煤矿采区设计

XX煤矿采区设计说明书编制审核负责人日期第1章序言一、矿井基本情况1、XX县XX煤矿位于XX省XX县城北方向，距XX县城约13KM，距下山镇约6KM。矿区有简易公路与320公路相连，交通方便。XX县XX煤矿隶属XX县下山镇管辖；属私营性质。XX县XX煤矿属于整合矿井，由原XX县XX煤矿、XX县兴柳煤矿、XX县海马坡脚煤矿等三矿整合形成，整合以原XX煤矿为主体进行，整合后新的矿井名称为XX县XX煤矿，于2011年5月验收合格成为年产15万吨的生产矿井，云南工投集团动力配煤股份有限公司又于2011年10月将其收购。2、根据采矿许可证的划定，XX省国土资源厅2011年5月下发的XX县XX煤矿采矿许可证（证号C5200002011051120113066），由17个拐点坐标划定。准采标高由1650M至1200M面积37402KM。根据XX省地质矿产勘查开发局地球物理地球化学勘查院2007年5月提交的XX省XX县XX煤矿资源/储量核实报告保有122B332333资源量为819万吨（包括村寨及工业广场压覆资源量为188万吨）；潜在煤炭资源量（334）为936万吨（包括村寨及工业广场压覆资源量为188万吨）。”矿井服务年限1879年，该矿井按煤与瓦斯突出矿井管理。3、矿井为平硐矿井用一条主平峒（串车运输）担负煤炭、矸石、材料运输及行人、进风、敷设各种管线等任务；用一条回风斜井回风。主平峒位于原XX煤矿工业广场，回风斜井位于原兴柳煤矿工业广场，中央分列式通风方式，开采方式为本次开采方案设计设置1548M运输大巷，1548M运输大巷布置在K1煤层和K2煤层之间。在K3煤层回风大巷标高布置回风大巷，回风大巷主要做一采区回风用。回风大巷与回风斜巷沟通后与回风斜井相连。采煤工艺原一采区为放炮落煤。4、矿井水平划分整合后开采系统初期主采向斜轴西北翼K2和K3煤层，初期开采水平为主平硐和运输大巷标高1548M。初期只划分为一个水平。企业注册地云南省昆明市，注册资本46亿元，现有资产总额130亿元，从事煤炭开采和销售，目前处于生产阶段。二、编制依据1、XX县XX煤矿开采方案设计（变更）（2010年7月）；2、XX县XX煤矿开采方案设计（变更）安全专篇（2010年8月）；3、XX省国土资源厅颁发的XX县XX煤矿采矿许可证（副本）证号5200000710957；4、XX省煤田地质局实验室2008年5月提供的K2、K3煤层煤层自燃倾向性与煤尘爆炸性鉴定报告表；5、XX省煤炭管理局文件黔煤行管字2007516号对黔西南州煤矿2007年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；6、黔煤生产字20081379号对黔西南州煤矿2008年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；7、XX省能源局文件（黔能源发2009276号）关于黔西南州煤炭局关于上报黔西南州2009年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告的批复；8、XX省煤炭管理局文件黔煤生产字2008241号文关于关于转报XX县XX煤矿K2、K3煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复；9、煤矿安全规程（2010年版）；10、设计规范、规程、和有关法律法规。二、采掘情况及调整采区设计原因1、XX县下山镇XX煤矿是由海马坡脚煤矿、兴柳煤矿，整合而成的煤矿，各层煤都均在不同程度上有所破坏，由于XX县历史原因，在整合后的兴旺煤矿范围内原XX煤矿、兴柳煤矿、海马坡脚煤矿均开采K2煤层，经调查，该煤层已全部采空、破坏，该煤层现已基本停采，原设计的采区布置无法继续向前施工巷道。2、从我矿开采的情况来看，在矿井的最西南侧附近存在一向斜构造，煤层的产状与开始设计用的产状完全不相同，如果按以前的采区划分将在运输环节上受到一定的制约。3、根据各个煤层的露头以及生产过程中所揭露的煤层巷道来看，在矿井的西翼端只需布置一个水平，一个采区上下山开采，这样大大提高了运输能力，并简化了通风系统。第二章采区概况一、采区位置地面位置位于矿区的西南侧边界，最低标高1561M，最高标高1758M。井下位置二采区位于1525运输巷下部，靠近井田西南部边界。邻区无其它采区开采。采区平均走向长540米，倾斜长度650米。二、开采范围由于XX煤矿为整合矿井，矿区范围内K2煤层已全部采空，现有可采煤层共有K3、K4、K5、K6在开采该区域时有一向斜构造经过。开采上限1525米，开采下限1485米。第三章采区地质特征一、矿区地层及区域地层1、区域地层区域范围均为沉积岩。区域内缺失中、上寒武系、奥陶系、志留系、泥盆系、石炭系地层均有出露，以二叠、三叠系地层分布最广，见表21。区域地层简表表21地层系统系统组地层代号厚度（M）岩性第四系Q025以堆积、残积物为主三叠系下统飞仙关组T1F667465紫红、灰绿色粉砂岩、泥质粉砂岩为主长兴组P3C5080深灰色灰岩，含燧石结核上统龙潭组P3L215382粘土岩、粉砂岩、细砂岩，含煤层中统茅口组P2M405902灰岩，含燧石结核二叠系下统栖霞组P1Q134105灰岩夹白云岩工作区大地构造位置位于扬子准地台1级黔北台隆11级六盘水断陷级普安旋扭构造变形区级潘家庄背斜南东翼。构造以北东向展布为主。出露地层以二叠系上统龙潭组及三叠系下统飞仙关组为主，二叠系为一套碎屑岩沉积，三叠系为一套碎屑岩沉积。2、矿区地层矿区及周边出露的地层有上二叠统龙潭组及第四系地层。现由老至新分述如下1、龙潭组P31深灰、灰黑色薄层含煤粘土岩、砂岩，少量泥灰岩、硅质岩。与下伏茅口组地层呈假整合接触。厚大于350M。依岩性可分为三段，其中第一段在工作区未出露，在此不已赘述，现叙述如下1第二段P3L2为区内主要含煤地层灰、褐灰色粘土岩、砂质粘土岩夹灰色、深灰色中厚层状粉砂质粘土岩、钙质砂岩、及炭质页岩、煤层夹泥灰岩，区内未见底部，顶部灰、灰褐色中厚层泥质粉砂岩、细砂岩，在全区内主要可采煤层有K1、K2、K3、K4、K5、K6，其余为局部可采。