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井田地质的地区的矿区如何采矿的承认自考毕业论文第一章 矿区概述及井田地质特征第一节 矿区概述一、交通位置 XXX井田位于沁水煤田东部边缘，地理座标：东径11338201134156，北纬373346373629，行政区划隶属昔阳县乐平镇管辖。矿井工业场地位于山西省昔阳县县城西南约3.0km的巴洲村南，与巴洲村隔巴洲河相对。矿区交通运输极为便利。矿井工业场地处于阳(泉)左(权)县级公路、昔(阳)西(寨)县级公路和昔(阳)治(尚)县级公路之交通枢纽，距昔(阳)西(寨)公路仅200m，沿此公路向东北方向距阳(泉)黎(城)207国道仅3.0km，距阳泉市约38km；从昔阳县城至平定、和顺、寿阳均有国道、省级、县级公路相通。阳(泉)涉(县)铁路经过井田东部，矿井工业场地距昔阳坪尚集运站仅4.6km。矿区交通位置详见图111。二、地形地貌XXX煤矿位于太行山西麓，地处侵蚀剥蚀中山区。总体地势中部高周围低，最高点位于矿区西南部，海拔+1119.1m，最低点位于东南部，海拔为+881.7m，相对高差237.4m。 本区地表水系为松溪河的上游水系，洪水河支流从西向东流经矿区南部外围。巴洲河流经矿区北西部外围。最终汇入松溪河，两条河流一般皆为溪流，受季节性影响甚大，雨季山洪汇集，干旱时流量甚少或近于干涸。45矿区地理位置图1-1-1三、 气象及地震情况矿区位于太行山区，属温带大陆性气候，其特点为冬春季干旱多风，夏季温和多雨，秋季天高气爽，全年夏短冬长，夏天雨水相对集中，一般在7、8、9三个月，年蒸发量大于降雨量，降雨量年平均666.2mm，历年最高洪水位+870，年蒸发量为1879.6mm，年平均气温9.4，年最高气温35，最低气温-23.5，冻土期一般在十一月中旬至次年四月，冻土深度为0.420.75m，无霜期160天左右。根据中国地震动峰值加速度区划图(GB18306-2001)，本区地震动峰值加速度为0.10g。相当于原地震基本烈度度区。四、电源、水源及建筑材料来源矿井目前已实现双回路供电，一回电源引自昔阳县坪上110KV变电站，另一回电源引寺家庄220KV变电站，矿井工业场地建有一座,35kV变电所，采用10kV电源下井。安装两台S10-10000无载调压变压器，工作方式为一用一备，35KV和10KV主接线均采用单母线分段接线方式，一、二级负荷双电源供电，保证了矿井安全用电。井下中央变电所、工作面配电站均安装完毕，并经市、县电力质检部门验收，已投入使用。从地面建有200m3 蓄水池经主斜井、清理平巷、一采轨道下山，在主要运输大巷每隔100米留有一个变2寸三通。从一采轨道下山至工作面的水管，每隔50米留有一个变2寸的三通。鉴于本区浅层水和地表水利用价值不大，且附近农村均饮用浅层水，为避免与民争水，矿井永久供水水源考虑取用青山水库向昔阳县城供水管网系统。青山水库向昔阳县城供水管路从矿井工业场地旁通过，供水管路连接非常方便。另外，根据地质报告所述，矿井正常涌水量130m3/h，最大180m3/h，矿井涌水排至地面经处理达到复用水标准后，可用于矿井生产和井下消防洒水。故矿井水源有保障。矿井改扩建所需的建筑材料，如：砖、石料、水泥、砂子等当地可满足供应；钢材、木材需由外地调进。五、 气象与地震矿区位于太行山区，属温带大陆性气候，其特点为冬春季干旱多风，夏季温和多雨，秋季天高气爽，全年夏短冬长，夏天雨水相对集中，一般在7、8、9三个月，年蒸发量大于降雨量，降雨量年平均666.2mm，年蒸发量为1879.6mm，年平均气温9.4，年最高气温35，最低气温-23.5，冻土期一般在十一月中旬至次年四月，冻土深度为0.420.75m，无霜期160天左右。根据中国地震动峰值加速度区划图(GB18306-2001)，本区地震动峰值加速度为0.10g。相当于原地震基本烈度度区。第二节 井田地质特征一、地 层井田内基岩地层出露相对较少，大面积被第四系黄土覆盖。依据山西省沁水煤田平昔矿区李家沟勘探区精查地质报告中的地质图件及钻孔资料对井田内发育的地层自下而上简述如下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）该组地层岩性主要为石灰岩组成，为深灰色厚层状致密石灰岩，节理发育，常被方解石充填，极少含化石，风化后呈现灰白色，本组地层出露在外围杜庄村东南山坡上及因断层而出露于杜庄村南河东岸，本组厚度大于100m。2、石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于奥陶系中统地层之上，由深灰色砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，时有2-3层海相石灰岩，但其不稳定，时有尖灭现象。