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-380m水平2300采区设计说明书第一章 采区概况及地质特征鑫安煤矿2003年8月开始建井，2006年11月投产，无相邻矿井。立井暗斜井上、下山多水平开拓，设计生产能力45万吨/年，目前矿井有三个水平即-147m水平、-380m水平、-600m水平，-147m水平为辅助水平无采掘作业，-380m水平为生产水平，-600m水平为开拓水平。第一节 采区概况一、采区位置及范围2300采区为-380m水平第二个采区。南部隔F33断层，与-380m水平1300北翼采区相邻，采区北部至F25断层，东部隔F45断层，与-600m水平1300采区相邻，西部隔F44断层，与-380m水平1300采区1301采空区及-147m水平采空区相邻，可采煤层为3煤层，平均厚度5.18m，2300采区开采上限为-285m，开采下限为-460m。本区南北走向长约0.85km，东西倾斜宽约0.33km，面积约为0.281km2。二、与邻近巷道、采区及地面关系采区南部隔F33断层，西部隔F44断层与-380m水平1300采空区和原沙庄矿采空区相邻，采区为北部为F25断层，东部隔F45断层与-600水平1300采区相邻。2300采区地表为大面积农田，无建筑物、无水渠，无积水区，无村庄、无铁路、桥梁等，只有一条东西向通本矿井的35KV输电线路， 对开采无影响。第二节 采区构造及水文地质一、地质构造2300采区内有9条主要断层（含边界断层）；在采掘过程中，还可能会见到其它小断层，但是落差不大，不导水，对采掘无影响。采区内围岩裂隙较为发育，尤其是在断层附近煤岩较破碎，无大的褶曲构造，局部有小的褶曲。本区无岩浆岩侵入。表1-1 断层情况表构 造 情 况编 号性 质产 状落差(m)导水性对采掘的影响程度F33正断导水见断层时由于岩层破碎，可能会出现淋水，对掘进基本无影响。F33-1正断层165170652030不导水见断层时由于岩层破碎，可能会出现淋水，对掘进基本无影响。F31正断层170180652030不导水见断层时由于岩层破碎，可能会出现淋水对掘进基本无影响。F28正断层180190652030不导水见断层时由于岩层破碎，可能会出现淋水，对掘进基本无影响。F45正断层8090652080不导水边界断层，掘进时，要留足断层保护煤柱，断层对掘进基本无影响。F44正断层90100752040不导水边界断层，掘进时，要留足断层保护煤柱，断层对掘进基本无影响。F44-1正断层90100753070不导水 见断层时由于岩层破碎，可能会出现淋水，对掘进有一定影响，对回采无影响。F25正断层30406080100不导水边界断层，掘进时，要留足断层保护煤柱，断层对掘进基本无影响。FI5正断导水见断层时由于岩层破碎，可能会出现淋水，对掘进基本无影响。掘进过程中，还可能会见到其它小断层，但是落差不大，不导水不影响正常掘进。二、水文情况（一）、水文地质类型开采3煤层的直接充水含水层为3煤层顶、底板砂岩，富水性弱。在3煤层冒裂高度范围内上覆无强含水层存在。但我矿存在少量-147m水平老空区积水，采空区积水位置范围、积水量清楚，现已留设了足够的防水煤柱，并在采掘工程平面图上标明了积水区、探水区及警戒线。现将各类水害祥述如下：1、地表水情况鑫安井田位于区域水文地质单元东北部，（区域范围:东起峄山断层,西至嘉祥断层，北起汶泗断层，南至凫山断层，面积约3000km2）井田内各基岩含水层均隐伏于第四系之下，第四系厚18.672.95m，平均44.75m，本采区内地表无河流，区内潜水面一般深1518m左右，北部较浅，南部较深。由于第四系与新近系粘土类地层的阻隔，使得地表水及大气降水与各基岩含水层无直接水力联系。2、老空区积水情况我矿-147m水平以上采空区内已基本无积水，-147m水平以下有三处积水存在，一处位于-147m水平大巷西北侧积水面积最大为20300，积水量最大为12000m3，另两处位于-147m水平大巷西南侧积水面积最大分别为4900、4300，积水量最大分别为2900m3、2600m3。三处积水合计总积水面积最大为29500，积水量最大为17500m3。采空区边界清楚，积水线、探水线及警戒线三线明确。为确保-147m水平以下煤层的安全开采，保证-147m水平大巷的安全，我矿于2005年已在-147m水平建筑了三座防水墙，防水墙由煤炭工业部济南设计研究院设计,并通过了上级有关部门的验收。