该组产腕足类、瓣鳃类、海百合、螺等动物化石及大羽羊齿、栉羊齿等植物化石。厚度大于1706M2第三段P3L3灰、黄灰色粘土岩、砂质粘土岩，夹深灰、灰色薄至中厚层粘土质粉砂岩、细砂岩、炭质粘土岩、铁绿泥石岩及层煤。在区内未见顶，有K1、K2煤层可采，其余煤层均不可采。厚度大于50M、2、第四系Q为灰黄色粘土质坡积物、冲积物，厚度小于25M，主要分布于低洼处。工作区大地构造位置位于扬子准地台1级黔北台隆11级六盘水断陷级普安旋扭构造变形区级潘家庄背斜南东翼，工作区发育一宽缓小向斜，其轴线呈近北东一南西向展布，在向斜南东翼地层总体倾向北西，倾角812，向斜北西翼地层侧向南东，倾角815，矿区内无断裂分布。综上所述，矿区内地层走向主要为近北东一南西向，倾向北西或南东，倾向变化不大，倾角812，矿区没有断裂分布，因此确定该矿区为构造复杂程度为简单中等类型。区内含煤地层为二叠系上统龙潭组P31中上部，为深灰、灰黑色薄层粘土岩、砂岩，少量灰岩、硅质岩，含煤层1020层，其中有编号的为6层，编号分别为K1、K2、K3、K4、K5、K6，含煤平均总厚约2088M，其它为零星或局部采煤层。矿区内含煤地层为龙潭组P31中上部，厚约220M，含煤层1020层，含煤平均总厚约2088M，其它为零星或不可采煤层，含煤系数091，可采煤层为K1、K2、K3、K4、K5、K6煤层六层，总厚9881182M，一般1088M，采用厚度1088M，占该组总厚的041。矿区主要可采煤层为K1、K2、K3、K4、K5、K6煤层，由上到下叙述如下；一K1煤层位于龙潭组P31上部，下距K2煤层约15M，较稳定，厚度1922M，平均200M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。顶板直接顶板为粘土岩，强度低。间接顶板为泥质粉砂岩。粉砂岩为钙质胶结，坚硬，局部裂隙较发育。底板直接底板为粘土岩、泥质粉砂岩、粉砂质粘土岩，强度较低，水稳性差。间接底板为细砂岩、煤层，细砂岩为泥质胶结，易风化破碎。二K2煤层位于龙潭组P31上部，较稳定，上距K1煤层约15M，下距K3煤层约50M，煤层厚度15213M，平均181M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。顶板直接顶板为粘土岩、泥质粉砂岩，强度较低，水稳性差。间接顶板为粉砂质粘土岩、泥质粉砂岩、细砂岩、煤层。泥质粉砂岩、粉砂质粘土岩，强度较低，水稳性差；细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，抗压强度较大。底板直接底板为粘土岩、泥质粉砂岩。粘土岩、泥质粉砂岩，强度较低。间接底板为细砂岩或泥质粉砂岩或煤层。细砂岩为钙质胶结，抗压强度较大；泥质粉砂岩强度较低，易风化破碎。三K3煤层位于龙潭组P31中部，较稳定，下距K4煤层约25M，煤层厚度1015M，平均12M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。顶板直接顶板为粉砂岩或泥质粉砂岩或粉砂质粘土岩，强度较低，易风化破碎。间接顶板为细砂岩、粘土岩。细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，坚硬；粘土岩易风化，软弱。底板直接底板为泥质粉砂岩、粘土岩，软弱，易风化。间接底板为细砂岩、粉砂质粘土岩、煤层。细砂岩钙质胶结，微小裂隙较发育、较坚硬；粉砂质粘土岩，强度小，水稳性差。四K4煤层位于龙潭组P31中部，较稳定，下距K5煤层约20M，煤层厚度2327M，平均258M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。顶板直接顶板为泥质粉砂岩或粉砂质粘土岩，强度较低，易风化破碎。间接顶板为细砂岩、粘土岩。细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，坚硬；粘土岩易风化，软弱。底板直接底板为粘土岩，软弱，易风化。间接底板为细砂岩、粉砂质粘土岩、煤层。细砂岩钙质胶结，微小裂隙较发育、较坚硬；粉砂质粘土岩，强度小，水稳性差。五K5煤层位于龙潭组P31中部，较稳定，下距K6煤层约15M，煤层厚度1922M，平均20M，矿区稳定可采，无夹矸，结构较简单。顶板直接顶板为炭质粘土岩，强度较低，易风化破碎。间接顶板为细砂岩、粉砂岩。细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，坚硬；粘土岩易风化，软弱。底板直接底板为粘土岩，软弱，易风化，间接底板为粘土岩、粉砂质粘土岩、煤层，粉砂质粘土岩，强度小，水稳性差。六K6煤层位于龙潭组P31中下部，不稳定，上距K5煤层约18M，煤层厚度1015M，平均12M，矿区稳定可采，无夹矸，结构较简单。顶板直接顶板为粘土岩、泥质粉砂岩，强度较低，水稳性差。间接顶板为粉砂质粘土岩、细砂岩、煤层。泥质粉砂岩、粉砂质粘土岩，强度较低，水稳性差；细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，抗压强度较大。底板直接底板为粘土岩、泥质粉砂岩。粘土岩、泥质粉砂岩，强度较低。间接底板为细砂岩或煤层。细砂岩为钙质胶结，抗压强度较大；泥质粉砂岩强度较低，易风化破碎。综上所述，K1、K2、K3、K4、K5、K6煤层结构较简单，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。矿区内煤层对比方法采用标志层法，辅以层间距法进行煤层对比。煤层对比的依据是岩性、及煤层的自身特征。在煤层自身特征方面依据煤层的厚度、结构、煤质及煤层组合关系等对比煤层。一标志层法龙潭组第三段P3L2有泥灰岩、K5煤层顶板炭质粘土岩共2层、第三段P3L3铁绿泥石岩1层、其岩性、厚度、层位均为稳定和较稳定，并含有不同的物质成分，便于各标志层间相互区别，这些泥灰岩、铁绿泥石岩、炭质粘土岩是本区煤层对比的重要标志。