金牛煤矿设计说明书

1C1563-103-21C1563-105-32C1563-105-411C1563-105-59C1563-105-610C1563-105-7C1563-107-8井田开拓方式方案一（推荐）C1563-109-99号煤层井田开拓方式方案一（推荐）C1563-109-10号煤层井田开拓方式方案一（推荐）C1563-109-井田开拓方式方案一（推荐）C1563-109-C1563-109-C1563-122-C1563-121-C1563-121-C1563-163-C1563-163-C1563-171-矿井通风时期系统示意C1563-171-矿井通风时期网络示意C1563-171-C1563-186-安全生产系统C1563-239-C1563-253-C1563-214-C1563-262-C1563-430-C1563-447-C1563-845- 第一 井田自然概况及资源整合前各矿现 第一节井田自然概 第二节资源整合前各矿现 第二 资源整合的条 第一节资源条 第二节外部条 第三节资源整合条件综合评 第三 井田开 第一节资源整合前各矿开拓开采现 第二节井田境界及储 第三节矿井设计生产能力及服务年 第四节井田开 第五节井 第六节井底车场及硐 第四章大巷及设 第一节方式的选 第二节矿 第三节设备选 第五章采区布置及装 第一节采煤方 第二节采区布 第三节巷道掘 第六 通风与安 第一节概 第二节矿井通 第三节预防及安全装 第七 提升、通风、排水和压缩空气设 第七 提升、通风、排水和压缩空气设 第一节主斜井提升设 第二节副斜井辅助提升设 第三节通风设 第四节排水设 第五节压气设 第八章地面生产系 第一节煤质及其用 第二节生产系 第三节辅助设 第九章地面...........................................第一节概 第二节场内公 第十章总平面布置及防洪排 第一节平面布 第二节竖向设 第三节场内......................................第四节防洪排 第十一章电 第一节供电电 第二节电力负 第三节送变 第四节地面供配 第五节井下供电系 第十二 地面建 第一节设计原始资料和建筑材 第二节工业建筑物与构筑 第三节行政、生活福利建 第十三 给水、排 第一 给 第二 排 第三节室内给排 第四节消防及洒 第十四 采暖、通风及供 第一节采暖、通风及供 第二节井筒防 第三节锅炉房设 第四节室外热力..................................第十五 环境保 第一节环保设计依据及标 第二节矿井建设对环境的影 第三节各种污染的防治措 第四 机构设 第十六 建井工 第一节建井工 第二节产量递增计 第十七章技术经 第一节劳动定员及劳动生产 第二节原煤生产成 第三节建设项目概 第四节技术经济分析及评 第五节主要技术经济指 一、采矿二、企业名称核准通知书（山西省工商局三、供电协议四、煤矿救护五、山西省煤炭工业局晋煤安发[2005]357号《关于太原市煤矿矿2004年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的六、山西省煤炭工业局综合测式中心煤尘性及煤层自燃倾向性定检验报告（1、2、9、10号煤层）七、山西省煤炭资源整合和有偿使用工作组晋煤整合办［2006］30意见》八、太原市安全生产监督管[2007]4号《关于山西某金牛煤业有限公司（原南尾沟煤矿）资源整合地质报告的》九、设计委托 山西省煤炭资源整合和有偿使用工作组于二○○六年下发晋煤整合办核［2006］30通过关于《太原市某市煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见。依据该文件的要求，山西某金牛煤业由某市西曲街办港立村井圪垛煤矿和某财源煤矿整合而成2007年6月山西省煤炭地质公司编制了《山西某金牛煤业资源整合矿井地质报告》，我公司受山西某金牛煤业委托为山西某金牛煤业编《山西某金牛煤业资源整合设计》。山西某金牛煤业由某市西曲街办港立村井圪垛煤矿和某财源煤矿整合而成。