防水墙硐室结构形式取倒截形锥形，墙体长度4.0m、5.0m，两段墙之间设平直段，其值为取1.0m，防水墙每段长度为2.0m，选择两根外径为159mm的无缝钢管作为该防水墙的放水管（一根下距底板200mm，另一根下距底板1500mm）。该防水设施能较有效地防止147m大巷以上采空区涌水的威胁。我矿在开采下一个采面前，均对上一个相邻采空区进行了探放水工作，近几年开采的采空区经探查分析无积水现象。3、承压水情况本采区主采二叠系山西组第3层煤，煤层平均厚度为5.18m，开采3煤层的直接充水含水层为3煤层顶、底板砂岩含水层。本区内三灰距3煤层48.165.5m，三灰灰色青灰色，致密块状，较坚硬，含黄铁矿，其裂隙充填方解石，参差状断口，正常情况下不会威胁采掘工作面的防治水安全。但是受断层的影响，三灰至3煤间距变小，另在井巷工程施工中也会揭露三灰，从我矿揭露三灰的情况分析：揭露三灰的涌水量最大为6.7m3/h,并且随着时间的推移,三灰的涌水量呈逐渐减少的趋势。故三灰不会成为3煤开采的直接充水含水层，但会对矿井产生一定充水影响。本区内奥灰顶界面上距3煤层130180m，正常情况下不会威胁采掘工作面的防治水安全。4、断层导水、富水性鲁西南各煤矿多年开采经验证明，断层的导、富水性能主要取决于断层两盘岩层的富水性、裂隙发育程度、断层角砾岩的成分、胶结程度，其中，断层对盘岩层的富水性及煤层与含水层的间距和断层导、富水性关系尤为密切。根据建井时和-380m水平1300采区的采掘揭露断层时均只有淋水现象。这说明断层带本身在隔水层段内不富水。本区内仅F25断层落差在100m左右，使得断层两盘3煤层、三灰与奥灰距离变近，另外断层附近有可能裂隙发育，富水性增强，因此,大断层附近应按要求留足防水煤柱,巷道过断层时，要提前进行探防排水。5、井田及周边老窑水分布情况鑫安煤矿煤层为独立块段，周围无相邻矿井。东北部有保安煤矿、伏山煤矿，相距20km且之间相隔宁阳县城；西南部为新驿矿井相距15km，中间有F1大断层相隔，因此我矿周边附近区域没有采掘活动，不存在周边老窑水，对我矿没有安全威胁。根据以上划分矿井水文地质类型为中等类型。（二）、采区充水条件采区内各基岩含水层均隐伏于第四系之下，第四系厚18.672.95m，平均44.75m，采区内无大的地表河流，仅存在一些排洪沟和路沟、季节性积水区。由于第四系及新近系地层中粘土类隔水层发育，因此，各基岩含水层与地表水、大气降水无直接水力联系。矿井四周均为断层切割。1、含水层矿井内含水层自上而下依次为第四系砂、砾层、新近系砂砾层、白垩系砂岩、山西组3煤层顶、底板砂岩、太原组三灰、十下灰及中奥陶统石灰岩，其中3煤层顶、底板砂岩为开采3煤层的直接充水含水层。山西组3煤层顶、底板砂岩裂隙含水层以灰白色、灰黑色中、细砂岩为主，局部为粗砂岩，厚5.2056.7m,平均30.18m。岩芯较破碎。普、精查阶段穿过3煤层顶、底板砂岩钻孔18个，仅发现漏水孔1个（汶107），漏水点下距3煤29.89m，漏水量为0.7815.0m3/h，5-1孔及井检孔2次抽水试验，水位标高29.3438.80m，单位涌水量0.00140.0046/s.m，富水性弱，矿化度11732866g/l，水质属Cl.SO4-Na型水,为开采3煤层的直接充水含水层。三灰厚2.255.9m，平均3.67m。浅部裂隙发育，见溶蚀现象，局部破碎，采区内三灰距3煤层48.165.5m，正常情况下，对3煤层开采无影响，但当构造作用影响或井巷揭露该层时,会发生采区涌水量突然增大的现象。从我矿揭露三灰的情况分析：揭露三灰的涌水量最大为6.7m3/h,并且随着时间的推移,三灰的涌水量呈逐渐减少的趋势。奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层,矿井范围内揭露奥灰钻孔11个，最大揭露厚度达50.71m，裂隙发育，充填或不完全充填方解石脉，见溶洞，局部岩芯破碎。6-1号孔抽水试验1次，奥灰埋深大于-778.20m，水位标高34.73m，单位涌水量0.0163L/s.m，富水性弱，矿化度5.233g/l，水质类型为SO4.Cl-Ca.Na型水。县城以北矿区有10次抽水试验，钻孔单位涌水量0.000067.78/s.m，矿化度0.2521.45g/l，水质类型以HCO3-Ca为主。通过对含水层埋藏条件分析，浅部富水性强，埋深加大，含水层富水性变弱。2、隔水层井田内隔水层段自上而下主要有：第四系及新近系粘土类隔水层组、古近系及白垩系隔水层组、石盒子组隔水层、17煤至奥灰下覆隔水层。（1）、第四系及新近系隔水层本组地层为松散层，厚18.60216.45m，由砂层与粘土、砂质粘土组成，其中的粘土类与砂层相间沉积使砂层含水层间的水力联系变弱或阻隔，从而形成隔水层组，可有效阻止大气降雨、地表水及砂层水对基岩含水层的直接补给。