石灰岩中含腕足类等动物化石。底部为一层铝土岩，多为灰色，部分为紫色。本层底部，奥陶系石灰岩风化面之上时有鸡窝状山西式铁矿，但厚度极不稳定，本组厚度30-43m，平均33m。3、石炭系上统太原组（C3t）整合于本溪组地层之上，以底部K1砂岩底界为界与本溪组分开，本组岩性以灰黑色、灰色砂质泥岩、泥岩、砂岩、石灰岩和煤层组成，含煤6层，其中主要煤层位于本组下部，是本区主要含煤地层之一。石灰岩中富含腕足类、珊瑚、海百合茎、蜓蝌等动物化石，本组含稳定的三层海相石灰岩（K2、K3、K4）为本组的标志层。根据岩相，岩性对比及古生物组合特征，太原组可划分为三段：从K1砂岩（晋祠砂岩）底界到四节石灰岩（K2）底界为太原组一段（C3t1）,本段含15号煤（俗称四节石下煤、丈八煤）为全区最稳定，厚度较大之煤层；从k2石灰岩底到K4石灰岩顶界为太原组二段（C3t2），含煤3-4层，从下而上依次为13号煤（俗称钱石下煤）、12号煤（俗称四尺煤）、11号煤（俗称猴石下煤）；从K4灰岩顶界到K7砂岩底界为太原组三段（C3t3），本段厚度极不稳定，含煤2层（8、9号煤）均属局部可采，时有尖灭。从以上情况分析，太原组形成于海相-滨海相沉积环境之中，本组厚度一般75-85m，平均80m。4、二叠系下统山西组（P1s）本组以K7砂岩底界为界，整合于下伏地层太原组之上，岩性以灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色砂岩及煤层（5-9层）组成。是本区主要含煤地层之一，下部以砂岩为主，包括三层砂岩（俗称第一、第二、第三砂岩），组成矿物以石英为主，分选及磨圆度均不及太原组之砂岩，根据区域资料，三层砂岩有合并或分岔现象，砂岩间以砂质泥岩、泥岩为主，其中各含煤一层：6号煤（S1）（俗称第一砂岩上煤），4号煤（S2）（俗称第二砂岩上煤）。上部以砂质泥岩和泥岩为主，夹有数层薄砂岩层，为中细粒砂岩，成层不稳定，本组厚度一般50-70m，平均57m。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）本组与山西组整合接触，以K8砂岩底界与山西组地层分界，岩性以灰白、灰黑色砂质泥岩、泥岩和灰白色砂岩为主，含煤线、风化后呈灰绿色，在本组顶部有一层杂色铝土质页岩称“桃花页岩”，可做为上、下石盒子组分界标志。本组厚度一般85-150m，平均135m。6、二叠系上统上石盒子组（P2s）本组与下石盒子组整合接触，以K10砂岩底界与下石盒子组地层分界，岩性以黄绿、紫、绿色砂质泥岩、泥岩和黄绿色中粗粒砂岩为主，含煤线、风化后呈灰绿色，本组厚度一般0-120m，平均90m。本组地层保存不全。7、第四系中上更新统（Q2+3）分布于井田内山梁及山坡上，主要岩性为砂质粘土及粉砂质粘土组成，底部含钙质结核，最大厚度可达25m。8、第四系全新统（Q4）分布于井田内沟谷地带及河床两侧，主要岩性为坡积物、冲洪积物，底部含砾石，最大厚度可达20m。二、地质构造1、区域构造井田位于沁水煤田的东部边缘，即沁水向斜的东翼，地层总体产状走向北北东，倾向南西西，岩层倾角平缓，一般为710间。2、井田构造受区域地质构造的控制和影响，井田内的地层总体走向北北东，倾向西，地层倾角717。井田内发育比较简单无断层、陷落在。层埋深较大，断距小的断层一般均未影响到煤层。三、地质水文条件(一) 地表水井田内北部边缘有思乐河由西向东流经，中间有巴洲河、南部外围有洪水河，对井田煤层开采会有一定的影响。(二) 含水层1奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层埋藏于井田深部，距地表深浅不一，厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层，据勘探资料知：奥陶系石灰岩岩溶水位标高在+480m以下，而最下层煤15号煤层底板标高在+500m以上，且有本溪组地层相隔，其对煤层开采不会有影响。2石炭系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层太原组三层稳定石灰岩(K2、K3、K4)，根据以往钻孔资料，三层石灰岩质纯，裂隙发育，均具有一定的含水性和导水性。根据沁水煤田李家沟勘探区资料对其三层石灰岩含水性作简要阐述。(1) K2(四节石石灰岩)灰岩位于太原组下部，15号煤(丈八煤)上约615m处，为泥岩或砂质泥岩相隔，局部为砂岩，其单位涌水量为0.29L/sm，水位标高+770m，渗透系数为6.74m/d，接受河床潜水补给，在生产过程中应引起注意，特别是断层、陷落柱的导水。(2) K3(钱石石灰岩)灰岩位于太原组中上部，厚约36m，其单位涌水量为0.19L/sm，水位标高+837.81m，渗透系数可达7.15m/d，可见是又一含水导水岩层。