整合前某市西曲街办港立村井圪垛煤矿批准开采煤层为032+3号煤层开采2+3号煤层某财源煤矿批准开采煤层为03、2+3、4号煤层，开采4号煤层。整合后矿井批准开采03、2、、、、号煤层设计开采8号煤层整合后煤矿名称定为山西某金牛煤业煤矿，设计能力300kt／a。某市某镇管辖，属集体企业。某财源煤矿位于某市梭峪乡会立村，行政区划属于某市梭峪乡管辖，属集体企业。资源整合后矿井名称为山西某金牛煤业，经济类型为：。1、山西省煤炭资源整合和有偿使用工作组晋煤整合办［2006］30准意见》2、山西省资源厅颁发的采矿证。证号3山西省煤炭地质公司编制《山西某金牛煤业资源整合矿井地质报告》。4、山西省工商行政管理局（晋）名称变核企字2006]第0635号《企业5、设计委托6、瓦斯等级鉴定报7、煤层自然与煤尘鉴定报8、《煤炭工业矿井设计规范9、《煤矿安全规程》200710、国家和省级有关煤炭生产的方针、政策、法律、11、该矿2+3号煤层采掘工程平面山西某金牛煤业整合后储量较为丰富，地质构造简单，煤层赋存稳定，开采技术条件较为优越。本次设计坚持“高标准，采用先进技术、先进装备”的原则，使用成工艺和技术装备，同时尽可能利用矿方现有设施设备，以节省投资。设计力求切合实际，工程量少、投资省，生产系统期短、见效快。1、生产能力：1.2Mt/a2、工作制度：年工作日330d，每日两班生产，一班准3于原井田边界，井筒变形严重量大，断面小，对于资源整合后的井田开采没有利用价值，故关闭井圪垛煤矿原有的两个斜井，重新在整合后的井田为全矿井的回风立井，用于回风，兼作矿井的安全出口。。4位于井田东北部中段采用倾斜长壁式开采大巷和轨道大巷沿8号煤层底板布置，大巷与主斜井相连，轨道大巷与副斜井相连；回风大巷沿8。5地面生产系统主斜井原煤出井后经胶带输送机直接进入储煤仓，集中集中。装载机装车外运。6矿井供电矿井采回路10KV供电两回路电源引自同一变电所的两个不同开关柜。一回电源引自梭峪乡35KV变电站1#开关柜10KV母线，距离3Km，另一回路引自梭峪乡35KV变电站2#开关柜10KV母线，距离3Km。矿井供电有可靠保证。7量充足，水质优良。消防洒水采用井下水，经处理后加以利用。主要技术经济1、整合后井田面积：5.9525Km22、矿井保有地质储量：56.8Mt；可采储量：39.1Mt。服务年限：30a中8号煤服务年限8a。3、新掘巷道总长度5476m，巷道掘进总体积42578m34、建井工期：12个月5、达产时，设一个悬移支架放顶煤回采工作面，长度120m6、全员工效：6.06吨/工7、矿井建设总投资3350.58万元，其中井巷工程809.44万元；土建程771.74万元；设备购置773.47万元；安装工程514.61万元；其它262.12预备费219.201避免工程。2意采空区积水情况,做到有疑必探，先探后掘，防止发生透水事故。32005相对及绝对涌出量进行实测，并做鉴定工作，及时修改通风设计，制定相应措施。第一 井田自然概况及资源整合前各矿现第一节井田自然概山西某金牛煤业位于某市某镇长港村南，行政区划属于某市某镇管辖，井田地理坐标为：东经112°06′47″—112°07′45″，北纬37°57′15″—37°57′57″。井田呈不规则多边形，南北宽1.225km，东西长详见交通位置图1-1-1井田位于吕梁脉东翼，属中低山区，沟谷，切割剧烈，沟谷两侧基岩露，山顶多为黄土覆盖；井田地势总体为东北高，西南低，最高点位于井田东部山脊，标高为1300.0m，最低点位于井田西南部沟谷中，标高为1118.6m，相对高差181.4m。本区属流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷探区后注入汾河。春季干旱多风,夏季短而炎热,秋季凉爽多雨的北方气候特点。年平均气温9－11℃，一般7月份气温最高，1月份气温最低，最高气温37.2℃，最低气温－22.4789三个月,年平均降水量426.1mm,年平均蒸发量1480.9mm,年平均蒸发量为降水量的3－4倍,年无霜期一般189天左右,霜冻期为11月至次年3月份,最大冻土深度860mm。全年主导风向为西北风（冬季）和东南风（夏季），平均风速2.1m/s，最大风速16m/s般为3-4级，最大可达8级。