（2）、古近系隔水层由灰绿色粘土岩、砂质粘土岩及紫红色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩组成。厚81.55562.95m，粘土岩膨胀性强，能有效地阻止大气降水、地表水及上部水与基岩含水层的水力联系。（3）、白垩系隔水层白垩系地层钻孔揭露厚度16.40356.20m，由砂质泥岩、粉砂岩、中细砂岩组成，其中的砂质泥岩、粉砂岩厚度大成为基岩中的相对隔水层，尤其是中上部发育，它们可阻止上部含水层对其下伏含水层垂直补给，形成隔水层段。（4）、石盒子组隔水层组3煤顶板之上赋存着石盒子组。石盒子组残留厚0408.55m，3煤赋存区除浅部被剥蚀外，在三维勘探范围内及其以深全部有保留，钻孔实揭残留厚度为46.5408.55m，平均161.87m，其中下部黑山段厚27.90113.30m，均以厚层泥岩、砂质泥岩为主，间夹中细砂岩，能起到良好的隔水作用，进一步阻隔了上部水的下渗。（5）、17煤层下伏隔水层据邻区资料17煤层至奥灰正常间距为46.2549.49m，平均47.87m，岩性主要为杂色粘土岩、铝土岩及石灰岩。本采区受断层影响，17煤至奥灰间距为28.7542.46m。因此，本段中的泥岩、铝质泥岩及石灰岩正常区皆可共同组成压盖隔水层，阻止奥灰水的底鼓。（三）、充水因素分析本区内开采3煤层下伏地层含水层为三灰和奥灰。三灰正常厚2.255.9m，平均3.67m，浅部裂隙发育，见溶蚀现象，局部岩芯破碎。本区上距3煤层48.165.5m m，本区内奥灰顶界面上距3煤层130180m，采区内无落差大于100m的断层,正常不会威胁采掘工作面的防治水安全。三灰为弱含水层，在本矿后期掘进揭露均无水，对生产无影响；奥灰间距按突水系数法用下式计算，符合安全采掘距离要求。根据公式TP/M式中：T突水系数，Mpa/m；P底板隔水层承受的水头压力，MPa ；M底板隔水层厚度，m；根据开采深度，水压最大值为5.16Mpa，则要满足突水系数Ts0.06，则MP/T86（m）若采用走向长壁法开采，则必须保证有效隔水层厚度86m，方可保证安全开采。奥灰距煤层间距为130180m,大于有效隔水层厚度M=86m,符合安全采掘距离要求。本采区工作面正常情况下顶底板岩层均为弱含水层，在掘进过程中可能个别地点会有滴水、渗水或淋水现象，对掘进无影响。（四）、断层导水性断层的导、富水性能主要取决于断层两盘岩层的富水性、裂隙发育程度、断层角砾岩的成分、胶结程度，断层对盘岩层的富水性及煤层与含水层的间距和断层导、富水性关系尤为密切。矿井内共有41个孔见断层，但均未发现漏水。建井时，在轨道及胶带暗斜井中揭露F34及F43断层，均只有淋水现象。矿井内落差大于100m的断层有17条，这将使奥灰与3煤层和三灰间距变小或对口接触，有造成突水的危险的可能。本区内仅F25断层落差在100m左右，因此在巷道接近该断层时，应按要求留足防水煤柱,以防奥灰水突入矿井。在矿井采掘过程中，要坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则，对过断层的巷道，要先查明断层的具体位置及其导水性，必要时，超前过断层带进行预注浆加固或调整巷道布置避开断层带。（四）、采区涌水量鑫安矿2003年8月开始井筒施工，2005年1月开始观测矿井涌水量，其中2004年矿井水量一直较小，截至2009年9月矿井最大涌水量为28.9m/h。在此期间平均为四个掘进工作面，两个回采工作面，矿井涌水量主要由-147m水平老空积水和3煤层顶底板砂岩水组成，-147m水平3个防水墙正常涌水量为9m/h，最大涌水量为10.9m/h。在3煤回采面上，见淋水现象，正常涌水量0.2 m/h，最大涌水量2 m/h，掘进工作面主要为顶板淋水和底板渗水，正常涌水量0.1 m/h，最大涌水量1 m/h，2300采区最多布置4个掘进工作面，1个回采工作面，因此预计2300采区正常涌水量为40.10.2+56 m/h。最大涌水量为412+5=11m/h。（防尘及施工用水为5 m3/h）。三、勘探钻孔的情况区内共施工86-1及76-20两个钻孔。表1-2 钻孔情况表孔号煤层见煤层底板标高煤厚终孔层位封孔质量备注86-13煤层-299.365.35合格76-203煤层-370.185十四灰合格四、保安煤柱留设根据鑫安煤矿建井地质报告，按断层落差大小，两侧各留一定水平宽度的安全煤柱，落差100m的断层两侧各留100m，落差50100m的断层两侧各留50m，落差3050m的断层两侧各留30m。