本区有标志层B1、B2、B3共3层，其特征见表22。可采煤层及标志层间距一览表表22地层代号与煤层标志层间距（M）厚度（M）主要岩性稳定性及变化规律B1上距K1煤层约7M，下距K2煤层约8M0810灰绿色薄层状铁绿泥石岩经采掘工程多处揭露，比较稳定，全区发育，对比K1、K2煤层B2上距K3煤层约10M，下距K4煤层约12M1315青灰色中层状泥灰岩，为单层经采掘工程及地表揭露，比较稳定，全区发育，对比K3、K4煤层K5煤层直接顶板B3上距K4煤层约19M，下距K6煤层约18M0406黑色炭质粘土岩，含颗粒状黄铁矿经采掘工程及地表揭露，比较稳定，全区发育，对比K4、K5、K6煤层二层间距法矿区K1、K2、K3、K4、K5、K6煤层层间距较稳定，煤层层间距变化不大，层位较稳定。可采煤层及标志层间距见表23；标志层特征一览表表23地层代号煤层标志层平均间距（M）备注K170P3L3K2B180稳定，对比可靠K3100B2120稳定，对比可靠K4K5B3190稳定，对比可靠P3L2K6180三煤层本身特征K1、K2、K3、K4、K5、K6煤层全区可采。厚度变化不大，层位较稳定。K1煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1922M，平均200M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。K2煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1520M，平均180M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。K3煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1015M，平均120M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。K4煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度2327M，平均258M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。K5煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1922M，平均20M，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。K6煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1015M平均厚12M，无夹矸，结构较简单。综上所述K1、K2、K3、K4、K5、K6煤层对比可靠，控制程度较高。二、煤质特征K1煤层灰分8861733，平均1305，属中低灰分煤，硫分065233，平均196，属中低硫煤。K2煤层灰分891817，平均145，属中低灰分煤，硫分080211，平均187，属中低硫煤。K3煤层灰分1127，属中低灰分煤，硫分平均182，属中低硫煤。K4煤层灰分1713，属中低灰分煤，硫分平均15，属低硫煤。K5煤层灰分1517，属中低灰分煤，硫分平均113，属低硫煤。K6煤层灰分1888，属中低灰分煤，硫分平均132，属低硫煤。根据本次核实工作野外调查结果及收集矿区已往地质资料，将该区煤层划分为风（氧）化带、混合带、原生带共3个带煤层风（氧）化带主要由灰色、红褐色褐煤组成，煤层结构松散。从地表延倾向延伸约2030M。煤层混合带主要灰黑色、黑色、红褐色暗煤及褐煤组成，煤层结构较松散。从煤层风（氧）化带延倾向延伸约50M。原生带主要黑色或深黑色暗煤、半亮煤及亮煤组成，煤层结构较较坚硬。从煤层混合带延倾向延伸至深部。矿区内煤层的风氧化情况主要是通过开采巷道和采煤老硐的调查资料获取，可采煤层的风氧化斜深为1540M不等，一般为25M左右，风氧化带斜深随上覆地层厚度和岩石的裂隙发育情况而变化。风氧化带内，煤层光泽暗淡、机械强度差，煤质明显低于原生煤。由于受条件限制，未进行取样测试。矿区未采取风、氧化带煤层样，根据矿区附近原生产窑及老窑开采情况，煤层风、氧化带为煤层露头往下垂深1520M，本次工作风、氧化带下界定为煤层露头往下2030M。三、区域水文地质条件区域范围内地下水主要分为碳酸盐岩溶水、裂隙水。碳酸盐岩溶水分布于裸露及半裸露岩溶山区，泉水流量大；裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成，泉水流量小。该区所处水文地质单元位置为基岩裂隙含水层，富水性弱。矿区侵蚀基准面标高约为13800M，区内煤层产出标高大部分低于矿区侵蚀基准面标高。四、矿区水文地质条件一地层富水性矿区面积37402KM2，主要分布在龙潭组及第四系地层之中。地层富水性简述如下由下至上1龙潭组裂隙水厚约2206M，砂岩、粘土岩夹煤层。占总面积100。含水段由细砂岩、粉砂岩及少许碳酸盐岩组成，其分层厚约05020M，上、下为粘土岩、煤层相隔，使地下水具承压性。般泉流量为001130L/S。个别点流量较大，季节性泉亦较多，富水性弱。2第四系孔隙水矿区内覆盖的第四系，为孔隙水，含水较弱，有一定的厚度，在矿区分布较广，有一定的蓄水量，对煤矿开采有影响。（二）断层带水文地质特征在矿区地表无断层分布，仅井下发现小断层或大型节理，断层全为正断层，断距约12M。小断层或大型节理出露地段均为粉砂岩，砂质泥及其碎屑紧密充填而胶结，透水性较弱或不透水，对矿床充水作用甚微。三地表水、地下水动态变化本区地表水、地下水受大气降水影响，其流量、水质变化均与降水的季节和强度相对应，雨季流量增大，矿化度减少，枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟，各含水层无直接的水力联系，且地下水动态变化显著，周期性较明显，并具滞后现象。