本区地处新华夏系构造盆地边缘系多发地带据GB50011-200《建筑抗震设计规范》，抗震设防烈度7°设计基本力速度值为0.15g。第二节资源整合前各矿现山西某金牛煤业由某市西曲街办港立村井圪垛煤矿和某财源煤矿整合而成。二、原某市西曲街办港立村井圪垛整合前原某市西曲街办港立村井圪垛煤矿有山西 资源厅于200211月颁发的证号为1400000220524采矿证有效期限至2005年11月批准开采032+3号煤层批准井田面积0.2923km2,生产证号X 年月日，采矿证载明生产规模为30kt/a,实际生产能力为60kt/a。井田范围由下列12个拐点坐标连线圈定（6度带坐标系XY123456789开采标高：由1037m至958m该矿于1994（6度带坐标系）XYH该矿井下采用短壁式采煤方法，放落煤，木支柱支护，绞车提升，车、皮带，通风方式为抽出式负压通风据煤矿提供资料，矿井最大涌水量为55m3/d据该矿2004年资料，矿井瓦斯绝对涌出量0.98m3/min，相对涌水三、原财源煤矿原某财源煤矿有山西省资源厅于2004年1月颁发的证号1400000430148号采矿证，有效期限至2006年1月，生产证 年月日，批准开采03、2+3、4号煤层，采矿证载明生产规模60kt/a，实际生产能力60kt/a。批准矿区面积XY1234开采标高：由1048m至975m该矿始建于1995年，1998其井口坐标如下（6度带坐标系）：XYH该矿井下采柱式采煤方法，放落煤，矿 ，木柱支护，采TJL-800型单滚筒绞车提升，边界式通风。最大涌水量为20m3/d，防爆整合后该煤矿不在整合井田范围以内，属于划出资源矿井整合后山西某金牛煤业计划重新开拓，主斜井、副斜井、回风立井，其井口坐标如下：XYH山西某金牛煤业整合前后井田范围变化情况见图1-2-11-2-21-2-3第二 资源整合的条第一节资源条该井田位于太原煤田某矿区西曲精查区西部边缘，该勘探区早在1955-1956年即由华北煤田地质局队进行找煤和1/万地质填图工作1957年开始普查，接着又进行了详查、精查勘探，1962年复审认为质量低，煤质不清工程密度不够， 年由省煤田地质 队重新进行精查勘探编制《太原煤田某矿区西曲勘探区精查勘探最终报告》。本井田位于该勘探区北部，在井田附近施工了、 、西、 等个钻孔。年月山西省地矿局 队为该矿编制《山西省某市港立村井圪煤矿地质报告》。2002年8司财源煤矿矿井地质资料》。2004年11月山西省煤炭地质公司提交了《某市西曲街办港立村井圪垛煤矿矿产资源储量检测年度报告于2005年4太原市矿产资源储量评审专家组评审下达意见书。2007年2月山西地科勘 编制《山西省太原煤田某金牛业煤矿资源储量核查地质报告》（供资源整合用）。以上成果为本次报告的编写提供了第一手的地质资市安监行[2007]4号对该报告进行了一）、区域地煤田总体呈现为轴向北西的复向斜构造煤田四周地层地层与向斜轴向大致相当按构造形迹特征及其组合规律可将煤田划分为展布在煤田西部，主要由马兰向斜、水峪向斜构成。新华夏系北东-北东东依次出露古生代石炭系奥陶系及寒武系另外第三系及第四系也有广泛分布。二、区域含煤煤田区域含煤地层主要为古生代石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，主要可采煤层为2、3、4、7、8、9号，一般2、8、9号为区域性稳定可采煤层，其余为局部可采煤层。区域地层简界系统组段K全新统0-0-中部有时含1-2层砂层钙0-R0-中统界55-下统432-103-上P2上统217-系下P2175-P26-下统下P120-组19.87-界∈40-长5-组76-张56-20-群20-太古界三）、矿井地井田内地层由老到新发育有奥陶系中统峰峰组(O2f),石炭系中统本溪组(C2b)、上统太原组(C3t)、二叠系下统山西组(P1s)、下统下石盒子组(P1x)上统上石盒子组(P2s)(N2Q2+31、奥陶系中统峰峰组为煤系地层基底，全层厚度约100m左右，岩性一般以深灰色厚层状致密层，地层中裂隙多为方解石脉充填。