1、F25留设50米。2、F44留设30米。3、F45留设50米。4、F33留设30米。第三节 煤层赋存条件及开采技术条件一、煤系地层本区主要含煤地层为二迭系山西组(P1s)：厚33.7091.15m,平均65.04m，是本区主要含煤地层。主要由浅灰、灰白色中、细粒砂岩及灰黑色粉砂岩、泥岩和煤层组成，砂岩含量较高。上部以泥岩、粉砂岩为主,夹薄层砂岩。中下部以砂岩为主,夹泥岩、粉砂岩薄层，砂岩含量较高，砂岩中见有粉砂岩泥岩包裹体和煤线。斜层理发育，含海绿石。底部泥质含量增多，常为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，且细砂岩中见有粉砂岩泥岩包裹体。波状及浑浊状层理发育，见底栖动物通道，为一良好标志，下伏以太原组最上1层灰岩顶界海相泥岩底为界，与太原组为连续沉积。本组内含煤层(2、3)，其中3煤层厚度大，储量丰富，为本区可采煤层。3煤层黑色，厚度55.36 m，由亮煤及暗煤组成，块状构造，含黄铁矿薄膜，含夹矸12层，厚度0.20.5 m，局部缺失，3煤层硬度系数f=1.81.9；3煤层直接顶主要以粉细砂岩为主，灰深灰色，含大量黄铁矿晶体颗粒，裂隙发育，被方解石充填，富含植物茎叶化石，局部泥质较多，厚度约27m，岩石硬度系数f=35；3煤层直接底主要以粉细砂岩为主，灰灰黑色，上部含泥质较多，厚度约2.65.8 m，含黄铁矿晶体颗粒，具有大量植物茎根化石，岩石硬度系数f=35，岩层产状:901001521。二、煤层本区可采煤层为3煤层，3煤层位于山西组中下部，下距三灰49.1075.29m,平均59.79m。3煤层黑色，厚度55.8 m，由亮煤及暗煤组成，块状构造，含黄铁矿薄膜，含夹矸12层，厚度0.20.5 m，局部缺失，3煤层硬度系数f=1.81.9。表1-3 3煤层特征表煤层编号煤种灰分Ad(%)硫分St,d(%)发热量Qb,ad(MJ/kg)倾角()厚度(m)层间距容重煤层结构稳定分类直接顶直接底3煤层原煤9.2323.9914.72(12)0.611.110.76(12)24.2329.8527.86(12)15215.180.20.51.38简单较稳定粉细砂岩粉细砂岩三、煤质按中国煤炭分类国家标准(GB5751-86)划分,以浮煤挥发分产率(900Vdaf%)和粘结指数(GRI)为主要分类指标，胶质层厚度(Ymm)、奥亚膨胀度(%)为辅助指标，本矿井煤类划分结果为：3煤层以气煤为主，其次为1/3焦煤，局部受火成岩影响出现煤焦混合点、1/2中粘煤点。硬煤的国际分类按1956年3月日内瓦国际煤炭分类会议的修订方案划分。3煤层标号为623,统计组别为VD。3煤层浮煤灰分为低灰、特低硫、中磷、气煤和13焦煤，煤层粘结性能好，成焦率较高。焦炭强度M404550%，M101827%(据兖州煤田)。因此，浮煤均可用作炼焦配煤。四、瓦斯、煤尘与煤的自燃倾向（一）、瓦斯矿井对3煤层采取6件瓦斯样，其瓦斯成分、含量见表1-3。甲烷(CH4)含量和成分最高分别为0.011cm3/g燃和0.10%，二氧化碳(CO2)最高含量和成分分别为0.198cm3/g燃和0.88%。根据钻孔测得的瓦斯含量和邻区矿井资料对比分析，该矿井瓦斯含量低，应属瓦斯风化带范畴，但采区内构造较复杂，个别点煤层变质程度有所增高，不排除某构造部位瓦斯有富集的可能，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。在该矿井掘进各迎头所测甲烷浓度变化在0.000.04%之间，二氧化碳变化在0.000.04%之间，温度变化在1420；回采工作面甲烷浓度变化在0.010.06%之间，二氧化碳变化在0.010.05%之间，一氧化碳变化在0.000.0015%之间，温度变化在1521，完全符合煤矿安全规程中采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过0.8%或二氧化碳浓度不超过1.5%要求，说明该矿井属低瓦斯矿井，并且矿井每年瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿井。表1-4 煤层瓦斯成分、含量表 项目煤层瓦斯含量cm3/g燃最小最大/平均瓦斯成分 最小最大/平均CH4CO2CH4CO2N2及其它30.0000.0110.0020.0120.1210.0610.000.100.040.247.323.8692.6299.7696.10(二)、煤尘爆炸性煤尘爆炸指数变化在4148%之间，故各煤层均有煤尘爆炸危险性。