四水文地质类型根据各含隔水层水文地质特征、断层导水性及动态变化特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，准采水平1200M，低于侵蚀基准面本区最低侵蚀基准面1380M左右，该点位于北东角冲沟。综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床，水文地质条件中等。（五）矿井涌水来源XX煤矿井下涌水来源，主要为顶板裂隙水、小窑水及老空水，其中以顶板裂隙水为主，最小涌水量5OM3H，雨季400M3H，正常涌水量15M3H。（六）矿井涌水量预计采用水文地质比拟法预计矿井涌水量。其富水系数为富水系数00000043M3M2H矿井K2号煤层采终时涌水量预计为Q回采面积富水系数1271635000000435468M3H以上涌水量预计为K2号煤层采终时的正常涌水量，最大涌水量为正常涌水量的23倍，矿井开采前、中期均小于预计的涌水量。五、地层综合柱状图（11000）K3煤的化学性质根据各煤层样品原煤的分析结果，有关煤质指标见原煤煤质特征表。1灰分ADK1煤层灰分8861733，平均1305，属低中灰煤；K2煤层灰分891817，平均145，属低中灰煤；K3煤层灰分1127，属低中灰煤；K4煤层灰分1713，属低中灰煤；K5煤层灰分1517，属低中灰煤；K6煤层灰分1888，属低中灰煤；2挥发分VDAFK1煤层挥发分535797，平均685K2煤层挥发分556767，平均696K3煤层挥发分739K4煤层挥发分850K5煤层挥发分889，K6煤层挥发分831，3硫分STK1煤层硫分065233，平均196，属低中硫煤；K2煤层硫分080211，平均187，属低中硫煤；K3煤层硫分182，属低中硫煤；K4煤层硫分15，属低硫煤；K5煤层硫分113，属低硫煤；K6煤层硫分132，属低硫煤；K1、K2、K3煤层为低中硫煤，K4、K5、K6煤层为低硫煤。各种硫分有机硫一般为0304，其余为无机硫，中硫煤层以黄铁矿硫占绝大多数。4氢含量HDAF未取样进行分析，建议业主尽快作氢含量分析。5碳含量FCDK1煤层碳含量7188196，平均7549K2煤层碳含量7238321，平均7735K3煤层碳含量8050K4煤层碳含量8474K5煤层碳含量8609K6煤层碳含量83336灰成分煤灰成分以SI02为主，占一半以上，其次为AL203占14以上，再其次为FE203，占总量的10以下。六、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温1）瓦斯XX省煤炭管理局文件黔煤行管字2007516号对黔西南州煤矿2007年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；黔煤生产字20081379号对黔西南州煤矿2008年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；XX省能源局文件（黔能源发2009276号）关于黔西南州煤炭局关于上报黔西南州2009年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告的批复；原瓦斯等级鉴定情况见表鉴定年度批准文号相对瓦斯涌出量（M3/T）绝对瓦斯涌出量（M3/MIN）相对二氧化碳涌出量（M3/T）绝对二氧化碳涌出量（M3/MIN）鉴定结论2007年度黔煤生产字2007516号767047472049低瓦斯2008年度黔煤行管字20081379号734053263010低瓦斯2009年度黔煤行管字2009276号684057336028低瓦斯本设计暂按低瓦斯矿井进行设计。采区在试运行和正常生产期间均应进行矿井瓦斯等级鉴定，如鉴定不为低瓦斯矿井，则需重新进行设计，调整矿井巷道布置。2）煤尘爆炸性根据XX省煤田地质局实验室对K2、K3煤层所作的煤尘爆炸性鉴定结果，K2、K3煤层均无煤尘爆炸性。3）煤的自燃倾向根据由XX省煤田地质局实验室实验室对K2、K3煤层所作的煤炭自燃倾向等级鉴定结果，K2和K3煤层均属二类自燃煤层。地温根据收集的邻区资料，矿区地温梯度每百米22地温正常。七、冲击地压地质资料及矿方提供的资料中均没有提及关于冲击地压的资料，本矿区内也无冲击地压的历史记录，矿井暂按无冲击地压矿井考虑。八、煤与瓦斯突出危险性XX省煤炭管理局文件黔煤生产字2008241号文关于关于转报XX县XX煤矿K2、K3煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复，K3煤层在1525M水平以上开采时无突出危险性。2012年6月由煤炭科学研究总院对我矿二采区1451M水平K3煤层进行煤与瓦斯突出鉴定，鉴定的结果为无突出危险性，现评审已通过。第四章采区储量与生产能力第一节采区储量一、工业储量采区走向长540M，倾斜宽650M，煤的容重145，面积351000M2。煤层倾角812,平均10，根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区K3煤层厚度1222，平均17。K4煤层厚度26M、K5煤层厚度2M、K6煤层厚度12M。本次只对K3煤层进行计算。储量计算公式QDSM式中D为煤的容重S为水平面积M为煤的真厚度Q35100014517865215T二、可采储量储量计算公式ZKZGPC式中ZK设计可采储量,万T；ZG工业储量，万T；P煤柱损失量，万T；C采区采出率，本设计条件下取90。P上下两端永久煤柱损失量，左右两边界永久煤柱损失量，万T；经初步计算煤柱损失量为6000TZK1ZK2ZG1P1C18652156000097732935T储量计算结果详见储量计算结果表第五章采区生产能力及服务年限一、采区生产能力西翼集中皮带下山倾角12，沿煤层布置巷道，K3煤层可采储量7733万吨；因此，设计二采区一个回采工作面生产。