采矿工程毕业设计（论文）-鹤煤三矿矿井采区初步设计

1、需图纸，QQ153893706目录第一章 井田概况及地质特征 第二章 采区地质概况 第三章 采区储量与生产能力 第四章 采区设计方案 第五章 采煤工艺 第六章 采区生产系统 第七章 采区施工设计 第八章 安全技术措施 第九章 采区技术经济措施第一章 井田概况及地质特征第一节 井田地质概况一 交通位置 鹤壁三矿位于鹤壁煤田中部，南距鹤壁市中心km，距京广铁路汤阴车站21km鹤铁路支线从本矿工业广场穿过，距鹤壁北站1千米，鹤壁集至汤阴公路从本矿东北穿过，公路及铁路交通方便。交通位置图详见图1-1。二 地形地貌 本区处于太行山及华北平原过度地带，地势东高西低，区内呈低缓丘陵地貌，最高为黄牛坡北岭，海

2、拔+247m，最低为酉河河谷，海拔+140m，沟谷大致南北走向。三 地表水 区内有两条小河经过，汤泉河位于本井田南翼，发源于北圣沟村角的汤泉，向东流经较场，罗村而流出井田，平均流量0.33/s，洪水期最大流量3/s , 河流经鹤壁集，马驹河村，位于井田北部边界，水源来源于一矿井下排水和鹤壁集工业废水，常年有水，平时流量很小。四 气象及地震本区属北温带大陆干旱性气候，根据有关气象资料，1958年以来，鹤壁矿区气候温和，光热资源充足，年日照时日数为2331.6h左右，日照率53.2%，年平均气温为15.3，最高气温42.3，最低气温-15.5年平均相对温湿度60%，平均绝对湿度为11.63mpa。

3、年均降雨量673.65 mm多集中在7、8月，年降雨量最大值，最小值266.6 mm，年平均降雨量679.8 mm，年最大蒸发量为mm ，年最小蒸发量1859.3 mm年平均蒸发量为2264.1 mm。年主导风向为南北向，平均风速/s最大风速23m.根据国家质量技术监督局发布“中华人民共和国国家标准GB18306-2001中国地震动参数区划图”，鹤壁市地震动峰值为对应的基本烈度为度。五 自然和生态环境概况鹤壁市境内自然资源丰富，属国家国家能源重化工基地和黄淮海平原，农业综合开发区。矿产资源具有品位高，易开发的特点。已探明的矿藏主要有煤炭、瓦斯气、水泥岩石、黄砂岩、耐火黏土等三十多种，煤炭探明储

4、量1600Mt，金属镁的主要原料白云岩约1000mt。水泥灰岩矿床储量为500Mt。鹤壁市土地肥沃，盛产粮食，棉花，油料，土特产品甚多，著名的有“淇河三珍”（鲫鱼、缠丝鸭蛋、冬令草）。此外，郊区还有柿子，核桃，香椿，龙宫花卉，浚县有小河白菜，大萝卜，国上大蒜，善堂大枣，王桥豆腐，五香花生米，淇县有无核枣，木鱼石等。依托丰富的资源，鹤壁的工业得到了迅猛发展，已形成以煤炭，电力，建材，冶金，电子，化工，医药等为支柱的工业体系，工业企业1300多家，主要工业产品5000多种。其中，“半无烟煤炭”棉纱，汽车电器以及配件，电子元器件，矿山运输，以及提升设备，环保设备，标准紧固件，克星灭虫剂，黛丝牌摩丝，

5、金属镁，等一大批优质名牌产品，在国内外市场上享有很高知名度。六 矿区煤炭生产以及规划概况264.55Mt，6对生产矿井，2004年年产量6.127Mt另有 三座洗煤厂年入洗能力3.60Mt。公司目前拥有三、四、六、八、九，十矿六对主力井和坑口电厂。集团公司目标能力为2007年煤炭产量稳定在7.00Mt以上，公司资产总额和销售收入均超过50亿元。 七. 现有水源，电源概况（一） 水源目前矿井的水源为奥陶系灰岩水。取水方式：井下钻孔，现有6个钻孔。其中5个使用，总取水量为5493m3/a（二） 电源目前矿井现有一座35/6kv变电所，设主变2台，型号为SI-7500/35，7500kv,35/6k

6、v双回路35kv电源分别取自大湖110kv变电站（导线型号为LGT150/5.5Km），和康加110kv变电站(导线型号为LGJ_150/2.02Km)。第二节 地质特征一 . 地质构造三矿井田位于鹤壁煤田中部，地层走向NNE倾向SE倾角8480，平均210左右，井田构造以断层为主，褶曲亦较发育，构造线搌布方向以NNE，NE向为主，现将三矿井田的主要构造分述如下：（一）断层目前矿井共发现47条断层，落差大于5m以上的断层共有41条，落差大于50m以上的主要断层有9条，各主要断层的特性如下：1. F16断层: 浅部系三、五矿井井田分界断层，深部交与F40-3断层，延展长度大于3km，走向N510

7、E倾向SE，倾角680，落差50-115m。2. F20断层：该断层与F16断层相互平行，向东交于F16断层，浅部同F16断层均为三、五矿井井田分界断层，延伸长度大于，走向N600E，倾向S300E倾角450落差40-180m.3. F3断层：67-3，383-1两孔控制，389-25，389-14，389-27孔见到，走向N470E，倾向NW，倾角43-700 ，落差70-85m4. F40断层：为三矿井田东部边界断层，为三矿和六矿边界断层，走向N100E，倾向NE，倾角400-570，落差155-450m延伸长度大于4km。5. F40-1断层：为三矿深部和六矿的边界断层，有16-29，6