(三)、煤的自燃3煤层煤的自燃倾向性等级为类自燃，最短自然发火期为61天。(四)、煤岩冲击倾向性3煤层无冲击倾向性五、地温、地压（一）、地温本区平均地温梯度2.30/100m，属地温正常区，根据临近采区的地温，估算本采区的地温为24。（二）、地压本矿井自进入新生代以来沉降幅度较大，较厚的新生界地层覆盖在煤系地层之上。断层性质多属张扭型，分析可能是先扭后张。大断层常拌生多条小断层，形成“断层束”。在断层附近裂隙发育，岩层破碎，大量裂隙水存储其间，原始构造应力已有所释放，应力以大地静力场型为主，即主要来自上覆地层的重力。第四节 储量计算计算3煤层资源储量，计算公式如下：Q10-4AMD式中： Q为资源储量(万吨)，A为斜面积(m2)，M为煤层真厚(m)，D为容重(t/m3)。本区共分12个块段，各块段参数代入上式后计算各块段储量如下表：（附储量计算表），后附-380m水平2300采区3煤层底板等高线及资源储量估算图）合计本采区资源量为201万吨。其中基础储量111b为129.3万吨，采区回收率按75%计算，则可采储量111为97万吨，其它煤层损失及断层保护煤柱333为71.7万吨。表1-5 储量计算表煤层编号块号基础储量（万吨）采区回收率（%）可采储量（万吨）备 注3煤层111b-147.27535.43煤层111b-219.87514.93煤层111b-362.3.7546.73煤层333-1103煤层333-212.43煤层333-36.33煤层333-44.53煤层333-55.83煤层333-65.83煤层333-79.53煤层333-83.43煤层333-914合 计20197第五节 存在问题与处理意见1、严格按照2300采区水文地质资料分析结果确定开采顺序，按照由浅部到深部，先简单后复杂的顺序布置工作面。同时不断分析研究采区涌水量、含水层水位变化与煤层开采的关系，在取得简单地段开采经验的基础上，研究探索复杂地段煤层开采的方法及防治水措施。2、在形成采区主要巷道工程后和工作面回采前，采取井下物探、钻探等综合手段进行水文地质补勘，重点探查断层导水性和三灰富水性。3、合理布置工作面长度，加快推进速度，实现高产高效。4、保证矿井形成足够的抗水灾能力。根据水文地质资料提供的涌水量数值，进一步完善矿井、采区及工作面排水系统，保证各级排水设备及其配套设施满足生产需要，工作面尽量沿走向或倾斜上山开采，具备自然泄水条件，并考虑对勘探区进行先隔离、后生产。5、工作面回采过程中要认真观察顶板及面后采空区见水情况，若有异常及时汇报。6、采掘工作面过断层及其他异常区前，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则，超前探查水文地质条件，进一步查明断层产状及构造异常区水文地质特征，并根据具体情况采取相应措施，确保采掘安全。7、合理留设F44、F25、F45、F33等断层防水煤柱。8、加强水文地质观测，建立并完善矿井水文地质动态观测系统，建立矿井涌水量、含水层水位等历时曲线图，不断分析获得的水文地质资料，掌握其动态变化规律，为采掘生产提供可靠依据。9、建立封孔不良钻孔等专门的水文地质台账，井巷工程距各类井上下钻孔20m前，打钻对钻孔进行探查，保证采掘生产安全。10、加强水情排查分析，建立健全水情水害分析排查预报制度。根据矿井年度生产作业计划，及时进行水情水害排查预报，并随作业计划的变动，及时修改补充。要有年预报、季预报、月预报、周分析，逐步建立并完善水情水害排查预报制度。第二章 采区巷道布置第一节 巷道布置方案分析该采区位于F44、F33、F43、F25断层之间，区内F31、F28断层走向进西东，落差2030m，把本采区逐步上抬分割为三部分。采区南部为F44、F33、F33-1、F31包围块段，采区北部为F44、F25、F45、F28包围块段，采区中部为F44、F28、F45、F31包围块段，区内煤层赋存稳定，走向变化不大，煤岩层倾角在1521之间，开采上限为-285m，开采下限为-460m。鑫安煤矿-380m水平各大生产系统已经全部完善，目前为止，1300采区剩余可采储量为85万吨，在1300南翼采区，1308采煤工作面已正常推采，剩余储量为7.8万吨，再布置1310、1312两个采煤工作面进行回采，储量约-为为实现采区正常接替，确保矿井三量平衡，充分利用现有生产系统，本着安全可靠、技术先进、经济合理的原则，进行2300采区设计，对于采区巷道布置，我们考虑两个方案进行技术经济比较。