一个采面的生产能力为A0LV0MC0式中L采煤工作面长度，M；V0推进速度，M/A；M煤层厚度或采高，M；煤的密度，T/M3C0采煤工作面采出率，一般取093097,薄煤层取高限,厚煤层取低限；此处取095。走向长（M）倾斜长（M）斜面积（M2）煤厚（M）容重工业储量（T）回采率（）可采储量（T）储量情况54065035100017145865215907732935采煤班每循环推进度10M,采用三八制，边采边准，一天工作面推进速度为20M,采煤工作面年推进速20M/D300D07600M/A。因此一个采面生产能力A0100600171450951405万T/A。采区生产能力为ABK1K2A0I式中N采区内同采的工作面个数，此处取1；K1采区掘进出煤，取20000（我矿经验数据）左右；K2工作面之间出煤影响系数，N1取1，N2时取095,N3时取09。采区生产能力AB1140521605万T/A。二、服务年限采区K3煤层服务年限的计算TKPKZ7733/（160513）37年T采区的服务年限；ZK采区的可采储量；P采区的生产能力；K取采区储量备用系数13故采区K3煤层服务年限为37年。第六章采区方案设计第一节采煤方法的选择一、采煤方法选择概述采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种表31采煤方法技术特征表序号采煤方法体系整层与分层推进方向采空区处理采煤工艺适应煤层基本条件1单一走向长壁采煤壁式整层走向垮落综、普、炮薄及中厚2单一倾向长壁采煤壁式整层倾向垮落综、普、炮薄及中厚3掩护支架采煤发壁式整层走向垮落炮采急斜厚煤层为主结合我矿实际情况拟采用倾向长壁式采煤方法第二节采区巷道布置一、采区设计方案的选择和参数确定经过多方论证和多方案选择比较现采取以下采区巷道布置方案为了提高企业的时常竞争能力，增加企业抗风险能力，增强企业经济实力，寻求企业新的经济增长点，使企业可持续发展，根据矿井地质条件，煤层赋存情况及XX煤矿技术条件，矿方决定采用倾向长壁式全部垮落法采煤法。一巷道布置二采区沿K3煤层倾向顺煤层布置一条西翼集中皮带下山；沿K2煤层的总回风口位置布置西翼集中回风巷；另外在K3煤层布置西翼集中运输巷,这样西翼集中皮带下山与西翼集中运输巷沿倾向向将采区分别形成东四个区段和南五个区段，二采区K3掘进工程量序号巷道名称性质断面规格支护形式工程量（M）1西翼集中皮带下山煤3722锚喷60021525上部车场岩3726锚喷303东翼回风上山煤3022锚喷3004西翼集中运输巷岩3722锚喷10505西翼集中回风上山煤3022锚喷2506西翼集中总回大巷岩3722锚喷3007东翼回风绕道岩3022锚喷1581303回风巷煤3020锚喷29091303运输巷煤3020锚喷265101304回风巷煤3020锚喷260111304运输巷煤3020锚喷240121485内外水仓煤3722锚喷210131485水泵房岩2822锚喷80二、作业方式采用“三八”工作制。每天三个小班，每天一正规循环,每小班工作八小时劳动组织按每个掘进头计算第七章采煤方法第一节巷道布置二采区沿K3煤层倾向顺煤层布置一条西翼集中皮带下山；沿K2煤层的总回风口位置布置西翼集中回风巷；另外在K3煤层布置西翼集中运输巷,这样西翼集中皮带下山与西翼集中运输巷沿倾向向将采区分别形成东四个区段和南五个区段，回采顺序是自上而下首采面布置在1303工作面第二节采煤工艺序号工种早班中班晚班合计1班长1113人2掘进工44412人3运输工44412人4喷浆工1113人5安全工1113人6瓦斯工1113人7电工1113人8绞车工2226人9区干1113人小计16161648人合计48人采用走向长壁后退式开采，采煤工作面采用单体柱配合铰接顶梁支护顶板，齐梁齐柱式布置方式。设计“三四”排控顶，排距10M，柱距08M，最小控顶距32M，最大控顶距42M，放顶步距1M，回柱绞车选用JH8型。直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，老顶坚硬难冒时可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。放顶时为防止矸石窜入作业空间，在靠采空区一侧设置挡矸帘。采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为靠近煤壁10M段采用双排托棚支护，往外10M采用单排托棚支护。第八章顶板管理（1）回采工作面顶板管理方式的选择采用走向长壁后退式采煤法，采煤工作面为炮采工艺，工作面采用刮板运输机运输，全部垮落法管理顶板。放顶人员必须站在支架完整，无蹦绳、蹦柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。（2）回采工作面支架选型论证采区范围内现采煤层K2和K3，顶板主要为粘土岩、砂质粘土岩等。煤层直接顶板为簿中厚层粘土岩，粘土岩其抗压强度不高，可塑性及膨胀性强，风化或滴水浸泡后易于坍塌；砂岩中，因节理裂隙发育使岩石较破碎，也易于坍塌。根据煤层赋存情况，结合我国现有技术条件，回采工作面选用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板。顶板不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护。煤层底板偏软地段，支护时可在支柱底部加垫板作“穿鞋”处理，防止支柱插入底板。（3）支架的型号选择计算第一步确定顶板下沉量SLML003181420102M228MM式中下沉系数由于无邻近工作面借鉴，取003。第二步确定规格HMAXMMAXBE2130501002180MMHMINMMINSLBA1500228501001122MM式中SL顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；MMIN工作面最小采高，取150M；MMAX工作面最大采高，取213M；B顶梁厚度；A支柱的卸载高度，取100MM。