8、76-22，585-4钻孔，揭露，南北延伸合并入F40断层，走向N400E，倾向NE倾角47-600 ，落差200-375m左右，延伸长度.6 . F40-3断层： 有18-4、16-6、17-31、42-2、585-7，等孔控制，走向N5045oN，中部向东南弯曲呈弓型，倾向500，倾角60-160m，落差，延伸长度大于4Km。7 . F42断层：位于新青农场以西，北起F20断层 ，向南西方向尖灭。走向N250E，倾向NW，倾角500，落差50m，延伸长度950m。该断层42-1,389-34孔见到。8 . F43断层：位于孔15-2和16-2孔以西，南起F16断层，向北逐渐失灭，走向N25

9、0E，倾向NW，倾角560，落差70m，延伸长度。该断层仅16-2孔见到。9. F16-1断层：有389-1，389-2孔证实，走向NE，倾向SE，实际上此断层为F20的分支断层，浅部F20-1应为同一条断层，落差80m. (二) 褶皱三矿井田内发育的褶皱有五矿向斜；323背斜，321向斜，以及322背斜四个明显的褶曲，褶曲搌布方向N430-600E近于平行，呈多字形排列，向斜南翼（背斜北翼）较缓，是在同一边界条件下，南部向NNE北部向SSW的压扭作用下形成的。另外，323背斜与321背斜相接处，呈现出鞍状构造，这是由于地层产状的明显变化，致使321向斜轴发生扭转的缘故，各褶皱特征见表1-2表

10、1-2 褶皱特征表 序号编号性质产状延伸枢纽走向两翼夹角两翼产状长度1321向斜N530-570 ESE翼走向：S40倾向：NE倾角：0-170NW走N190-260E倾向NE，倾角0-2602322背斜120SE翼走向S210770W倾向：SE 倾角5-210NW3323背斜120本井田分别被第三、四系地层所覆盖，钻孔及井巷实际揭露的地层由老至新有：奥陶系、石炭系、二选系、第三系和第四系，现由老至新叙述如下： （一） 奥陶系中统马家沟组（O2）由灰深灰色，白云质灰岩，角砾状灰岩组成，结构均匀，致密坚硬，含头足类动物化石。最大厚度400m，与上露石碳系中统本溪群呈平行不整合接触。 （二）石炭系

11、（C） 1. 中统本溪群（C2），平均为，与上覆太原群呈整合接触。 2. 上统太原群（C3）是一套由灰色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和灰岩，煤层组成的海陆交互相地层。含九层生物灰岩，其中L1、L4、L5、L6、L7、L8、L9直接压煤。灰岩中含海百合茎、蜒科、珊瑚、腕足类等海洋动物化石，据严岩性特征可分四段：底部煤段：由一11、一21、一22煤层，间夹黑色泥岩，砂质泥岩和L1灰岩组成，其中一11煤层大部分可采，一22煤局部可采。下部灰岩段：由L2、L3、L4及其间的泥岩砂质泥岩和细粒砂岩组成，该三层灰岩发育紧凑，组合特征明显。中部碎屑岩段：由深灰灰色中细粒砂岩、粉砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色

12、铝质泥岩、L5、L6灰岩及薄煤层组成，碎屑岩矿物成分多变，沉积环境不稳定。上部灰岩段：由L7、L8、L9灰岩及深灰色灰黑色泥岩、砂质泥岩、铁质泥岩、硅质泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩和薄煤层组成。L7、L8、L9灰岩底版常有浅海洋黑色泥岩一层，以富含大量海洋动物化石为特征。L2 、L8发育较好，厚度大且层位稳定，常含透镜状和串珠状燧石结核。L2一般厚6.20，平均，L8一般厚1.00平均。本群砂质泥岩和泥岩中含羊齿、芦木植物化石，本群以一11煤底版与下伏本溪群分界。本群厚度101.64，平均，与上覆二系山西组呈整合接触。（三）二迭系（P）1.下统山西组（P11）由灰褐色、灰色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥

13、岩和煤层所组成。砂岩为中、粗粒结构，矿物成分以石英长石为主，常含白云母片及煤屑，含黑褐色菱铁质结核，上部砂岩中多含棕云母片，以钙质胶结为主。根据沉积旋回本组可分四个阶段：第一含煤段：下部以S9砂岩底面与下伏太原群地层分界。S9砂岩为灰深灰色，中细粒岩屑石英砂岩、泥质胶结，含大量不规则黑色泥岩包裹体和少量黄铁矿结核，具波状层理其厚度不稳定，常相变为砂质泥岩。上部为深灰灰黑色泥岩，砂质泥岩和二0、二1、二2等煤层组成，二0、二2煤层厚度不稳定，常相变尖灭，不可采。二1煤层位于第一含煤段中部属全区可采厚煤层。第二含煤段：下部为大占砂岩（S10）、为灰、深灰色中细粒岩屑石英砂岩，硅泥质胶结含泥质团块，

14、具斜层理、层面含炭质、间夹薄层泥岩。上部为灰色、深灰色砂质泥岩，夹二3煤层，该煤层厚度不稳定，不可采。第三含煤段：其下部为二层香炭砂岩（S11），为褐灰深灰色中、细粒长石英砂岩，该砂岩在区内普遍发育，是一良好标志层。上部为深灰灰褐色泥岩及砂质泥岩，局部为炭质泥岩，具水平层理，含植物化石，夹二14和二42两层煤，均不可采。，平均厚度为。2.下统下石盒子组（P21）由砂岩、砂质泥岩、铝土质泥岩和煤线组成。砂岩呈灰带绿色，为细粒、中粒结构。成分以石英长石为主，含暗色矿物及棕云母片，含灰色泥岩包体、层面呈黑色，具斜层理和波状层理、钙、泥质胶结。砂质泥岩和泥岩呈灰色夹紫斑，局部为紫色和灰黑色。灰黑色砂质