(3) K4(猴石石灰岩)灰岩位于太原组上部，厚约25m，此层灰岩溶洞发育，其单位涌水量为0.70L/sm，水位标高+830.98m，渗透系数可达22.7m/d。以上三层石灰岩由于地下水的侵蚀均有溶洞形成，又易于接受地表水补给，从而有利于地下水的循环，在今后生产中应加以重视。3二叠系砂岩含水层二叠系含较厚的砂岩数层，富水性弱，但由于埋藏浅，其渗透性较强，补给条件较好，单位涌水量0.016L/sm，渗透系数平均0.2121m/d，但由于裂隙度高，导水性能较为良好。4第四系松散岩类砂砾石孔隙含水层松散岩类孔隙水主要分布于河流沟谷地带，主要含水介质为砂砾石层，地下水受降水季节影响较大，就近开采孔隙水能解决用水需求。据上所述，开采8、9号煤层，矿井水主要来自上部砂岩及松散岩类含水层；开采15号煤层，矿井水主要来自K2、K3石灰岩含水层，由于隐伏断裂和陷落柱的构造影响，含水性、导水性会增强。在今后的工作中，应做到“有疑必探，先探后采”，防患于未然。(三) 隔水层115号煤以下及本溪组隔水层组主要由铝土泥岩、泥岩及砂质泥岩组成，地层厚约33 m，其中铝质泥岩厚8 m左右，构造裂隙不发育，隔水性能良好，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。2各标志层(砂岩及灰岩)各标志层(砂岩及灰岩)沉积厚度稳定，其间沉积的泥岩、砂质泥岩也稳定，构造裂隙不发育，构成各含水层间良好的隔水层组。总之，井田各含水层富水性弱，接受补给条件较好，其间虽有良好的隔水层阻隔，在无导水构造沟通的情况下，各含水层间一般无水力联系，但随着开采深度的加大，由于隐伏断裂和陷落柱的构造影响，含水性、导水性会增强。总体上井田水文地质条件中等。(四) 矿井涌水量根据矿井地质报告提供的矿井涌水量资料，结合矿井实际生产中的涌水量情况，预计矿井达到210万t/a设计生产能力时，井下正常涌水量130m3/h，最大涌水量180m3/h。第三节 煤层特征本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组和下石盒子组。其中本溪组和下石盒子组皆是不含可采煤层。主要含煤地层为太原组和山西组。现对主要含煤地层叙述如下：1、太原组（C3t）为本井田主要含煤地层之一，本组地层为海陆交互相含煤沉积，岩性特征明显，沉积旋回清楚，据此划分上、中、下三段。分述如下：（1）下段（C3t1）自太原组底界砂岩K1K2石灰岩底，岩性由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。本段含全区稳定可采的15号煤层。底部泥岩中常含铝质及黄铁矿结核，局部相变为铝质泥岩。（2）中段（C3t2）自 K2灰岩底至K4灰岩顶，岩性由三层层位稳定的含生物碎屑石灰岩，间夹中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含煤三层，自上而下为11、12和13号煤。（3）上段（C3t3）自K4石灰岩顶K7砂岩底，本段由砂质泥岩及泥岩组成。含煤两层，自上而下为8、9号煤，均属局部可采煤层。2、山西组（P1s）为本区重要的含煤地层，自K7砂岩底至K8砂岩底主要由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，含煤5层，局部可采煤层6号煤位于本组的下部，其余煤层均薄而不稳定，不具工业价值。第二章 井田境界和储量第一节 井田境界XXX煤矿的井田境界由以下13点座标点连线圈定：1X=4162252.20 Y=19732931.052X=4167352.25 Y=19732781.033X=4167398.25 Y=19733791.044X=4167452.25 Y=19734111.045X=4167220.25 Y=19734291.046X=4166020.24 Y=19734291.057X=4167020.25 Y=19735131.068X=4165711.24 Y=19735131.069X=4165777.02 Y=19735637.5510X=4165970.25 Y=19736458.0711X=4165982.25 Y=19736811.0712X=4165562.25 Y=19736871.0713X=4162248.20 Y=19733241.06矿区南北走向长0.44.0km，东西倾斜宽2.12.7km，井田面积10.047km2。15煤层底板标高+500+860m，高差360m。第二节 矿井工业资源/储量一、 资源/储量的估算范围 本区赋存的主要可采煤层有太原组的15#煤层。15#煤层为全区稳定可采的厚煤层，井田内多处遭开采破坏，储量估算范围为东到采空区边界，北、南、西至井田边界。不可采煤层和采空无资源区不进行资源/储量估算。