2、石炭系中统本溪组平行不整合于峰峰组之上，厚18.20-32.80m，平均25.80m，为海陆交互定灰岩1-3层，厚度多在1m以下，局部有不稳定薄煤层3、石炭系上统太原组与下伏本溪组整合接触，是本区主要含煤地层之一，全层89.56-131.18m100.50m4-5(1)K1砂岩底部至L1(庙沟灰岩)灰岩底：底部K1砂岩(晋祠砂岩)为灰白色中厚层状中粗粒石英砂岩，一般底部多含砾，风化后呈褐红色，特征明显，为良好的标志层，厚度一般在4.0m左右。其上主要为灰黑色砂质泥岩、泥岩组成，偶夹薄层灰岩透镜体，含8、9、10号煤层，上部8、9段地层厚度一般在50.00m左右。（2）中部灰岩带：为L1灰岩至L4（斜道灰岩）灰岩顶的一段地层，岩性以灰黑色砂质泥岩夹三层灰岩(L1K2L47L1灰岩常为82.80mK2K2灰岩一般为2分层结构，厚5.60mL4灰岩厚度一般在3.37m7号煤层直接顶板。本段地层沉积稳定，厚度变化不大，约22.00m，灰岩内盛产海相动物化石。(3)L4顶至K3砂岩底：岩性以灰色砂岩、砂质泥岩及煤层组成，含煤(630.00m度一般在12.0m左右。4、二叠系下统山西组与下伏太原组整合接触，是本区又一主要含煤地层，厚29.66-51.19m，平均厚39.74m左右，岩性主要由灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，含煤5032+345、二叠系下统下石盒子组与山西组地层整合接触全厚70.00-110.00m平均91.50m属沉积，按岩性特征可分为两段：(1)下段主要为灰色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、砂岩互层，有时含4-5层K4K4英、长石为主，风化后明显的氧化铁圈，底部常含小砾，厚7.6m厚度一般在25.64-40.00m之间，平均37.50m。(2)K5砂岩与下段分界。K5厚度一般在1左右，成分以石英、燧石为主，呈薄层细粒结构，沉积不稳定，多相变为砂质泥岩或尖灭。本段厚度一般44.36-70.00m，平均54.00m。6、二叠系上统上石盒子组本井田该组地层赋存不全，其上部地层多被风化，仅残留其下部地层。本组底部以中粗粒石英砂岩K6黄绿色、紫色泥岩、砂质泥岩、薄层砂岩组成互层，上部地层为兰灰色、紫色泥岩夹薄层砂岩，质软易风化，本组厚度150m以上。7、上第三系上新统不整合于其它老地层之上，厚0-55.00，平均25m，在沟谷中多有出露，中含有钙质结核。8、第四系中上更新统不整合于其它地层之上，厚0-57.61m，平均37.15m。一般分布于山梁上(Q2l)为上更新统马兰组(Q3m).四）、含煤地（一）、含煤1、太原组太原组含、、、、号层煤，其中8、9号为稳定可采煤层，7号煤100.50m，可采煤层总厚度为6.80m，可采含煤系数为6.8%2、山西组山西组含、、、+3、4号5层煤，其中2+3、4号煤层为稳定可采煤层，03厚度平均为39.74m，可采煤层总厚度为8.61m，可采含煤系数为21.67%。（二）、批采1.03号2.91-3.00m2.95m般不含夹矸，层位稳定，顶板、底板多为砂质泥岩、粉砂岩及中砂岩，为全井田较稳定大部可采煤层。2.2+3号位于山西组中部，上距03号煤层1.75m，为稳定可采煤层，该煤层厚度为4.20-4.78m，平均为4.38m，结构较简单，含夹矸0-3层，层位稳定，顶板多为细砂岩、底板多为砂质泥岩及粉砂岩。现正在开采。3.4号煤2+3号煤层6m2.13-3.54m，平均为3.28m，结构简单，一般含0-2层夹矸，层位稳定，顶板为砂质泥岩、底板多数泥岩砂质泥岩。现正在开采。4.7号煤4号煤层36.24m3.43-4.20m3.83m；结构简单，不含夹矸，属局部可采煤层，顶板岩性为石灰岩，底板岩性为泥岩、细砂岩。5.8号煤7号煤层18m0-3层厚度3.06-4.31m,平均为3.90m，全井田稳定可采煤层。6.9号煤8号煤层7.00m0-5层夹矸，为结构较复杂，该煤层厚度2.32-2.97m，平均为2.97m可采煤层。各可采煤层的厚度、煤层间距及其变化情况见下表2.91-组4.20-42.13-73.63-83.06-92.32-（三）.