首采工作面选用DZ2230/100S型单体液压支柱，支撑高度144224M，工作行程080M，额定工作阻力为300KN/根。第三步支护密度验算支护的强度P7MT/M2按7倍采高考虑71811519005T/M2首采工作面长按100M考虑，因此采场最大面积S10042420M2，所设支柱数N100/0805625根，则支护密度为625/420148根/M2，DZ2230/100S型单体液压支柱每柱的额定承载能力为30T/根，由于采场中每排支柱的工作阻力都不同，因此在确定支柱密度时，应考虑工作面支柱的平均工作阻力，对于单体液压支柱承载系数可达到80左右，故为安全起见本矿采用了08的安全系数，则每根支柱的承载能力为250824T/根，支柱实际提供的支护强度为148243552T/M2，因此所设计工作面的支护密度能满足支护强度为19005T/M2采场顶板的支护要求。开采过程中，回采工作面会因为地质构造、断层、煤层露头或矿界的影响，使回采工作面的倾斜长度发生变化，因此，回采过程中会加长或是缩短工作面，无论是伸采面还是缩采面，矿井都必须编制专项安全持术措施报矿总工程师审批，安全技术措施中应对支柱的支护强度、支护密度等进行验算，确保支柱的支护强度满足支护要求，作业过程中严格按措施执行。1）基本支护根据目前该矿的煤层赋存情况和开采技术水平，本设计考虑工作面支护目前采用DZ2230/100S型单体液压支柱和HDJA1000型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护，工作面采用“三、四”排控顶，全部垮落法管理顶板。排距10M，柱距08M，最大控顶距42M，最小控顶距32M，放顶步距10M。2）特殊支护在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱（一窝三柱）、戗柱切顶。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距12M。采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为靠近煤壁10M段采用双排托棚支护，往外1020M段采用单排托棚支护。戗柱10023150（根）；密集柱100062333（根）；贴帮柱1001283（根）；走向抬棚16348（根）；以上均选用DZ2230/100S型外注式单体液压支柱。采面上、下巷超前支护204202120（根），采用DW2530/100型外注式单体液压支柱。3）回柱放顶在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。支柱卸载时，必须使用回柱器，卸载后的支柱用回柱绞车拉出，回下的支柱必须堆码整齐，不得影响退路。4）初次来压和周期来压放顶在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱，必要时加打木垛（木垛每6M打一个，呈“井”字形）切顶。由于目前该矿尚未进行矿压观测，暂无矿压观测资料，待今后进行矿压观测后，利用矿压观测资料，进行合理的采场支护选型设计。（3）采区顺槽巷道支护的选择论证K3煤层为二类自燃煤层，因此，设计采用锚网支护。（4）掘进工作面支护选择论证K3煤层为二类自燃煤层，因此，设计采用锚网喷梯形支护。（5）交岔点支护的选择论证交岔点采用料石碹、砼或钢筋砼复合支护。第九章生产系统第一节运输系统一、工作面运煤1303工作面1303运输巷西翼集中皮带下山1525皮带上山煤仓主井平硐车场主井平硐地面煤场。二、运料工作面需用的材料，从地面装入斗车或材料车经主平硐一主井平硐井底车场主绞下山1525K3运输巷1525K3上部车场1303回风巷工作面第2节通风系统一、通风方式及通风系统1通风方式通风方式采面U型通风方式。掘进工作面255KW对旋式局部通风机压入式通风通风方法矿井主要通风机的通风方法采用中央分列抽出式。回采工作面采用。2通风系统首采工作面为1303回采工作面，其通风线路为新鲜风流经主平硐进入2号岩石下山1525K3运输大巷西翼集中皮带下山1303运输巷工作面1303回风巷东回风上山东回风绕道1460总回大巷1460总回风上山回风斜井引风道（风机）地面。二、瓦斯1瓦斯含量我矿为低瓦斯矿井，但切忌麻痹大意，在生产过程中必须加强瓦斯管理，以防止发生各种瓦斯事故。1）回采工作面瓦斯涌出量回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24H为一个预测圆班，采用式1计算。式中Q采回采工作面相对瓦斯涌出量，M3T；Q1开采层相对瓦斯涌出量，M3T；Q2邻近层相对瓦斯涌出量，M3T。（1）其中开采层瓦斯涌出量Q1按下式进行计算（本矿为薄及中厚煤层不分层开采）式中Q1开采层相对瓦斯涌出量，M。T；K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1113；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取13；局部充填法管理顶板K1取12；全部充填法管理顶板K1取11；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，如无实测值可按参照附录D选取；M开采层厚度，M；M工作面采高，M；W0煤层原始瓦斯含量，M3T；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，M3T。（2）其中邻近层瓦斯涌出量采用下式计算。式中Q2邻近层相对瓦斯涌出量，M3T；MI第I个邻近层煤层厚度，M；M工作面采高，M；I第I个邻近层瓦斯排放率，；W0I第I个邻近层煤层原始瓦斯含量，M3T，如无实测值可参照开采层选取；WCI第I个邻近层煤层残存瓦斯含量，M3T，如无实测值可参照开采层选取。