15、泥岩中常含带羊齿，苛达等植物化石，铝土质泥岩位于本组中下部，浅灰青灰色，脂状光泽，富含菱铁质鲕粒。本组以S12砂岩底面与下伏山西组地层分界，地层厚度一般为85.32，平均。3. 上统上石盒子组（P12）下段底部为砂岩，岩性为灰，灰白色中细粒岩屑石英砂岩，含深灰色泥岩包裹体，具斜层理和波状层理。中部为S16砂岩，分三层S16-1 、S16-2、S16-3：岩性为灰白色中细粒石英砂岩，具灰色泥岩包体，含绿泥石，绿帘石及钻石等矿物。一般具底砾岩，三层砂岩均呈正粒序，砂岩厚而稳定。特征明显，易于辨认，为石盒子组中的良好标志。本断层厚113.10，平均厚。上段底部S17砂岩岩性为灰白色中粗粒石英砂岩，含

16、肉红色矿物及少量燧石,次菱角状接触或硅质胶结,具底砾岩和灰色泥岩包体,为本区主要标志层之一。中部和上部有S18、S19砂岩，分别由1-2个分层组成，岩性为浅灰、灰绿色中细粒岩屑长石砾岩和石英砂岩，岩石颗粒为菱角次菱角状，钙质胶结，含石英砾石，绿泥石等，具斜层理。本断层厚244.34，平均。4.上统平顶山组（P22）由2-3层细、中、粗粒石英、长石石英砂岩组成（S20），底部为灰灰白色，中上部为浅灰绿灰色，各分层均呈正粒序，分选性好，钙质胶结，含少量绿泥石，具斜层理，为本区一良好标志层。本组层厚77.97，平均。（四）.新第三系上统鹤壁组（N21）-8cm，平均厚度。（五）.第四系（Q）由黄、黄

17、褐色砂质黏土组成，含钙质结核，垂直裂隙发育，局部形成陡坎。底部有薄层砾石层。本系地层厚度0，平均1020m，与下伏地层呈整合接触。三 . 煤层本井田含煤地层为石炭系本溪群、太原群和二选系山西组，总厚度平均210m，发育两个煤组，即一煤组和二煤组，共含煤层24层，总厚度，含煤系数5.46%，山西二1煤为主要可采煤层，太原群一11煤大部分可采，一22煤局部可采。其他煤层均属于不稳定薄煤层分部范围小，没有工业价值，但在地层对比中有重要意义。二1煤层位于山西组底部S10砂岩之下，底为S9砂岩，下距L8灰岩35m，结构比较简单，煤层厚5.95，平均,属稳定特厚煤层，煤层下部有23层夹矸，比较稳定的夹矸，

18、有一层，厚度0.0,平均,夹矸上下煤厚平均1.7。一22煤（下夹上煤）位于太原群下部，L2灰岩石为顶板，煤层厚度为0.45，平均, 属不稳定薄煤层。一11煤（下夹下煤）赋存于太原群底部，以底版泥岩与本溪群分界，上距L2灰岩,其层位稳定，煤层厚度1.00，平均，为为稳定复杂的薄中厚煤层。四. 煤质（一）煤的物理性质二1煤为黑色，玻璃金刚光泽，条带灰色略带浅灰色，属半亮型煤，具条带状结构，比重1.38，松软易碎。一22煤硬度小，易破碎，内生节理发育，煤岩类型为半亮型煤，多具条带状结构。一12煤和一11煤基本相似，黑色，金刚光泽，呈粉粒块状，参差状断口，属半亮型煤，含有较多的黄铁矿结核，有臭味，比重

19、较大，约1.55。（二）煤种二1煤为低灰，特低硫，低磷，高融灰分的粒状煤，以瘦煤为主，有少量贫瘦煤。（三）煤的可选性根据三矿生产大样筛分结果，二1煤以粉粒状为主，约占65%，中小块占26%，大块及特大块含量较少。根据浮沉试验结果，粒变500.5mm粒级的煤以1.31.5比重级产率较高,占67%82%,精煤灰分为9.13%。分选比重±0.1产率19.54%，应属中等可选易选。五. 水文地质（一）概况井田地貌属太行山山前缓丘陵地貌，地势西高东低，海拔高度在+140+280m之间。丘陵和沟谷大致呈南北向，区内有东马驹河、黄斗坡、刘家沟、胞泉、胡家沟等几个村庄。矿区西部奥陶系灰岩广泛出露，石

20、灰系地层在山前零星出露。本井田为第三、四系地层所覆盖。井田内有两条小河经过，汤泉位于本井田南翼，发源于孙圣沟村西北角的汤泉，向东流经教场，绕村而流出井田，平时流量6.30.4 m3/s,洪水期最大流量25.44 m3/s。菱河：流经鹤壁集，马驹河村，位于井田边界。（二）井田主要含水层本井田有较稳定的含水层五层： 奥陶系灰岩含水层奥陶系灰岩含水层，厚约400m，与二1煤间距平均矿区西部山区广泛出露，有利于大气降水的补给。奥陶系灰岩含水层是富水极强的含水层，如三矿水源钻孔，节律奥灰厚度，分别于标高-49500m和-56300m，尖刀直径1mm溶洞各一个。渗透系数K=/d,水位标高+。 L2灰分含水