煤岩层组合特征、岩相沉积旋回及测井曲线对比等综合对比法进行划分。本溪组与太原组以K1铝土矿、铁矾土等；太原组岩性组合为细粒砂岩、砂质泥岩、煤层及石灰岩等，易于划分；太原组与山西组以全区稳定的K3砂岩为标志层。42+3034组是山西组第一个煤组，由于它处于K3砂岩之上，加之煤层灰分一般含量较高煤岩类型多属半暗型硬度较大的特点比较容易确定而2+3号煤层距下部4号煤层平均6.00m，可在对比较可靠的4号煤层上利用间距法追踪2+3号，进而往上对比03号煤层。78号煤层顶板分别为L4、L1灰岩，层位分明，极易对比。特别是8号煤厚度大，结构较6号一般距K3砂岩13m6号煤。9号煤层位于8号煤之下，易对比。总之，区内为煤层对比是可靠的五）、井田构本井田位于太原煤田某矿区西曲精查区西北部边缘，井田内及周边构造简单，地层总体为一向南倾斜的单斜构造，倾角5°。井田内共发现5断层，分述如下：F41正断层位于井田南部井田内延长550m北东东倾向北西，倾角68°，落差22m。F45正断层位于井田南部井田内延长150m北东东倾向南东，倾角55°，落差20m。F48正断层：位于井田北部，穿过本井田 北东，倾向北西，倾75°，落差20m，，另外在井田北部有一条F49大断层，为井田边界，其北东，倾向在今后生产过程中应注意隐伏断层和陷落柱的线索，以防事故发生综上所述，本井田内构造尚属简单一）、煤的物理性质及煤岩物理2-3状断口，内生裂隙发育。煤岩要为半亮型，半暗型和暗淡型次之。煤层主要为条带状结构，层状构造。少，矿物成分主要为粘土，少量硫分物和碳酸盐类。二）.化学性质、煤质特征及煤类划分标准为中国煤炭分类（GB5751-86），煤质特征划分标准为中民（GB/T15224.2-2004）煤炭质量分级煤质资料根据西曲精查勘探报告及井圪垛煤矿2+3根据马兰精查勘探报告煤质资料叙述如下1.03号灰分（Ad） 原煤:7.19～34.30%，平均24.00%；挥发分浮煤19.89～29.02%，平均18.71～26.06%，平均全硫浮煤0.15～2.70%，平均0.50～1.01%，平均磷（Pd） 浮煤：0.001～0.006%，平均0%胶质层（Y）为13-18mm平均17mm；发热量（Qnet.v.d）平均34.31MJ/Kg该层煤为特低灰－高灰、特低硫－中硫特高发热量的焦煤（JM）2.2+3号水分 灰分（Ad 原煤:9.84～28.61%，平均挥发分（Vdaf）原煤:12.55～26.38%，平均浮煤：12.14～23.44%，平均21.00%； 原煤：0.27～2.97%，平均1.00%；浮煤：0.38～0.97%，平均0.50%；磷（Pd） 浮煤：0.0013～0.0923%，平均3胶质层（Y）为12-25mm，平均为16mm。发热量（Qnet.v.d）平均34.92MJ/Kg该层煤为低灰-高灰、特低硫-中硫，特高发热量焦煤（JM）3.4号煤灰分（Ad） 原煤:15.61～33.32%，平均26.00%；挥发分浮煤19.19～29.76%，平均18.73～24.70%，平均全硫浮煤0.33～1.46%，平均0.41～0.63%，平均磷（Pd） 发热量（Qnet.v.d）平均33.70MJ/Kg该层煤为低灰-高灰、特低硫-低硫特高发热量焦煤（JM）4.7号煤灰分（Ad 原煤:10.88～20.95%，平均挥发分（Vdaf）原煤:22.67～24.82%，平均23.84%；浮煤：21.84～22.77%，平均2全硫（St.d） 原煤：0.45～2.87%，平均1.00%；浮煤：0.48～1.15%，磷（Pd） 浮煤：0.0008～0.0016%，平均1胶质层（Y）为20-35mm，平均为23mm。发热量（Qnet.v.d）平均34.77MJ/Kg该层煤为特低灰-中灰、特低硫-中硫特高发热量焦煤（JM）5.8号煤灰分（Ad 原煤:4.98～24.67%，平均挥发分（Vdaf）原煤:16.41～23.67%，平均浮煤：14.48～22.08%，平均8全硫（St.d） 原煤：1.46～2.45%，平均2.00%；浮煤：1.13～2.54%，磷（Pd） 浮煤：0.00010～0.005%，平均2胶质层（Y）为15-19mm，平均为18.00mm。