2、 资源/储量计算指标各资源/储量估算指标如下：1、煤层厚度0.80m 2、原煤灰分（Ad）403、原煤全硫含量(St.d)3 4、原煤发热量（Qnet.d）22.1MJ/kg三、资源/储量计算方法 井田内大部分地段煤层倾角平缓，因此采用地质块段法估算资源/储量，即采用煤层伪厚度和水平投影面积估算。估算公式： Q=SMd10-4式中： Q-资源/储量（万t） S-水平面积（m2） M-煤厚(m) d-视密度(t/m3)四、资源/储量级别和块段划分通过对本区构造复杂程度和煤层稳定程度的研究评价，认定井田地质构造复杂程度为简单，主采煤层稳定程度为稳定。根据煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-2002），15#稳定煤层，以达到10001000m网距的见煤点（钻孔）连线以内和在连线以外以见煤点（钻孔）间距的1/2的距离所划定的范围圈定探明的经济基础储量；以达到20002000m网距的见煤点（钻孔）连线以内和在连线以外以见煤点（钻孔）间距的1/2的距离所划定的范围圈定控制的经济基础储量；其余为推断的资源/储量。五、资源/储量计算结果通过估算区内的资源/储量情况是：总资源/储量9025万吨。可用于生产设计的探明的资源/储量（111b）为4704万吨，控制的资源/储量（122b）为2134万吨，煤种全为无烟煤。各煤层详细情况见资源/储量估算结果汇总表。资源/储量估算结果汇总表煤层号煤类资源/储量（万吨）可利用现保有111b122b333小计15#4704213421879025 9025第三节 矿井设计资源/储量、矿井设计可采储量一、矿井可采资源/储量计算1设计资源/储量计算矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量永久煤柱损失井田内需要留设永久煤柱的有：村庄、铁路、井田境界、断层，井田中部的河流保护煤柱并入开拓巷道及工业场地的开采保护煤柱范围内，在储量计算表中不再出现。地面建(构)筑物的保护煤柱围护带宽度按其保护等级留设；松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45，基岩移动角走向取73，上山取73，下山取73-0.6。永久煤柱留设参数如下：井田境界30.0m煤柱，大巷两侧各留设85.0m煤柱。因本区根据阳泉地区的普遍地质特征，无陷落柱不考虑留设保安煤柱，建议矿方在实际生产中加强生产地质工作，如需留设煤柱时，矿方应根据实际情况自行留设。经计算，矿井设计资源/储量为9025万t2矿井设计可采资源/储量计算矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒及开拓大巷保护煤柱，大巷间煤柱及大巷两侧煤柱均按85m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。矿井设计可采资源/储量按下式计算：ZK=(Zs-P)C式中：ZK矿井设计可采资源/储量，kt；Zs矿井设计资源/储量，kt；P开采煤柱损失，kt；C采区回采率， 15号煤层为厚煤层，采区回采率取75。经计算，矿井设计可采资源/储量为5735.4万t，15号煤层5735.4万t，详见表2-2-4。表2-2-4 矿井设计可采资源/储量计算表 单位：10kt煤层编号设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采资源/储量工业场地大巷小计157709.6721.0239.0960.01974.25735.4第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限第一节 矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天三班作业(其中两班生产，一班准备)，每日净提升时间14h。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、设计生产能力根据我公司发展要求建设高产高效矿井，结合矿井实际生产能力、煤层赋存条件、开采技术条件、工作面装备水平、煤炭外运条件和市场需求等因素，综合确定矿井设计生产能力为210Mt/a， 三、矿井及水平设计服务年限矿井及水平设计服务年限均按下式计算：T=Z/AK式中：T设计服务年限,a；Z设计可采资源/储量，万t；A设计生产能力，万t/a；K资源/储量备用系数。考虑到各煤层均为高级资源/储量，故资源/储量备用系数取1.2。则矿井设计服务年限Tkj=9714.3/(2101.2)=38.55(a)矿井15煤层设计服务年限：T15=5735.4/(2101.2)=22.76(a)矿井以+680m一个水平开发全井田，则+680m水平设计服务年限与矿井设计服务年限相同。