一、采区巷道布置方案（一）为减少掘进及回采过程中各生产系统环节，减少岩石准备工程量，加快采区准备速度，将采区轨道巷布置在与-415m辅助水平同标高，在采区南部块段采区轨道巷道位于煤层底板下30m左右，至采区中部块段掘进25上山过F28断层，进入采区南部块段煤层中；采区皮带巷在-380m胶带暗斜井（-352m标高处）以37方位、11下坡在-410m标高处落平(与采区轨道巷同标高)，至采区中部块掘进6上山过F28断层，进入采区北部块段煤层中；在采区南部块段分别在煤层中沿煤层倾向布置运输和轨道上山，担负南部块段的提升、运输、通风等任务。方案（二）采区轨道巷在-415m辅助水平以25下坡落平至-435m标高，采区轨道巷同样在采区南部布置在煤层底板以下30m的标高位置，过F31断层后至采区中部块段沿F31断层下盘掘进后以25上山过F28断层，进入采区南部块段煤层中；采区皮带巷在-380m胶带暗斜井（-352m标高处）以37方位、17下坡在-435m标高处落平(与采区轨道巷同标高)，至采区中部块掘进6上山过F28断层，进入采区北部块段煤层中；在采区南部块段分别在煤层中沿煤层倾向布置运输和轨道上山，担负南部块段的提升、运输、通风等任务。采区轨道巷均采用半圆拱断面，锚网喷、锚索加强支护。净宽3.2m，净高2.9m，净断面8.18m2。采区皮带巷均采用半圆拱断面，锚网喷、锚索加强支护。净宽3.2m，净高2.9m，净断面8.18m2。二、采区车场及硐室（一）、采区车场采区上部车场：顺向平车场，斜面线路为单道起坡一次回转方式。采区中部车场：绕道式甩车场，斜面线路为单道起坡一次回转方式。采区下部车场：立式单道起坡车场。采区车场均采用半圆拱断面，锚网喷、锚索加强支护。净宽3.6m，净高3.1m，净断面9.77m2。（二）、主要硐室采区变电所：在采区中部布置变电所一个，位于采区轨道巷和采区皮带巷之间，半圆拱断面锚网喷、锚索加强支护，担负采区采、掘、运设备供电。均采用半圆拱断面，锚网喷、锚索加强支护。净宽3.6m，净高3.1m，净断面9.77m2。采区绞车房：在采区轨道巷上部车场设绞车房一个，半圆拱断面锚网喷、锚索加强支护，担负采区的辅助提升任务。均采用半圆拱断面，锚网喷、锚索加强支护。净宽3.6m，净高3.1m，净断面9.77m2。采区煤仓：在采区南部、中部块段各设采区煤仓一个，担负采区煤炭贮存任务，均采用锚网喷支护方式。净直径3.5m，净断面10.75m2。采区水仓：该采区采掘工作面涌水经2300采区轨道巷及2300采区皮带巷流入2300采区水仓。2300采区水仓设计为内、外环形水仓。均采用半圆拱断面，锚网喷、锚索加强支护。净宽2.8m，净高2.8m，净断面6.99m2。三、区段划分根据采区内煤层赋存条件及开采技术条件划分为5个区段，确定采煤工作面长度为90120m。四、采煤工作面布置采煤工作面均采用走向长壁布置方式，采煤工作面上、下顺槽布置在煤层中，均通过轨道、皮带运输联络巷与采区轨道巷、采区皮带巷连接，担负采煤工作面生产中通风、下料、运煤等任务，采用矿用工字钢梯形棚支护。第二节 巷道布置方案比较确定一、技术比较见表2-1（技术比较表）表2-1 安全技术比较表序号方 案 一方 案 二1平巷工程多，施工掘进条件好，安全性高上、下山施工较方案一多，施工难度大，速度慢，安全性差2采区轨道巷绕过1305采空区掘进时不受水威胁采区轨道巷从1305采空区底部穿过，需做防治水工作3平巷掘进，工作面的积水便于排泄下山掘进，工作面积水不便于排泄4首采面运输环节少，设备事故影响小首采面运输环节多，设备事故影响大5平巷掘进，提升运输环节少，安全性高，安全管理简单下山掘进，提升运输环节多，安全性低，安全管理复杂6通风环节少，便于管理通风环节复杂，管理困难表2-2 生产技术比较表序号方 案 一方 案 二1平巷掘进，施工难度小下山掘进，施工难度大2岩石工程量少，采区准备期短岩石工程量大，采区准备期长3整体工程量少，万吨掘进率为75.9m/万吨，比方案二低整体工程量大，万吨掘进率为84m/万吨4采区巷道布置与煤层赋存情况相适应，利于探清采区构造情况，利于采面布置采区巷道布置离煤层较远，不利于采面回采及布置5运输提升设备投入少，时间短运输提升设备投入多，时间长表2-3 准备工程量表（方案一）序号巷道名称掘进断面（m2）工程量（m）备注岩巷煤及半煤岩巷小计1采区轨道巷9.49883812607.102342采区皮带巷9.49941212807.102753采区变电所11300304采区车场1114001405采区绞车房11100106采区煤仓11.3250257采区水仓8.1850858采区进回风联络巷9.42300230合计25025593061表2-4 