发热量（Qnet.v.d）平均35.71J/Kg该层煤为特低灰-中灰、中低硫-中高硫特高发热量焦煤（JM）6.9号煤灰分（Ad 原煤:11.68～29.23%，平均挥发分（Vdaf）原煤:18.26～23.99%，平均浮煤：16.72～21.15%，平均9全硫（St.d） 原煤：0.65～2.86%，平均1.20%；浮煤：0.56～1.12%，平均磷（Pd） 浮煤：0.0017～0.025%，平均%胶质层（Y）为12-19mm，平均为15.00mm。发热量（Qnet.v.d）平均34.16MJ/Kg该层煤为特低灰-高灰、低硫－中硫特高发热量焦煤（JM）三）、煤的可选性及工业用途本矿未做可选性试验根据西曲精查资料若经1.4液洗选4号煤层精煤回收率15.67-34.89%，等级为，中煤产出率35.30-39.16%，属很9号煤层精煤回收率56.95%23.65%60%11-13%煤。若改用1.5液进行洗选，除4号煤仍为难选煤外，其他煤层均属易选煤。区内山西组03、2煤层和太煤层为焦煤，是中根据西曲精查资料，在本井田西部沟内03、2+3风氧化现象，其风氧化带宽度为沿基岩露头垂推30m，可分为三个带：ad）增高，灰份（Ad）产率增高，全硫（St,d）降低，发热量（Qgr.vd）急剧下降。（Mad一般小于10%；灰份（Ad）一般30%左右；腐植酸含量最高。弱氧化带：煤化学和物理性能变化较小，即接近正常值（一）据山西省煤炭工业局晋煤安发［ ］ 《关于太原市煤矿二OO四年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的本矿2+3号煤层井鉴定结果下表：矿井瓦斯等级鉴定结井圪垛根据2004年度矿井瓦斯等级鉴定结果，该矿属低瓦斯矿井据据介市全产督理介安字06，南尾沟煤矿的瓦斯等级鉴定结果为：开采10号煤层矿井瓦斯相对涌出量2005年3.53m3/t2004年为4.43m3/t瓦斯绝对涌出量2005年为0.49m3/min2004年为0.80m3/min，属低瓦斯矿井。北山煤化的瓦斯鉴定结果为：开采号煤层矿井瓦斯相对涌出量 年为.77m3/t，2003年为7.44m3/t；绝对涌出量2004年为0.70m3/min，2003年为0.93m3/min，属低瓦斯矿井。设计取最大值（二）煤尘 根据2007年由山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿2+3验报告，试验结果如下：煤层煤尘性测试成果火焰长度有无有根据煤矿提供的检验报告，2+3号煤层样有煤尘性煤层自燃倾向性测试成果吸氧量Ⅲ根据煤矿提供的检验报告2+3号煤层样为不易自燃煤层。据煤层煤尘性测试资料。煤 性鉴定性 1有2003.10.212有9有有有综上，该井田煤层煤尘具有性煤矿整合后，必须完善综合防尘系统，防止煤尘性事故发生（三）煤的自收集了、号煤层自燃倾向性测定资料煤层自燃倾向性测定号1Ⅰ2Ⅱ9ⅡⅡⅡ综上，该井田2、9、10、11号煤层属于自燃煤层，自燃等级为Ⅱ级，1号煤层属于容易自燃煤层，自燃等级为Ⅰ级。未发现火区。但在今后的开采过程中应防范，做好防作。（四）地温、据矿井生产过程中观测，恒温带的深度70m，温度为9.6度2.5℃/100m，地热增温率为垂向增深40.0m，升高1℃，属地温正常区。生产过程中未发生地温异常。据煤矿资料，本地区属地压正常（五）井田地质环境本井田地貌类型属中低山区沟谷切割强烈区内基岩露第四系松散黄土层散布其间；本井田为单斜构造，山西组及上覆地层主要为砂岩、砂质泥岩，风化程度低、较坚固；太原组岩性主要为泥岩、砂岩、砂质泥岩、灰岩及煤层，水文地质条件简单；采煤阶段废石量少。因此，本矿地质环境问题类型较单层水被疏干，以及废弃物排放等。由于煤层埋藏较浅，采空区上甚至出现地表沉降。从而破坏了水含水（层）结构，破坏了自然的水水力联系，地表水沿地裂缝向下渗漏，而经采煤巷道排出。所以，采煤引起水疏干、地表井泉干枯，使土壤水、肥墒情大大降低，可能给当地农进而影响到整个矿区的生态环境。当地裂缝、塌陷出现于村庄、民居区时将会危及居民的住房、财产及生命的安全。