2）掘进工作面瓦斯涌出量掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达，采用式2计算。式中Q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，M3MIN；Q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，M3MIN；Q4掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，M3MIN。（1）其中掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算式中Q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，M3MIN；D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，M；对于薄及中厚煤层，D2MO，MO为开采层厚度；对于厚煤层，D2HB，H及B分别为巷道的高度及宽度；巷道平均掘进速度，MMIN；L巷道长度，M；Q0煤壁瓦斯涌出强度，M3M2MIN，参考下式计算。式中Q0巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，M3M2MINVR煤中挥发分含量，；W0煤层原始瓦斯含量，M3T。（2）其中掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用下式计算式中Q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，M3MINS掘进巷道断面积，M2；巷道平均掘进速度，MMIN；煤的密度，TM3；W0煤层原始瓦斯含量，M3T；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，M3T。3）生产采区瓦斯涌出量生产采区瓦斯涌出量采用下式计算。式中Q区生产采区相对瓦斯涌出量，M3T；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数；Q采I第I个回采工作面相对瓦斯涌出量，M3T；AI第I个回采工作面的日产量，T；Q掘I第I个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，M3RAIN；AO生产采区平均日产量，T。三、采区风量1）回采工作面所需风量的计算1按瓦斯涌出量计算QA1KAQA/（1/100C1）182541/00145738M3/MIN式中QA回采工作面瓦斯的绝对涌出量，M3/MIN；矿井相对瓦斯涌出量取值为10M3/T，矿井最大日产量T115150000/330523T/D，则瓦斯绝对涌出量Q绝10523/（2460）363M3/MIN。矿井采掘比为12，回采工作面绝对瓦斯涌出量按占矿井总的涌出量的70计算为QA363702541M3/MIN。KA回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面KA为1216，对于炮采工作面KA为1420，本矿为炮采工作面暂取KA18（实际取值应测定）。C1回采工作面入风流瓦斯浓度（不得大于05），对于本矿可取0。2按工作面温度与风速的关系计算QA260VASAKA601788109425574M3/MIN式中VA采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合有关要求，经查表，设回采工作面气温取1820，则工作面风速VA应为0810M/S，取值1M/S；SA回采工作面按最大和最小控顶距计算的平均断面积（M2），本矿井设计“三四排”控顶，取小控顶距32M，最大控顶距42M，设计初期风井为矿区西北部K2和K3煤层服务，最大采高为213M，则SA（3242）213/27881M2；KA回采工作面长度系数，经查工作面长度系数表，回采工作面为5080M时，工作面长度系统为09。3按炸药使用量计算QA3（ACB）/（TC）式中AC回采工作面一次使用的最大炸药量，KG；B每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取B01M3/KG；T通风时间，一般取2030MIN；C爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取C002。将各参数取值带入上式后，简化为QA325AC2590522625M3/MIN首采工作面长度80M，采高181M，炮眼密度暂按108，炮眼数为80181/（108）181，每孔装药按150G计算，则工作面全长需炸药1811502715KG，按工作面全长分3次装药爆破计算，则一次使用最大炸药量为2715/3905KG。按工作人员数量计算QA44NA42080M3/MIN式中NA回采工作面同时工作的最多人数，人；4每人每分钟4M3的供风标准。按风速进行验算根据规定，回采工作面最低风速为025M/S、最高风速为4M/S的要求进行验算，即回采工作面的风量须QA02560SA025606681002M3/MINQA460SA46066816032M3/MIN根据以上计算，单个回采工作面计算最大风量为QAMAXQA1,QA2，QA3，QA4MAX45738，425574，22625，16045738M3/MIN。2）掘进工作面所需风量的计算1按瓦斯涌出量计算QB1100QBKB1000551899M3/MIN式中QB掘进工作面回风流中的瓦斯的平均绝对涌出量，M3/MIN；根据上述计算，矿井绝对瓦斯涌出量Q绝363M3/MIN。