第四章 井田开拓第一节 井田开拓的基本问题矿井设计生产能力120万t/a，现开采15号煤层。矿井采用斜井开拓方式，工业广场范围内布置主斜井、副斜井和回风斜井三条斜井。主斜井斜长471米，净断面4.213.505，坡度25；副斜井斜长425米，净断面4.03.25，坡度25；回风斜井斜长398米，净断面4.23.0，坡度30。主斜井主要提升煤炭及行人，副斜井主要提矸、下料。主、副斜井为进风井，回风斜井为专用回风井。开采水平的布置，集中大巷布置：主斜井落底点680标高，经主斜井清理平巷与西集中轨道巷贯通，副斜井落底点702标高，该水平布置副斜井井底车场，分别经胶带联络巷与西集中胶带巷连通、经井底联络巷与西集中回风巷连通、经上部材料车场于西集中轨道巷连通。三条集中巷平行布置且垂直副斜井井底车场，依次为西集中轨道巷、西集中胶带巷及西集中回风巷，两巷间距40米。井田内15号煤层以副斜井井底车场东南为采区，一采区位于井田西部，采用双翼布置，走向长壁开采； 第二节 矿井基本巷道一、井筒1、开拓方式确定现采用斜井开拓方式，共布置主斜井、副斜井、回风斜井3个井筒，三个斜井均位于原工业场地内，各井筒用途分述如下：主斜井：担负矿井煤炭提升及人员运送任务，兼做进风井和安全出口。下井管线、电缆原则上均沿该井筒敷设。副斜井：担负矿井矸石提升、材料设备下放等所有辅助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼做安全出口。回风斜井：担负矿井回风任务。2、 井筒特征表井筒特征表井筒名称井筒长度/m规格/井筒倾角/井筒方位井口标高/m主 斜 井4714.213.50525500000+877副 斜 井4254.03.2525310328+874回风立井3984.24.030254446+874二 、井底车场1、 井底车场的形式依据井田开拓部署，在副斜井井底设置702m水平井底车场，车场采用集中平车场型式。车场巷道利用现有巷道并进行断面刷大，车场内设高、低道线路和进、出车线。2、空重车线长度的确定因矿井主运输采用胶带运输，掘进煤在采区处理，故702m水平井底车场主要担负材料、设备、矸石运输任务，运输量不大。井下辅助运输初期采用调度绞车牵引600mm轨距、1.0t系列矿车，后期采用无极要求设计，高道线路坡度取11，低道线路坡度取9；高、低道线路按副斜井提升2.5钩串车长度考虑（每钩串车提4辆1.0t固定箱式矿车，长度8.0m），低道矸石及空车线路长度为20.0m，高道重材料车线长度约21.2m；进、出车线线路为弯道，线路坡度为3下坡，长度不小于10辆矿车考虑，结合车场与轨道大巷的连接线路布置，取32.0m。车场轨道线路能够满足矿井辅助运输的要求。车场内高、低道线路段为矿车处自溜，进、出车线段为调度绞车牵引矿车方式运行。3、井底车场硐室名称及位置根据生产需要，在距主斜井井筒落底点16.5m处的井筒内，布置有上抬式井底煤仓及装卸载硐室；在主斜井井底与西集中轨道下山之间的主井井底680m水平联络巷中，设置有主井井底撒煤沉淀池、中央变电所、主排水泵、管子道、井底水仓等硐室；在副斜井702m水平井底车场内设有把钩房、躲避硐室。此外，在西集中轨道下山680m水平中部车场南侧15101工作面保护煤柱内设有井下爆破材料发放硐室；井下消防材料库利用南轨道大巷尽头处的一段巷道，沿巷道一侧布置。1、井底煤仓形式、容量及主井井底清理撒煤方式井底煤仓型式选用净径7.5m的园形直立式普通煤仓，煤仓高度20m，有效容量730t，400mm厚C20混凝土砌碹支护。在主斜井井底与西集中轨道下山之间的主井井底680m水平联络巷中设置有主井井底撒煤沉淀池，井底撒煤利用西集中轨道下山巷道人工清理。2、井底水仓布置及空量、水仓清理方式根据采区巷道布置及主排水泵房位置，设计将井底水仓布置在主井井底680m水平联络巷西侧，水仓入口设在西集中轨道下山北侧、距主井井底680m水平联络巷与西集中轨道下山交岔点34m处。主、副水仓平行布置，水仓净断面7.43m2，长度230m，有效容积1450m3。井底水仓内铺设轨型15kg/m、轨距600mm的单轨，现浇混凝土整体道床。水仓采用人工清理方式。3、井下爆破材料发放硐室的形式、容量及通风系统井下爆破材料库的形式采用壁槽式，其容量最大可存放炸药400kg，雷管1000发，通风采用独立通风，通过15101回风巷与西回风下山相连。4、井底车场主要巷道和硐室支护方式副斜井井底702m水平井底车场巷道利用现有车场巷道并进行断面刷大。现有车场巷道位于15号煤层中，位于该车场内的把钩房、躲避硐室布置在煤层中，其余车场硐室均布置在15号煤层底板或顶板岩层中。依据井底车场巷道和硐室所处的围岩特征，副斜井井底702m水平井底车场巷道断面刷大采用荒料石砌碹支护。