废弃物排放则会造成水质污染和大气污染（六）、与井田稳定根据中民标准GB50011－2001《建筑抗震设计规范》，井田所属地区的设防烈度7°。设计基本加速度值为0.15g。本矿区为中低山丘陵地貌，目前未发现新构造变动迹象，因此对矿不会太大。仍需重视对矿区建设的影响（七）、地质井田地貌类型属中低山区，沟谷，切割强烈，地形高差大，随着地面建筑物的破坏、公路交通的中断，造成大量的经济损失。的裂隙及各种形状、规模大小不等的塌陷坑，破坏了农田灌溉，影响农业生产。根据矿方实地资料现在在采空区上方局部范围内出现了少量的裂隙，经回填土后，对农业生产和居民生活基本无影响。但随着井下开采面积的增加，地表塌陷不容忽视，需采取预防措施。如在工业场区、生活区下的开采区应留有足够的保安煤柱，对出现的裂隙或塌陷地区，应及时填平，尽量恢复其原貌和用途。加强矿山附近山体的观察，防患因地裂缝引起的山体滑坡、崩塌、塌陷等地质，而影响煤矿坑口及工业广场的安全（八）、井田水文环煤矿开采必须疏排水，水的疏排引起水的均衡发生变化，随着开采深度的增加、开采范围的增大及开采时间的延续，疏干漏斗不断扩大，引起区域性水位下降，造成井泉干枯，影响矿区周围地区的人畜用水。在水疏排过程中还会将岩煤层中有害元素带入水中使水质污染，排出的水如不经处理，作为污水排放，会引起地表水质的污染，对地表生态环境产生影响。既然采煤引起水的疏排是的我们就应该更加珍惜地表水资源，保护现有地表水体不被污染和，保护现有水利工程设施，最大限度地降低采煤对水资源的破坏。首先要做好污水处理工作，严格执行排污标准。其次地表水体之下要留设保安煤柱，此外要植树造林，保护生态环境（九）、井田有害物水和生活污水，矸石的排放。锅炉房炉渣和烟尘的排放，煤扬尘，各类风机噪声及地面塌陷等。水一部分用于井下消防洒水，多余部分用于农田灌溉或外排；生活污水排放量很小，经化粪池处理后排放。由于矿井涌水一般都会有一定的有害物质，应利用先进技术进行必要的水处理。慢氧化，也会释放许多有害气体，使大气环境受不同程度的污染。另外，矸石中的热量不断聚积，还会引起矸石自燃；第三、经过雨水的淋滤，矸石中的有害物质将溶于水中，流入河流及农田灌溉系统中，并通过淋滤作用渗透到水中，对潜水水质造成污染。故今后矸石的处理应充分考虑矸石本身染源，变废为宝。过程中产生的煤尘和储煤厂产生的煤尘可以通过喷洒水装置，使煤尘污染降低到最低限度。煤层中的瓦斯由井下通风排出，由于浓度很低，无法利用，直接排向大气。因距离村民居住区远，故噪声对环境的影响较小。一、地181.4m二、井田内主要含水奥陶系碳酸盐岩类岩溶水含水岩单位涌水量为11.91L/s.m，渗透系数最大7.03m/d，水位标高880m左右，远低于煤层最低底板标高（9。石炭系上统太原组（C3t）碎屑岩类夹碳酸盐岩类岩溶裂隙水含水组L4总厚度为25m左右。灰岩厚度较大，裂隙不太发育，富水性弱。据西曲精查区资料，钻孔单位涌水量为1.84-0.0398L/s.m，渗透系数最大2.08m/d。水位标高1104.60-1251m，水质类HCO3·SO4—Ca·Mg。二叠系碎屑岩类含水层山西组钻孔单位涌水量为0.0175L/s.m，渗透系数0.009m/d。水位标高1180.51m，水质类型一般为HCO3·C1-Na·Ca型。第四系松散岩类孔隙水含水岩三、井田主要隔水1、本溪组隔水26.3m系灰岩之间的重要隔水层，隔水性较好。2、山西组隔水加之山西组的弱富水性，故为4号煤层与太原组之间的较好的隔水层。四、矿井充水因素分析及水害防治一、构造对矿井充水因素影井田内及周边共有5条断层，最大落差100m，未发现陷落柱，水二、老窑采空区积本区煤炭开采历史悠久，井田内分布有小窑破坏区，仅2+3、4号煤层存在采空区，会有采空积水。井田周边北为煤矿，东、南为西曲煤矿，破坏区积水是对矿井平安全生产的最大。三、现矿井充水因素分析本矿现开采2+3、4号煤层，根据GB12719-91<矿区水文地质工程地勘探规范>附录F，冒落带、导水裂隙带最大高度经验公式表03、2、、、、号煤层导水裂隙带（包括冒落带）最大高度（m）为32.3m,108.53m,84.09m,29.64m,97.87m、57.2m。（经验公式Hf

2.4n