21、层L2为岩为一立煤直接顶板，上距二1煤73.89，平均，厚度一般为，下距奥灰在顶面，根据矿物局地测处三矿深处补勘探地质报告，L2/d，水质为HCO3-CaMg型，矿压度，39g/l，PH值为7.3，属岩溶裂隙强含水层。L2灰岩出露面积小，仅在井田两部出露，在井田内由于构造破坏和采动影响，局部地段繁盛水力联系，L2灰岩水补给L8灰岩含水层，进向汇入矿井，L2灰岩为二1煤层的间接充水岩层。3. L8灰岩含水层L8灰岩含水层，厚度一般为，位于二1煤下23.03平均间距。L8灰岩裂隙溶隙发育、含水丰富。根据浅部64-5孔资料：钻孔单位涌水量q=0.5324t/sm，渗透系数K=/d，水质为HCO3-C

22、amg型，矿化度/l，PH质7.1，属富水性中等的溶隙裂承压含水层。4. 二1煤顶板砂岩含水层（S10）S10层砂岩含水层，距二1煤的距离为025147m，平均，其厚度0.50，一般为，顶板砂岩含水层，裂隙发育程度较低，富水性差。5. 第三系砾岩含水层此含水层在本区发育总厚度3，一般为2-5层，单层厚度128m，属孔隙裂隙水，水量不大，且与开采煤层间隔大，对矿井生产无直接影响。(三)断层导水性由于本区短裂构造发育破坏了岩体的连续性，使不同含水层之间发生水力联系，根据实际观测资料，本矿井断层导水有以下几种情况：1. 断层两盘含水层对接，水压高的一侧通过断层补给水压低的一侧。如F11断层，落差14

23、5m，奥机水通过断层补给井田内八层灰岩含水层。2. 天然隔水断层，断层带本身闭合，经采掘破坏了岩体的平衡条件，断层带的水力性质发生变化，在高压水头的驱动下，隔水断层变成导水层，为地下水运移提供了通道。3. 断层本身破碎张裂，在天然状态下构成不同含水层之间的水力联系通道。由于三矿井田内断层大都具有扭性，因此象这种扭性并不多见。4. 断层面力学性质是压扭性的，由于断层的存在，造成含水层与煤层对接，在掘进时遇断层，含水层的水突然涌出，对生产造成一定影响。(四)生产矿井水文地质条件三矿自1985年12月稳定生产以来，巷道揭露断层出水4次，1977年7月掘进101上山回风巷遇到落差13m的断层，L8灰岩

24、水从巷道涌出，涌水量达80m3/h。1979年北翼新轨道下山掘进时，揭露一落差的断层，L8灰岩水沿断层涌出，初时涌水量1m3/h，而后逐渐增大到20m3/h。(五) 矿井水文地质类型本井田的主要可采煤层为二1煤，顶板直接充水含水层为砂岩裂隙微弱含水层，底板直接含水层为L8灰岩，水量稳定在300m3/h二1煤层为三类二型，即以岩溶裂隙含水层为主要充水含水层之条件中等类型，一煤层顶板L8底板O2直接充水含水层皆为岩溶裂隙强含水层，故属三类二型，即直接充水含水层为岩溶裂隙含水层之中等类型。一11煤层顶板L8底版O2直接充水含水层为岩溶裂隙强含水层，故属三类二型 ，即直接充水含水层为岩溶裂隙

25、含水层之中等类型。（六）矿井涌水量计算。三矿多年开采实践证明，涌入矿井的水来自两方面，来自顶板的是S10砂岩水；来自底版的有L8灰岩水，L2灰岩水，O2灰岩水以及底版S9砂岩水，其中主要为L8据1999年统计资料，矿井正常涌水量为3/h,其中顶板砂岩水3/h,底板水3/h-550m-800m涌水量计算，分底板和顶板两部分。1、顶板水据以往回采情况，顶板砂岩水随回采面积增大而略有增加，故采用比拟法计算： Q顶=Q0=31.49×=59.43 m3/h式中：F-550m以下首采面积3.49(km)2 F0二、三水平回采面积 0.98(km)2 Q0相应的顶板砂岩涌水量 31。49m3/h

26、2、底板水据本矿一、二水平放水实验资料Q1=157m3/h S1=86mQ2=302m3/h S3=313m采用曲度判别法，判别涌水量方程类型为指数关系（n=1.97）即Q=sb求得=16.60 b=51在-550以下L8灰岩放水后，动水位降至-800，水位降深约为937m，由此求得-550m-800m开采期间矿井涌水量为Q底=sb=16.6×937=498m3/h上述水量不含O2灰岩水和L2灰岩水直接，涌入矿井的突水量，该水量目前尚难以计算，在临近断层带部位须做好放水工作，以防断层带突水导致O2、 L2灰岩水大量涌入矿坑。六. 开采技术条件（一）可采煤层顶底板二1煤直接顶板主要为黑

27、色及深灰色砂质泥岩，厚2.65，平均厚度。二1煤老顶为砂岩多为S10灰褐色中粒砂岩，层里多富集碳质及白云母片，厚度，平均厚。二1煤底版为黑色泥岩或砂质泥岩，厚度10.50，平均。二1煤直接顶板一般情况下能随采随落，不须采取强制落顶措施，若顶跨落步距2025m，老顶跨落时对回采作业场所有较明显压力显现。(二)瓦斯据三矿开采以来积累了实际资料，一水平绝对瓦斯涌出量一般在7m3/min以下，相对瓦斯涌出量一般在9m3/t以下,属低瓦斯矿井。二水平瓦斯涌出量比一水平有所增加。一般绝对瓦斯涌出量在920m3/min之间，相对瓦斯涌出量更高，绝对瓦斯涌出量平均51m3/min，相对瓦斯涌出量为1020m3