其余布置在煤层或半煤岩层中的硐室均采用锚网喷支护，布置在岩层中的倾斜巷道硐室均采锚喷支护，布置在岩层中的水平巷道硐室均采用混凝土砌碹支护。副斜井井底702m水平井底车场平面布置详见图2-5-1。井底车场巷道和硐室的支护形式、支护材料、工程量详见表2-5-1。表2-5-1 702m水平井底车场巷及硐室工程量表序号巷道名称岩性倾角支护形式巷道长度断面积(m2)掘进体积(m3)备注净掘进井巷硐室计1副斜井702水平 井底车场巷道(刷大，S原掘=9.45m2)煤荒料石锚网喷5314.5215.0720.1321.154543958492井下爆破材料发放硐室岩混凝土锚网喷132013203井下中央变电所及通路岩混凝土锚网喷8008004主排水泵房及通路岩混凝土锚网喷8008005管子道岩30锚 网 喷368.038.843183186井底煤仓及装卸载硐室岩混凝土锚网喷7井底水仓岩锚网喷2307.4310.1231423148把钩房及躲避硐室煤锚网喷9沉淀池岩混凝土10井下消防材料库煤锚网喷1112合 计319308657278813第五章 准备方式 采（盘）区或带区巷道布置第一节 煤层的地质特征15#煤顶板多为砂质泥岩，有时有0.20-0.40m的炭质泥岩伪顶。厚17m左右，北部较薄，南部较厚，底板岩性多为砂质泥岩。本次未采取15#煤层顶、底板岩石力学样进行化验，只能根据原李家沟勘探区地质报告中的岩石力学强度试验结果对本矿区15#煤层顶、底岩石工程力学性质进行评述。15#煤层顶板覆岩厚度在280-290m之间，其中松散层类岩石厚度在25m左右，其余为层状沉积，岩性以泥岩、砂质泥岩、砂岩、灰岩互层为主，15#煤层直接顶板为砂质泥岩，本区泥岩的抗压强度在7.80-56.90Mpa，属中硬岩类至硬岩类顶板，直接底板为砂质泥岩，本区抗压强度在29.30-91.70Mpa，属硬岩类底板。主要岩石力学强度试验统计表 项目 岩石抗压强度(kg/cm2)抗拉强度(kg/cm2)抗剪强度(kg/cm2)3045正应力剪应力正应力剪应力粗砂岩394-101030-3416-9528-16448-21248-212中砂岩301-95522-3514-10824-18757-38557-385细砂岩192-11767-4819-9033-15655-24255-242粉砂岩132-7896-3522-5338-12865-19865-198砂质泥岩299-9365-34.329-4650-8084-12684-126铝质泥岩84-5816-30泥岩80-5794-2327-3047-5075-12475-124石灰岩358-137118-62区内工程地质条件较为简单，依据全国工程地质区划，本区属太行山褶断隆起中低山工程地质区。本井田主要可采煤层，顶底板工程地质条件简单。在构造破碎带附近，煤层的顶底板及工程地质条件复杂，将有可能出现冒顶、底鼓等工程地质问题。在井巷接近构造破碎带附近要加强支护或留设足够的保安煤柱，以防出现工程地质问题。综上所述，该井田的工程地质复杂程度为中等型。第二节 采（盘）区或带区巷道布置及生产系统1、采区巷道布置表采区巷道名称断面规格形状用途备注西轨道下山54拱形进风、运料、排矸西胶带下山54拱形进风、运煤、行人西回风下山54拱形回风2、 采区巷道联络采区巷道分别布置西轨道下山、西胶带下山、西回风下山，两下山间隔40米且平行布置。采区两翼布置工作面，在各个煤层中分别掘进三条煤巷，一是胶带运输顺槽，二是轨道运输顺槽，三是尾巷。在岩巷中布置1条高抽巷。在西轨道下山分别布置联络巷与3条顺槽和1条高抽巷联络，西胶带下山通过溜煤眼与胶带顺槽联络。轨道顺槽服务于工作面回风、运料；胶带顺槽服务于工作面行人、运煤；尾巷用于工作面上隅角排放瓦斯；高抽巷用于在采煤期间采用负压抽放瓦斯。第三节 采（盘）区或带区车场选型设计1、采区车场本采区在702水平布置上部材料车场、680水平布置中部车场、531水平布置下部车场，车场铺设30/m对称道岔、渡线道岔，矿车调车采用折返式，配置电瓶车调车，斜坡采用不同功率对调度绞车提升。2、采区硐室1）采区变电所、泵房及水仓 一采区变电所、泵房及水仓布置在531水平，服务采区向西部延伸供电、排水等。一采区变电所、泵房及水仓设在轨道下山下部车场，如图5-4-1。2）采区矸石仓表5-2 矸石仓容量与采区生产能力的关系采区生产能力，万吨年303045456060100以上采区煤仓容量，吨30100100150150200250以上为实现煤矸分流提高煤质，在本一采区设计中布置矸石仓，因此输送能力强，连续性比矿车运输好，因此采区矸石仓取350吨。煤仓设计结构如图5-4-2。第六章 采煤方法第一节 采煤工艺方式根据井田开拓布置及15号煤层的基本条件，设计共提出综采放顶煤采煤法和综采一次采全高两种采煤方法进行比较，经比较设计推荐长壁普通综采放顶煤采煤法，其理由如下：（1）回采工作面生产能力大。