裕系数1.32。（1）井下主要辅助运输工作内容运送水泥、砂石、锚杆、托板、坑木、矸石及其它材料等。（2）、防爆无轨胶轮车A防爆无轨胶轮车型号、主要配置和技术参数如下：型号：WC3Y（D）型防爆无轨胶轮车（可作客、货两用）传动方式：机械传动、四轮驱动起运方式：防爆电启动发动机：50KW牵引力：35KN爬坡能力：14最高速度：20Km/h离地间隙：230 mm转弯半径：6m自重：6500Kg载重：4000Kg外形尺寸：长宽高为600015501800B防爆无轨胶轮车数量防爆无轨胶轮车作辅助运输时，配备WC3Y（D）防爆胶轮车4辆，可满足矿井运送人员、设备、材料等任务。井下掘进矸石仍然利用原有防爆无轨胶轮车进行运输，至井底后换装至矿车从副斜井提出地面。五、采区煤仓开采井田西部3-1、4-2、4-3、4-4四层煤时，设置西煤仓，直径4m，高度25m，容量250吨，混凝土支护厚度300mm。六、主要巷道断面该矿各煤层大巷及顺槽均沿煤层底板掘进，巷道围岩属中等稳定型，能够满足煤炭行业支护需求。5-2运输大巷：采用矩形断面，净宽3.8m，锚喷支护，喷射厚度80mm，树脂锚杆选用162100型；C20混凝土铺底，铺底厚度200mm，用于运送原煤。经验算，断面尺寸能够满足生产、安全和规范要求。5-2辅助运输大巷：其断面同5-2运输大巷。用于辅助材料及设备运输。经验算，断面尺寸能够满足生产、安全和规范要求。4-2皮带运输大巷：采用矩形断面，净宽3.4m，锚喷支护，喷射厚度80mm，树脂锚杆选用162100型。经验算，断面尺寸能够满足生产、安全和规范要求。4-2辅助运输大巷：其断面同5-2辅助运输大巷。用于辅助材料及设备运输。经验算，断面尺寸能够满足生产、安全和规范要求。回风大巷：5-2和4-2回风大巷均采用矩形断面，净宽3.4m，锚喷支护。喷射厚度80mm，树脂锚杆选用162100型。用于回风、行人等。经验算，断面尺寸能够满足生产、安全和规范要求。皮带运输顺槽、辅助运输顺槽和回风顺槽均为矩形断面，净宽均为3.5m，锚顶支护，树脂锚杆选用162100型。 该矿巷道详见巷道断面图第四章 采煤方法第一节 采煤方法一、采煤方法的选择根据煤层赋存特征和开采技术条件，适宜采用壁式炮采采煤法，全部垮落法管理顶板。其优点是对地质条件适应性强，机械化程度较低；设备少、投资少、见效快、吨煤成本低；对工人专业技术要求较低，操作简单、安全可靠；可以达到高产、高效、低耗和安全的目的。二、首采工作面位置根据矿井开拓布署，先开采4-2煤层。本着就近、安全、高效、生产的原则，采用“一井一面”的生产模式，4-2煤层首采工作面布置在井田西侧，即张家峁村的东侧，该处煤层厚度稳定，结构简单，顶、底板条件好，水文地质条件简单。移交生产时布置一个壁式炮采工作面和两个炮掘面，能够达到生产规模。三、工作面顶板压力估算及支架选型1、工作面顶板压力估算4-2煤层直接顶为中硬岩层，中等稳定，基本顶来压显现明显，属级。其支护参数计算如下：顶板压力Q顶8M/U82.2260010-5/0.850.54MPa式中：M采煤高度，（1.502.35）m； 顶板岩石视密度，2.6T/m3U支护效率，取0.85；Q顶顶板压力，MPa ；2、工作面支架选型及支护强度根据以上计算结果，顶板压力0.54MPa，小于选用2L15-34型整体顶梁悬移液压支架支护强度1.26 MPa，能够满足支护强度要求。2L15-3