28、/t，平均3/t。1、 瓦斯涌出一般规律 瓦斯随开采深度的增加而明显增加，1959年开采深度±0m，绝对瓦斯涌出量3/min，1984年开采深度-150m，绝对瓦斯涌出量3/min，2001年开采深度-400m，绝对瓦斯涌出量51m3/min。形成这一规律的原因是由于覆盖层增厚，瓦斯不易逸散所致。开采顺序不同，瓦斯涌出量的大小也随之变化。分层工作面的第一分层，由于回采过程中及回采后，中、下层的瓦斯都往回采空间及老塘涌出，致使第一分层比下面好几层的瓦斯涌出量大的多。（1）在封闭性断层附近,由于封闭性好,透气性差,瓦斯含量较高,这类断层各是压扭性断层。（2）当断层落差大于30m时，处于两

29、盘的二1煤瓦斯明显不同，二1煤在断层的上升盘，煤层与山西组透气性差的岩层接触瓦斯含量偏大，若煤层处于下降盘，二1煤与太原群透气性好的灰岩接触则瓦斯易逸散。尤其是当煤层处于两断层或多断层包围的断块之中，则为瓦斯逸散造成的良好条件，瓦斯含量明显降低。（3）在向斜轴部的瓦斯含量较低，原因是向斜轴处压力集中，瓦斯向两翼运转。（4）在背斜轴附近瓦斯含量大于两翼，原因是在形成背斜过程中，由于重力作用瓦斯向背斜轴运。总之，三矿瓦斯随埋藏深度增加而增加，同时受构造条件的控制，具有水平分带性。影响瓦斯水平分带的主要原因是断层性质、褶曲形式。（1）利用钻孔资料预测瓦斯本区在25个钻孔中取了瓦斯样，据化验结果知，除

30、个别孔受构造影响外正常地段的二1煤瓦斯含量大致与煤底标高呈线形关系。瓦斯含量增长率为3/t/100m，其中的16-1,23-1,385-3孔由于断层的包围瓦斯含量明显降低，用采样成果对-800水平的瓦斯相对涌出量进行预测，采用公式 q=x1+x2+x3q瓦斯相对涌出量，m3/tx1测定煤样的瓦斯含量减去煤在一个大气压的残存瓦斯量x1=x - x0x0煤在地面条件下的残存瓦斯量，一般为2 m3/tx2围岩瓦斯涌出量，为煤层瓦斯含量的20%即x2=0.2 x0x3损头煤量的瓦斯涌出量x3=（2-h）/ x1×hh为预计回采率，按25%计算由此得-800水平的相对瓦斯涌出量为：x1x2x3

31、q=x1+x2+x3=32.1（m3/t）（2）利用矿井相对瓦斯涌出量的规律预测瓦斯预测深部瓦斯涌出量，主要是利用地质变化正常地段实测资料计算的瓦斯剃度值。三矿预测瓦斯涌出量剃度是从顶层工作面相对瓦斯涌出量的统计结果为基础，以北翼103-2214工作面实测计算的瓦斯剃度值3/t/m为基础，预测-500800m的相对瓦斯涌出量，见表标高（m）延伸（m）瓦斯剃度（m3/tm）相对涌出量m3/t-4000-500100-600200-700300-800400因预测深部瓦斯是以顶层工作面的相对瓦斯为基础,由于顶层瓦斯涌出量大,根据矿井瓦斯涌出规律矿井顶分层瓦斯涌出是平均质的1.23倍,设计建议-80

32、0平均预测质为39.69÷1.23=3/t,矿井生产时根据实际状况调整通风。（3）煤尘根据1984年矿井瓦斯鉴定资料，二1煤的煤尘爆炸指数为14.2517.25%，煤尘具有爆炸危险。（4）煤层自燃本井田二1煤属有自燃倾向性煤层。三矿二1煤层的自然发火期为4.512个月。第二章 采区地质情况一. 采区位置该采区北是井田边界，南面有二采区，东与三采区相连，西有F41断层，断层落差较大，不含水。采区走向长度为2000m，倾斜长度1000m。该采区与相临采区煤层属于二1煤层，煤层平均厚度6m，煤层地质构造较稳定。采区地面无明显建筑物，没有河流及铁路经过，大大减少了煤柱的留设。一. 地质构造该

33、采区地址构造比较简单，在采区西部有一F41断层，该断层落差比较大，地址构造简单，断层内没有含水层，比较稳定。采区内无褶曲，陷落柱及火成岩的侵入情况，地址条件对煤层的开采几乎没有多大的影响。二. 煤层及顶底板性质采区内可菜煤层为单一煤层二1煤层，煤层平均厚度6m，煤层倾角130，媒质中硬，为黑色，玻璃金刚光泽，条带黑色略带浅灰色，属半亮型煤，具条状结构，比重1.4。二1煤层位于山西组底部S10砂岩之下，底为S9砂岩，下距L8灰岩35m，结构比较简单。煤层直接顶板主要为黑色及深灰色砂质泥岩，厚度2.65，平均厚度。老顶为S10砂岩，多为灰褐色中粒砂岩，层理多富集碳质及白云母片，厚度2.03，平均厚

34、度，煤层底版为泥岩或砂质泥岩，厚度为10.50，平均厚度。煤层顶板一般情况下能随采随落，不需要采取强制落顶措施。老顶垮落布距2025m，老顶垮落对回采作业场所有一定的压力显现。煤层为一单一厚煤层，中间无夹矸情况，无陷落柱、火成岩侵入等，地质构造简单，煤层厚度较稳定，煤层自然发火期为三个月，有自燃发火倾向。三. 采区的瓦斯、煤尘情况采区内，瓦斯相对涌出量为8m3/t，属于低瓦斯矿井。瓦斯随着开采的深度增加而增加，1959年开采深度±0m，绝对瓦斯涌出量3/min，1984年开采深度-150m，绝对瓦斯涌出量14.1 m3/min，2001年开采深度-400 m，绝对瓦斯涌出量51 m3