掘进工作面绝对瓦斯涌出量按占矿井总的涌出量的30计算，则掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量QB363301089M3/MIN；设计采掘比为12，则单个煤巷掘进面瓦斯涌出量为1089/2055M3/MIN。KB掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是掘进面最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机掘进工作面KB为1520，对于炮掘进工作面KB为1820，本矿暂取KB18（实际取值应测定）。2按炸药使用量计算QB2（AJB）/（TC）式中AJ掘进工作面一次使用的最大炸药量，KG；B每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取B01M3/KG；T通风时间，一般不少于20MIN；C爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取C002。将各参数取值带入上式后，简化为QB225AJ254100M3/MIN3按局部通风机的吸风量计算QB3QFKF228122736M3/MIN式中QF掘进工作面局部通风机的吸风量，本矿采用DSFA5型552KW的对旋式局部通风机其风量为1538M3/S，取QF38M3/S即228M3/MIN，效率80；KF为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1213，进风巷中无瓦斯涌出时，取12，有瓦斯涌出时，取13。4按工作人员数量计算QB44NB41040M3/MIN式中NB每个掘进工作面同时工作的最多人数，人；4每人每分钟4M3的供风标准。5按风速进行验算根据规定，对于煤巷掘进工作面的风量为QB02560SBM3/MINQB460SBM3/MIN式中SB掘进巷道平均断面积（M2）；煤巷掘进断面积取SB43M2。QB02560SB0256043645M3/MINQB460SB460431032M3/MIN根据以上计算，QBMAXQB1,QB2，QB3，QB4MAX99，100，2736，402304M3/MIN，掘进工作面计算最大风量为2736M3/MIN，矿井正常开采期间有2个采面接替用掘进头，则矿井掘进总需风为227365472M3/MIN，符合掘进工作面的风速验算要求。3）硐室所需风量的计算本矿开采初期有1个需独立供风硐室,即水泵房,风量按120M3/MIN计。于是QC120M3/MIN4）其它巷道所需风量其它巷道需风量按采煤、掘进、硐室需风量的总和的4进行考虑，则QDQ采Q掘Q硐4457382736212044498M3/MIN四、通风设施1通风构筑物为保证各采、掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线路中设置有风门等构筑物。2防止漏风措施风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。3降低风阻措施A砌碹、锚喷巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。B在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数。巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90转弯，转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。C在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证其完整性并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。D现有部分巷道断面偏小，应按通风要求逐步刷大巷道断面。五、避灾线路1火灾、瓦斯、煤尘避灾线路1303工作面1303运输巷西翼集中皮带巷1525K3运输巷2号全岩下山（向上）运输大巷主平硐地面。掘进面西翼集中皮带下山K3运输大巷2号全岩下山（向上）运输大巷主平硐地面。2、反风时期火灾、瓦斯、煤尘避灾线路1303工作面1303回风巷东回风下山1460总回大巷总回风大巷风井安全出口地面。掘进面临时回风绕道1460总回大巷总回风大巷风井安全出口地面。3、水灾避灾线路1303工作面1303运输巷西翼集中皮带巷2号全岩下山（向上）1525K3运输巷2号全岩下山（向上）运输大巷主平硐地面。掘进面西翼集中皮带巷2号全岩下山（向上）1525K3运输巷2号全岩下山（向上）运输大巷主平硐地面。井底水泵房西翼集中皮带巷2号全岩下山（向上）1525K3运输巷2号全岩下山（向上）运输大巷主平硐地面。二、采区排水系统该采区为下山采区，在采区西翼集中皮带下山（向斜最底处）下部设内外水仓，采区涌水进入水仓，再由泵排至1525水仓。整个矿井至此使用两级排水。1、设计依据根据我矿井下涌水来源，主要为顶板裂隙水、小窑水及老空水，其中以顶板裂隙水为主，最小涌水量5OM3H，雨季400M3H，正常涌水量15M3H”。随着开采深度的加深，矿井涌水量将逐步加大。正常生产后应根据实测涌水量调整水泵。二采区在1451M标高设置水仓，本设计采用下述数据进行水泵选型计算。1）矿井正常涌水量QB15M3/H2）矿井最大涌水量QMAX40M3/H3）排水垂高HP50M2、水泵选型1）水泵参数计算（1）所需水泵最小流量/1820543MININHQB（2）所需水泵最大流量/720643MAXAXHB（3）水泵扬程HB125（HP5）125（505）60M3、水泵型号及台数的确定根据计算，选择80D303型矿用多级分段式离心泵，其流量为2350M3/H，扬程为1026798M；电机功率22KW。上述水泵选择三台其中一台工作、一台备用、一台检修作为主排水用，用一台水泵排除矿井正常涌水量，用2台水泵可满足矿井最大涌水量。矿井在进行正常生产时必须进行涌水量的