由于采用的是采放综合的生产工艺，比普通综采多1个出煤点，故容易实现高产高效生产。（2）综采设备投资省。一次采全高采用大采高综采支架，相对综采放顶煤支架吨位重，以本矿井首采面采高计算， 选用一次采全高支架重量为18.0t，而放顶煤支架仅15.66t，按目前市场最低价11000元/t估算，仅支架投资就比综采放顶煤支架高283.14万元，而且采煤机价格也相对较高。（3）易管理。由于综采放顶煤采用采放结合工艺，其机采高度为2-2.5m，支架重心低，支架稳定性好，不易出现倒架、支架歪斜等现象，因而较易管理。（4）维修、运输较为方便。由于支架重量相对较轻，利于设备的提升和运输，可节省维修费，设备运输费和设备投资。（5）可提高块炭率。采用放顶煤开采工艺，一般可增加块炭10-14.2从而大幅度提高了煤炭的平均销售价格和矿井的经济效益，如按210万t/a井型、块炭率增加10计，平均吨煤块煤比末煤售价高300元计算，每年可增加销售收入14.7亿元。（6）节省电能消耗量。由于占综采放顶煤工作面一半的顶煤基本是利用矿压破煤，依靠自重放煤，一般吨煤可节省电能1.3kwh左右，按矿井生产能力210万t/a计算，每年节省电费136.5万元。（7）本矿15号煤层煤尘无爆炸性危险，且不易自燃，给综采放顶煤开采创造了有利条件。（8）可放性好，由于15号煤层属小-中等硬度煤层，顶板又多为砂质泥岩或粉砂岩，属易冒落顶板，故顶煤的可放性较好，比较容易控制放顶煤的矸石率。（9）虽然综采放顶煤回采率较一次采全高综采低，但通过过渡支架放顶煤、加尾煤回收装置、初放和终放采取措施、提高放煤工放煤技术、减小顺槽煤柱等工艺及措施，完全可以提高其回采率。（10）副斜井利用现混合提升斜井井筒，净高仅2.80m，若15号煤层采用大采高综采工艺一次采全高开采，大采高液压支架运输高度就达2.0-2.5m，加上轨面高度、运输重型平板车高度和安全间隙，井筒无法满足液压支加整体下放的要求，必须刷大副斜井井筒断面，这将给矿井正常生产造成很大影响，而且也相应增加了改扩建投资；若液压支架改由新开凿的主斜井胶带检修轨下井，势必增加主斜井的断面，也相应增加了改扩建的投资。综上所述，设计走向壁式综采放顶煤采煤法。第二节 煤层赋存条件XXX煤矿批准开采8、9、12、15号煤层，其中12号煤层在本区内为不可采煤层，8、9号煤层为局部可采煤层，15号煤层为全区稳定可采煤层。8号煤层厚度0.21.3m，平均0.9m，9号煤层厚度0.41.35m，平均1.0m，鉴于8、9号煤层属局部可采之薄煤层，分布范围极不连续，且位于15号煤层之上，在8、9号煤层中布置大规模回采面来保证矿井的设计生产能力是不现实和不可能的。为提高煤炭资源回收率，杜绝煤炭资源浪费现象，本次设计考虑在回采15号煤层之前，建议矿方根据15号煤层回采工作面布置的位置，利用已有井巷，在矿井改扩建期间，在8号及9号煤层中布置炮采工作面先期对其进行回采，这样可最大程度地回收8、9号煤炭资源，解放下部的15号煤层，为矿井改扩建投产后的高产高效创造必要的条件。以后随着矿井的连续化生产，可逐步回采8号及9号煤层，做到先开采8、9号煤层，后开采15号煤。本次设计依15号煤层的赋存条件来考虑其采煤方法。井田内15号煤层为全区稳定可采之厚煤层，厚度 4.358.30m，平均6.00m，煤层倾角大部为710之间，局部地段达18左右；煤层结构较简单，一般含13层夹矸，夹矸厚度变化较在在，一般0.20.3m，煤层顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，厚35m，底板多为泥岩或炭质泥岩，属易管理顶底板；15号煤层硬度一般为f11.5，属小-中等硬度煤层。据邻近煤矿对顶板矿压测定，采用长壁全部垮落法管理顶板，回采工作面周期来压步距为20m左右，属易中等冒落顶板。15号煤层煤尘无爆炸危险性，属不易自燃煤层。第三节 工作面长度确定一、按通风能力校核工作面长度 式中：L 依工作面通风能力确定工作面的最大长度 m V 工作面允许的最大风速 4m/s B 最小控顶距3.2m M 工作面采高2.6m Cf风流收缩系数0.90-0.95 Q昼夜产一吨煤所需风量 0.3m/min 滚筒截深0.8 P 煤炭生产率 P=mrc=4.51.40.93=5.9 t/m3N 循环进刀数 L=6043.22.60.95/（0.355.90.8）=268 m200 m 因此按通风能力校核工作面长度选择200米是符合要求的。 二、按采煤机能力校核工作面长度采煤机的最大速度为4m/min （6-2）式中：Q 采煤机日生产能力 t/天 Q = 50.8200/cos101.45=5686t/d K 开机率，即循环率 0.8 N 日进刀数，5刀 B 采煤机截深，0.8m M 采高，2.6 m r 煤的容重 1.435t/m C 工作面回采率 93%L56860.8/（50.81.40.93）=873 m因此按采煤机能力校核工作面长度200米是合理的。