35、/min，形成这一规律的原因是由于覆盖层增厚，瓦斯不易逸散而致。开采顺序不同，瓦斯涌出量的大小也随之变化。鹤壁三矿的瓦斯随埋藏的深度增加而增加，同时受构造条件的控制，具有水平分带性，影响瓦斯水平分带的主要原因是断层性质、褶曲形式。由于本采区所才煤层为单一煤层，位于矿井一水平，瓦斯涌出量较少，所以瓦斯对采煤工作影响不大。采区内，煤尘爆炸指数为6，所以煤尘不具有爆炸性。四. 采区水文地质采区内，正常涌水量在2 m3/min以下，煤层顶板为S10砂岩，顶板砂岩含水层裂隙发育程度较低，富水性差。底板直接充水含水层为L8灰岩，该含水层钻孔单位涌水量0.021.01/s.m，矿井涌水量稳定在5m3/min

36、以下，岩溶裂隙含水量为主要充水含水层，含水较少，对煤层开采影响较小。采区边界有一F41断层，落差较大，断层两盘含水层对接，水压高的一侧通过断层补给水压低的一侧。该采区没有对开采有影响的含水层，周围采区没有积水等特殊情况，含水层对本采区没有影响，所以该采区水文地质稳定。第三章 采区储量与生产能力 第一节 采区储量一. 储量计算本采区可采煤层为一层，走向长度为2000m，倾斜长1000m，煤层平均厚度6m，煤层倾角1103。采区工业储量Q=SLmr=2000×1000×6×1.4=16800000 t采取西F41断层，东有四采取，南有三采区，北有二采区，采区共分为五个

37、阶段，F41断层留设煤柱20m，四采区边界留设煤柱5m，区段煤柱20m，采区上山煤柱两侧各留煤柱30m。采区设计损失量Q=（20×10005×100020×4×1975）×6×1.4=1537200 t采区可采储量Q1=（Q Q）×75=(168000001537200)×75=11447100 t二. 采区生产能力A=nA0BK1=1×236×1.05=248万t式中：A采区生产能力，万t/a. A0每个采煤工作面的生产能力，万t/a n采区同时生产的工作面个数， B掘进出煤率，取1.051.

38、1. K1采煤工作面产量不均衡系数（沿空留巷取下限，其余取上限，采区内单工作面生产取1，两个工作面取0.95，三个工作面取0.9）采区工作面生产能力：根据所选采煤机，采用一刀一个循环，割一刀煤放一次顶，采煤机割一刀煤所用的时间： T1=K1×(Ll)/ vt1t2×(18030=68.3min采煤机日割煤刀数：N=KN（24TZ）/T1×(24式中：K1采煤机割煤时间影响系数，取K1 L工作面的长度，该工作面的长度为180m L工作面采煤机自开缺口的长度，取l=15m v采煤机歌煤时的运行速度，取v=m/min t1采煤机端部自开切口进刀时间，取t1=30min

39、t2工作面顶板支护滞后时间，取t2=0min KN工作面生产时间利用系数，考虑交接班和外部对生产的影响，取KN=0.75 TZ工作面准备班检修工作占用时间，根据工作面形式取TZ=6工作面的年推进度：6×0.6×330=2376m，考虑正规循环率按计算，年推进度为：2376×m，工作面生产能力：×1.4××6×180=236万t三. 服务年限AB=CZ/T式中：AB采区生产能力，万t/a Z采区可采储量，万t T采区服务年限，a C采区采出率，所以，T=Z/ AB48=4.6 a储量计算表 煤层工业储量万t损失量可采损失万t回

40、采率煤柱万t厚度损失万t落煤损失万t名称数量名称或地点数量一层1680万t小计小计其中 阶段煤柱 上山煤柱 隔离煤柱 构造煤柱 其他煤柱 区段煤柱上下山煤柱断层20万t75第四章 采区设计方案 第一节 采煤方法的选择 一. 采煤方法选择的依据1、 煤层赋存条件本采区煤层倾角为110，煤层平均厚度为6m，煤层直接顶板主要为黑色 及深灰色砂质泥岩，厚度为2.65，平均厚度为。老顶为S10砂岩，多为灰褐色中粒砂岩，层理多富集碳质及白云母片，厚度在2.03，平均厚度为。煤层底板为泥岩，厚度10.50，平均厚度为。煤层直接顶一般情况下能随采随落，不需要采取强制落顶措施，老顶跨落布距为2025m ，跨落对

41、回采作业 场所有较明显压力显现。采区煤层瓦斯相对涌出量为8m3/t，属于低瓦斯矿井。煤层自然发火期是3个月，属于有自燃倾向的煤层。煤尘爆炸指数为6，不具有爆炸性。 本采区所采的煤层为单一煤层，属于二1煤层。 2、 地质构造情况。采区内地质构造比较简单，在采区边界有一F41断层，落差较大，可以达到200375m 左右，延伸长度。3、 水文地质特征。采区煤层顶板含水层为砂岩裂隙微弱含水层，底板砂岩含水层较微弱，水文地质类型为较简单的类型。煤层正常涌水量在2m 3/min以下，采区涌水较少。 4、 技术装备条件。本矿井现有的技术装备比较先进，技术条件较好，有很好的维修条件，能对煤层的开采提供较先进的