准备工程量表（方案二）序号巷道名称掘进断面（m2）工程量（m）备注岩巷煤及半煤岩巷小计1采区轨道巷9.410352013157.102602采区皮带巷9.411471214297.102703采区变电所11300304采区车场1114001405采区绞车房11200206采区煤仓11.3250257采区水仓8.1850858采区进回风联络巷9.42850285合计27675623329表2-5 采区施工进度及投产时间估算表（方案一）施工单位工程名称岩性支护方式工程量（m）施工时间时间安排备注区队12300采区轨道巷岩锚网喷56015个月2011.32012.52301轨道巷岩锚网喷1203个月2012.62012.9煤/半煤梯形棚1502个月2301上顺槽煤梯形棚3604个月2012.102013.12301皮带运输联络巷煤梯形棚1001个月2013.22300采区变电所全岩锚网喷300.5个月2013.1区队22300采区水仓全岩锚网851个月2011.62300采区进回联络巷全岩锚网喷301个月2011.122300采区皮带巷全岩锚网喷4509个月2012.12012.92301皮带运输巷全岩锚网喷1504.5个月2012.102013.2采区煤仓全岩锚网喷100.5个月2013.22301下顺槽煤梯形棚2702个月2013.32013.42301切眼煤梯形棚1001个月2013.5表2-6 采区施工进度及投产时间估算表（方案二）施工单位工程名称岩性支护方式工程量（m）施工时间时间安排备注区队12300采区轨道巷岩锚网喷56016个月2011.32012.62301轨道巷岩锚网喷2507个月2012.72013.1煤/半煤梯形棚502301皮带运输巷煤梯形棚3003个月2013.22013.42301上顺槽煤梯形棚3604个月2013.52013.8区队22300采区水仓全岩锚网喷851个月2011.52011.62300采区进回联络巷全岩锚网喷301个月2012.62011.72300采区皮带巷全岩锚网喷60018个月2011.72013.12300采区变电所全岩锚网喷301个月2013.12013.22301皮带运输巷全岩锚网喷1604个月2013.22013.6采区煤仓全岩锚网喷100.5个月2013.62301下顺槽煤梯形棚3003个月2013.72013.92301切眼煤梯形棚1001个月2013.10二、经济比较由上述技术比较可知，方案二比方案一采区岩石准备巷道多掘265m，每米概算单价8000元，概算212万元；同时，方案一比方案二准备期短5个月，可提前采出煤炭7万吨，提前创价值七千多万元。表2-7 生产经营比较表项目序号运输提升排水采区巷道维护工作量（万t/a）运输距离(m）费用（万元/a）运输距离(m）费用(万元/a）排水距离(m）费用(万元/a）工作量（m）费用（万元/a）方案一202885.77981.973000.132203234.49合计42.362万元/a方案二204969.9351302.655800.255221437.58合计50.42万元/a三、结论通过以上两个方案的技术经济比较，方案一比方案二巷道及硐室工程量少，施工及生产经营费用低，施工难度小，准备工期短，材料设备投入少，运输环节少，设备事故影响小，易于采区安全生产和技术管理,故设计采用方案一为主导方案。第三章 采煤方法、采区生产能力及服务年限第一节 采煤方法一、采煤方法的确定本采区3煤层平均厚度5.18m，直接顶厚27m左右。结合周边矿井十分成熟的采煤经验及2300采区地质条件，决定在该采区采用走向长壁式采煤方法，全部部垮落法管理顶板。二、回采工艺根据2300采区煤层赋存条件及开采技术条件，2300采区采煤工作面采用走向悬移支架炮采放顶煤采煤工艺。回采工艺包括爆破开帮落煤、联接铺设金属顶网、伸出前探梁、出煤、移支架、剪网放老空顶煤、补放煤口网、清理工作面、移溜等多道工序。工作面沿底板推采，采高2.2米，循环进尺0.7米，采用MZ-1.2型侧式供水煤电钻打眼，炮眼采用三排五花眼布置，使用煤矿许用二级乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管爆破落煤， FD100D型发爆器引爆，一次引爆距离不超过10米。爆破后及时挂网伸出前探梁配合支护好新冒落的煤顶，采用爆破与人工相结合出开帮煤；运煤采用SGW-420/30型刮板运输机和DSB-40-4型胶带输送机联合运输，出煤后移支架。金属网采用12号铁丝编织成菱形网片，网孔为55mm55mm，每片长10m,宽0.8m，铺设时搭接宽度为100mm，搭接部分用长400mm的16号铁丝对折成双后，每200mm一个联接点重绕3圈用专用工具拧牢，剩余头侧窝在网内，再用钳子将顶网活扣与死扣相拧接，进行加固。