三、按刮板输送机能力校验工作面长度 （6-3） 式中：n 昼夜出煤班数 n1每班运煤时间 q 输送机每小时输送能力 B 截深 N 每天进刀数 C 工作面回采率0.93 P 煤炭生产率 ，5.9 t/m3L271500/（0.850.935.9）=956m因此按刮板输送机能力校验工作面长度也是合理的。通过上述校验，可知工作面长度定在200米是合理的，故在本设计中，确定工作面长度L=200米。第四节 采煤机械的选择和回采工艺的确定一、采煤机械的选择规范1规定，大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主，综采是回采工艺的重要发展方向，它具有高产高效安全低耗及劳动条件好，劳动强度小的优点。要实现综采必须配备成套设备5，特别是把工作面“三机采煤机，刮板输送机，液压支架”配套搞好，否则综采生产将无法进行，因此也不能取得好的经济效果。根据设计工作面煤层赋存情况和生产能力选择综采机组设备。1）采煤机：采煤机选用MGTY300/730-1.14D型双滚筒采煤机，它适用于开采倾角25，可采采高2.54.3m，并可在有高瓦斯矿井中使用。表6-4-1 MGTY300/730-1.14D型双滚筒采煤机采 高m普氏系数截 深mm牵引速度m/s卧底量mm煤层倾角功率KW工作电压V2.5-4.32-48000-12.83500-2073011402)工作面刮板输送机：工作面选用SGZ-800/630型前、后刮板输送机。表6-4-2 SGZ-800/630型刮板输送机设计长度m出厂长度m运输能力t/h链速m/s电机功率KW工作电压V刮板形式25023012001.1523151140双中链3）液压支架：工作面选用ZF-4600/17/30型为中间架，ZFG5400-19/32型为端头架。 中间架 端头架型号：ZF-4600/17/30 型号：ZFG-5400/19/32支撑高度：1.7-3.0m支撑高度：1.9-3.2m支撑宽度：1430-1600 支撑宽度：1580-1700中心距：1500 中心距：1500额定工作阻力：4600KN 额定工作阻力：5400KN额定初撑力：3985KN 额定初撑力：4034KN支护强度：0.66-0.67MPa 支护强度：0.73-0.75MPa对底板比压：0.13-1.54MPa 对底板比压：1.85MPa二、配套设备选型工作面的配套设备有转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机。1、转载机（1部）型号：SZZ-800/315电机功率：315KW 输送量：1200t/h链速：1.7m/s 电压：1140V2、破碎机（1部）型号：PCM200电机功率：200KW 破碎能力：2000t/h最大排出粒度：150-300 电压：1140V3、皮带机（1部）型号：SSJ-1200/3152运输能力：1600t/h 带宽：1200电机功率：315KW 带速3.15m/s4、自移装置（1部）型号：ZY2700推移液压缸最大推力：2985.9KN推移液压缸最大拉力：2630.8KN推移液压缸行程：1100调高推移液压缸最大推力：8384.9KN调高推移液压缸最大拉力：8139.3KN调高液压缸行程：250三、工作面顶板管理方式及液压支架选型1、工作面顶板管理方式根据确定的综采放顶煤采煤方法，工作面顶板采用全部垮落法管理。2、工作面液压支架选型根据矿方提供的资料及邻近煤矿实测的矿压数据，设计采用“老顶周期来压步距法”计算液压支架工作阻力。PH（-3.65.8M1.4L23.6Lm）.F 式中：PH预计液压支架设计工作阻力，t/架；M煤层机采高度，取2.6m；L2实测老顶周期来压步距，取20m；Lm控顶距，取4.5m；F支架支护面积，为5.72m2。则：PH（-3.65.82.61.4203.64.5）5.72318t/架3116kN/架。设计根据上述计算的液压支架工作阻力，结合副斜井井筒断面尺寸，综采放顶煤工作面液压支架初选FY400-14/28型低位插板中型放顶煤液压支架，支撑高度1.42.8m，放煤方式为摆动尾梁及低位插板，工作阻力392kN，支架重量15.66t。工作面端头过渡放顶煤支架初步选用ZFG5400-18/32型液压支架，工作阻力5400kN，支护高度1.83.2m。工作面超前20m采用DZ25-25/100型单体夜压支柱配HDL-3000型II型钢梁支护。四、采煤工作面采高、采放比及年推进度1、采煤工作面采高井田内15号煤层平均厚度6.00m，依据15号煤层厚度和选定的放顶煤液压支架架形，设计确定采煤机割煤高度2.6m，放顶煤高度3.4m，采