42、技术和装备，并能对矿井的生产设备进行维修和检查。对矿井的生产不会产生影响。5、 设计资料。 本采区的生产能力为248万t/a，可以将采区上下山运输巷道设在煤层中，回风巷道设在采区边界岩层中，大巷主要采用电机车运输。6. 邻近或相近矿井的采煤实践经验及生产管理水平等，邻近矿井采煤时间经验较丰富，生产管理水平比较先进，规范。二、 采煤方法的选择本采区的煤层厚度平均为6m，煤质中硬，节理发育，所采煤层为二1煤层。煤层顶底板比较稳定，煤层属于结构简单的稳定厚煤层。综上所述，该采区可选择综合机械化放顶煤开采或者分层开采的采煤方法。综采放顶煤开采具有以下的优点：（1）放顶煤工作面单产高。工作面内具有多个出

43、煤点，而且在工作面内可实行采放分段平行作业，即在不同地段采煤和放煤同时进行，因而易于实现高产。 放顶煤工作面效率高。由于放顶煤工作面的一次采出厚度大，生产集中，放煤工艺劳动量小，以及出煤点增多等原因，其生产效率和经济效益大幅提高。（3）放顶煤工作面成本低。放顶煤采煤法与分层开采相比较减少了数目，取消了铺网工序，节省了铺网费用。此外，其他材料、电力消耗、工资费用等也相应减少。（4） 放顶煤开采巷道掘进量小。放顶煤开采巷道掘进率一般是分层开采的1/31/2，大幅度减少了巷道掘进费用和维修费用，改善采掘的接续状况为集中生产创造了条件。（2） 放顶煤开采工作面搬家次数少。根据煤层厚度的不同，工作面搬家

44、次数减少了13次，节省了采煤工作面安装和搬迁费用。（3） 放顶煤开采对地质构造、煤层构造、煤层厚度变化适应性强。实践证明，综采放顶煤可在缓斜煤层中适应煤层厚度420m变化。国内综采放顶煤在煤层厚度512m，倾角小于150的条件下已经取得了成功的经验，如兖州、郑州矿区。所以该采区选择综采放顶煤的开采方法。第二节 采区巷道布置一、 采区设计方案选择及其参数确定该采区走向长度为2000m，倾斜长度为1000m，采区使用采区式开采。采区边界的留设5m厚的煤柱，采区边界有一F41断层，需要留设20m的煤柱，采区可采走向长度为1975m，区段斜长为200m，工作面长度180m，区段护巷煤柱20m，区段平巷

45、宽4m。该采区选用综采放顶煤的开采方法，由于采区走向长度为1975m，可采用单翼采区布置。采区上下山的位置及数目通过方案比较确定。根据采区煤层厚度、煤层倾角以及煤的自然发火期，采区服务年限。可提出两个方案进行比较：1. 方案一：采区巷道联合布置。在距离煤层12m的底板岩石中布置两条上山，上山位于采区走向中央，通过石门与煤层联系，两条上山的间距位20m。方案二：采区巷道联合布置。在煤层中布置两条上山，间距20m，上山位于采区的中央。2 区段巷道。本采区开采的煤层为厚煤层，采用综采放顶煤一次采全高进行开采。由于煤层顶底板比较稳定，水文条件比较简单，区段巷道的布置可采用区段集中布置，区段平巷之间留设

46、20m宽煤柱，区段巷道宽度取4m。3联络巷道。由于采区上山巷道布置有两种方案，所以，在联络巷道的布置上，可采用区段石门溜煤眼相结合的联系方式。在方案一中，采用溜煤眼与采区运输上山相联系。在方案二中，由于采区上山布置在煤层中，采用区段轨道平巷用石门与轨道上山联系。采区运输上山与区段运输平巷直接相连。2. 方案比较。根据提出的方案及方案比较原则，我们只对采区上山的布置及联络巷道进行各方面的比较。通过对采区上山方案进行比较，采区服务年限较短，顶底板岩性稳定，水文条件比较稳定，煤层瓦斯涌出量少，煤尘爆炸指数低，煤层地质构造简单，所以选择方案二比较合理。参照采区方案技术比较表4-1 方案项目方案一，双岩

47、上山方案二，双煤上山掘进工程量两上山都布置在底板岩石中，掘进工程量大，多掘出了联络石门与溜煤眼。掘进工程量小，区段平巷与采区上山可以直接相连，比较方便运输。工程难度掘进比较困难，岩层较煤层坚硬，巷道连接复杂。掘进比较容易，巷道连接简单。通风距离联络巷较多，通风距离长，通风不方便。通风距离短，通风容易。管理环节管理环节多，溜煤眼多，漏风地点多。通风距离短，通风容易。巷道维护巷道维护简单，维护费用少。煤层巷道的维护费用较多，维护比较困难。支架回收无法回收可以回收利用工程期岩石硬度大，掘进速度慢，工程期长，费用高。煤层上山掘进速度较快，工程期较短，可在较短时间内投产。 （二）采煤工作面的布置 1.采

48、煤工作面推进方向。采区布置形式为单翼采区后退式开采，采煤工作面走向长度为1975m，综采放顶煤开采方法。由于采区煤层顶底板比较稳定，地质构造简单，瓦斯涌出量低，涌水量低，煤尘不具有爆炸性，所以工作面采用后退式推进方向。工作面前进式的推进方向有以下的明显的缺点：在采煤工作面生产生产的同时，必须超前一定距离掘进区段运输平巷和回风平巷，采掘之间互相干扰严重；区段平巷维护困难，而且采区漏风，可能造成工作面风量不足；当才空区发生火灾时，必将危及工作面。因此，我国煤矿一般采用后退式开采顺序。2. 区段平巷的合理位置区段平巷有区段运输平巷和区段回风平巷。区段平巷并不是绝对的水平巷道。在生产实际中，为了便于排