剪网放顶煤，在上班次开帮后的那段工作面，先移悬移支架后，顶煤在顶板压力和支架撑力作用下破碎下落，待顶板稳定后采用连剪连放顺序折返部放方式。三、采面接续安排（1）、开采顺序本采区整体开采顺序为前进式开采，即先开采采区南部块段，再开采中部块段，最后开采北部块段；在开采每个独立块段时，分区段进行开采，每个区段划分为一个采煤工作面，先开采上部区段即采用下行式开采顺序；采区内回采工作面均采用后退式开采。（2）、采面接续按照开采顺序本采区布置一个生产工作面，同时掘进准备一个工作面，待上一个采煤工作面回采结束前6个月，下一个工作面准备完毕。第二节 采区生产能力及服务年限一、工作面生产能力工作面生产能力按下式计算Q1LMTC式中：Q1工作面日生产能力，t/d；M采高，5.18m；L日推采进尺，0.7m；T工作面长度， 取105m；煤的容重，1.37t/m3；C回采率8693%，取0.86。Q1=0.75.181051.370.86=448.58（t）二、采区生产能力年工作330日，每日三班作业，每日净提升时间14h。采区生产能力按下式计算Q =式中：Q采区生产能力，t/a；k1采区掘进出煤系数，1.35；k2工作面之间出煤影响系数，1；n同时生产的采煤工作面个数，1；采区生产能力Q0.2Mt/a。三、采区服务年限按公式TA/Q计算式中：T服务年限，a；A可采储量，0.97Mt；Q生产能力，0.2Mt/a。采区服务年限为4.85年。第四章 采区生产系统第一节 采区通风系统一、概 况矿井采用中央并列抽出式通风，副井进风，主井回风，目前总进风量4380m3/min，总回风量4460m3/min。地面通风机房装备BDK65(B)-10- 26轴流式（对旋）风机两台，一用一备，每台配2160kW防爆电动机，电压6KV，采用变频调速控制装置。担负全矿井通风任务,反风方式为通过风机反转反风 。本采区采煤工作面及各类硐室采用全负压通风，掘进工作面利用局部通风机压入式通风。本采区生产过程中，最多布置1个采煤工作面，掘进工作面4个，其中2个岩石掘进工作面，2个全煤掘进工作面，绞车房2个，变电所1个，煤仓2个。二、风量计算1、采煤工作面需风量计算每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。按气象条件(根据工作面温度选择适宜的风速)确定需要风量为：Qcf=60ScfVcf70%KchKcl =606.841.070%1.21.0=344.8m3/min式中: Qcf 采煤工作面需要风量，m3/min；Scf 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，m2；Vcf采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/s；Kch 采煤工作面采高调整系数，具体值见表2；Kcl采煤工作面长度调整系数，具体值见表3；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。表4-1 采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（m/s）201.020231.01.523261.51.8表4-2 kch回采工作面采高调整系数采 高2.5及放顶煤面系数(kch)1.01.11.2表4-3 kcl采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度（m）长度风量调整系数 kcl1801.30-1.40按照采煤工作面瓦斯涌出量计算： Qcf=100qcgKcg=1000.051.4 =7m3/minQcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值,取1.4）。100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67qcckcc=670.091.2=7.236m3/min式中：qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。按照采煤工作面同时作业最多人数计算：Qcf=4Ncf=440=160m3/minNcf采煤工作面同时工作的最多人数，人；4每人需风量，m3/min。按照采煤工作面一次爆破最大炸药消耗量计算：Qcf=10A=