49、水和运送材料设备，区段平巷通常是以0.51.0的坡度掘进的，由于坡度小，一般在巷道布置和分析时都将它们视作水平巷道，只有在巷道施工设计上才需要加以注明。区段运输平巷一般采用带式输送机或多台刮板输送机串联运煤。为保证输送机的正常运行和发挥设备效能，运输平巷在布置上可以有一定的坡度变化，但要求在一台输送机长度范围内必须保持直线方向。区段回风平巷中一般铺设轨道，采用矿车或平板车运送材料、设备。轨道平巷在布置上允许有一定的弯曲，但要求巷道要按一定的流水坡度施工。同时，为了便于平巷与采煤工作面的联接，要求两条区段平巷都必须布置在所采煤层的层位上，而且尽量保持互相平行，以便形成等长的工作面，为采煤工作面创

50、造优越的开采技术条件。根据煤层走向变化情况和平巷运输设备的特点，可采取双直线布置。区段运输平巷和区段回风平巷均布置成直线巷道，能基本上保持采煤工作面的长度不变，便于组织生产和发挥机械效能，有利于综合机械化采煤。区段运输平巷可以铺设长距离带式输送机，减少运输设备占用台数和煤炭转载次数。根据煤层瓦斯含量不大，煤层埋藏稳定，涌出量不大，所以采用单巷布置。单巷布置的区段平巷在掘进时，只要加强掘进通风，减少风筒漏风，掘进长度一般可达1000m以上。综合机械化采煤单巷布置时，区段运输平巷内的一侧需要设置转载机和带式输送机，另一侧设置泵站及移动变电站等电气设备，因而航道断面较大，一般达12m2以上；区段运输

51、平巷也因工作面产量大，通风量大，其断面也较大，与运输平巷断面基本相同或略小。所采煤层为厚煤层，煤层倾角较小，采用留设区段煤柱的方法布置区段平巷，区段煤柱20m。3. 巷道掘进煤层巷道掘进，可选用ELMA型掘进机，采用锚喷网支护，半煤岩巷道掘进，可选用EL-90型掘进机。岩巷掘进应普及光面爆破技术，锚喷或喷浆支护。确定巷道断面时应该注意以下几点：（1）巷道高度的规定a. 主要运输巷道和主要回风巷道的净高，自轨面起不得低于2m。b. 架线电机车与运输巷道的净高，自轨面起，在行人的巷道内，车场内以及人行道同运输巷道交叉点的地方，架空线悬挂高度为2m。在不行人的巷道内为，电机车架空线和巷道顶或棚梁之间

52、的距离不得小于。c. 采区内的上下和平巷的净高，不得低于2m，薄及煤层内不得低于。 （2）巷道宽度的规定a. 综合机械化采煤的矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道渣面起的高度内，必须留有宽1m以上的人行道，管道应吊挂在以上的巷道上部；巷道另一侧的宽度，不得小于；巷道内安设输送机时，输送机距支护或碹墙的距离，不得小于；巷道内移动变电站或平车上综合机械化采煤设备的最突出部分，同巷道支架间距离不得小于，同输送机的距离应满足设备检查、检修的需要，并不得小于。b. 新建矿井，生产矿井新掘运输巷一侧，从道渣面起高度内，必须留有宽以上的人行道，管道应吊挂在以上的巷道上部；另一侧的宽度不得小于；巷道内安设输送机时，

53、输送机距支护或碹墙的距离，不得小于。 c. 人车停车地点，在巷道一侧，从巷道道渣面起的高度内，必须留有宽1m以上的人行道。 d. 双轨运输巷中（包括弯道），两条铁路中心线之间的距离，必须使两列对开列车最突出部分之间的距离，不得小于；在采区装载点，两列列车车体的最突出部分之间的距离，不得小于；在矿车摘挂钩地点，两列车车体的最突出部分之间的距离，不得小于1m。（3）巷道断面的确定根据采区地质特征及采区煤层顶底板类型，本采区巷道断面确定为拱形。（4）掘进速度巷道掘进速度与掘进队管理水平，技术水平，巷道断面大小，煤岩性质，支护方式及材料有密切的关系。巷道掘进速度指标见表4-2表4-2 巷道掘进速度指标

54、巷道名称（A）掘进速度指标/m·月-1巷道名称（B）掘进速度指标/m·月-1岩巷100岩巷150半煤岩巷 200半煤岩巷 250300煤巷300煤巷 400500A为普通方法掘进，B为掘进机掘进本采区只有一个采煤工作面，一个掘进工作面。二 开采顺序本采区同时工作一个采煤工作面，煤层为厚煤层，采用综采放顶煤的开采方法，先采底板以上厚的煤，然后放煤厚度为，使用支撑掩护式液压支架，后退式开采。三 采区上中下部车场形式及确定依据本采区所采煤层为厚煤层，采用综采放顶煤的开采方法。由于采区地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量低，工作面涌水量低，服务年限短，采区上下山设在了煤层中。

55、根据轨道上山绞车房及回风大巷相对位置和运输量较大等因素，采区上部车场选用顺向平车场。顺向平车场车场运行顺当，调车方便，通过能力大。根据区段平巷与轨道上山即运输上山都设在煤层底部，联络方便，不必设溜煤眼及石门。采用绕道式中部车场，运输能力大，运输方便。根据煤层倾角小于150，围岩条件较好等因素，采用大巷装车式底板绕道式下部车场。这种车场调车方便，线路布置紧凑，工程量少，通过能力大。四 采区硐室1. 采区煤仓的形式、位置、容量的选择和支护形式。本采区煤仓设置在运输大巷与运输上山的交接处，选择垂直式圆形断面煤仓。煤仓的直径为5m，煤仓的高度为20m。采区煤仓的容量Q=350t煤仓的结构包括煤仓的上部收口、仓身、