11.203、2+3、4裂隙含水层的影响，7、8、9溶裂隙含水层中水。（包括冒落带充水因一。井田内批采的03、2、、、、号煤层底板赋存最低标高为 本井田推测奥灰岩溶水位标高880m煤层底板最低标于本井田推测奥灰水位之上，不存在带压开采问题。奥灰岩溶水对井田03、2 9号煤层的开采没有。据矿方提供资料，井圪垛煤矿矿井最大涌水量为55m3/d，正常涌水35m3/d原某财源煤矿矿井最大涌水量20m3/d，正常涌水量15m3/d。含水层的水沿裂隙下渗，向采空区积水。漏，保证生产安全。冲沟，平时为干沟，对矿井安全生产影响很小。本区03、2、、、、号煤层底板赋存最低标高高于奥灰岩溶水推测最标高，岩溶水对井田03、2、、、、号煤层开采没有。小窑破坏区的积水是对本井田煤层的主要充水因素。四、矿井水文地质类岩溶水位标高，不存在奥灰突水性，水文地质条件属于简单类型。五、矿井水害及防及时清除水沟道和水仓，保证排水通畅防治水原则；步了解，防患于未然。五、矿井涌水量预整合前井圪垛煤矿核定生产能力为90kt/a，矿井正常涌水量为35m3/d，最大涌水量55m3/d，原某财源煤矿距整合井田较远，矿井水文地质本井田内资源整合后生产能力为300kt/a（古 Q—预算涌水量0Q—井下实际涌水量0PK—富水系数P结果为，矿井正常涌水量为82m3/d。最大涌水量128m3/d六、供水水矿井生活用水目前取自村庄民井；此外，井下排水经净化处理后可用于井下洒水除尘再利用。生产和生活用水均可满足需要。水水源。七、对井田地质勘探程度的（一）地质构造对开采影响的分本井田位于太原煤田某矿区西曲精查区西北部边缘，井田内及周边构造简单，地层总体为一向南倾斜的单斜构造，倾角5°。井田内共发现5断层。总体上本井田构造较简单，对于煤层开采影响程度较小。（二）煤层对比可靠性和稳定性分析及对开采的影煤质、古生物及岩相旋回等其它对比方法。层明显，绝大部分对比可靠，山西组主要煤层相对比较为可靠。本矿井现在设计开采8号煤层对比可靠，对开采无影响（三）对储量的评求。（四）对水文地质、瓦斯等级、煤质分析的评水量，能够满足设计要求。对瓦斯等级煤尘的性和煤的自燃性评价采用的是 鉴定结果，煤样不全，建议采用检验结果，提高精确程度。经对88硫－中高硫特高发热量焦煤。（五）对地质资料的评价、存在的问题及建特征、瓦斯涌出量、煤尘性、煤的自燃性、水文地质条件、各类储量等作了详细的论述，真实可靠，能够满足设计要求。存在的问题主要是地质报告未对周边小窑的采空区和积水作进一步的详细核实，有可能在矿井开采中带来突水隐患，建议地质部门加强这方的勘探力度。第二节外部条山西某金牛煤业位于某市某镇长港村南，行政区划属于某市某镇管辖，该矿到某市有简易公路相通，距太（原）－岚（县）铁路某火车站12km，铁路公路均可。外运条件较为便利。矿井生活用水目前取自村庄民井；此外，井下排水经净化处理后可用于井下洒水除尘再利用。生产和生活用水均可满足需要水水源。矿井采回路10KV供电，两回路电源引自同一变电所的两个不同开关引自梭峪乡35KV变电站2#开关柜10KV母线，距离3Km。矿井供电有可（双方已实现了供电意向将导线更换为LGJ-120mm2。矿井建设不需迁村。据地质报告提供的煤质指标，本区8特高发热量焦煤，可作为民用煤和工业用煤，或与其它煤配合炼焦。年内不会改变，尤其随着一大批小窑的报废与关闭，煤炭市场的供求关系将发生变化。民用煤、动力煤和配焦煤的供求关系比较稳定，目前，本矿所生产的煤炭价格较高，利润较为丰厚。其市场稳定，销售前景良好。第三节资源整合条件综合评两矿为相邻矿井，地质条件基本相同，剩余资源量不是很多，所以资源整合比较合理，整合后增加了储量，延长了服务年限。财源煤业有限公司虽然为参与整合矿井，但不在整合后井田范围内。新增资源为长港矿、水深沟矿、红星矿、背子沟矿、山西矿业学院实习已关闭矿井，曾开采2+34号煤层。不利条件是整合前两个矿及已关闭矿井均有各自的生产系统，巷道布置复杂，上组煤已被破坏，无法采用机械化开采，上组煤给整合后总体的开拓部署造成故整合后机械化升级改造只能布置在下组煤中。第三 井田开第一节资源整合前各矿开拓开采现山西某金牛煤业由某市西曲街办港立村井圪垛煤矿和某财源煤矿整合而成。整合前某市西曲街办港立村井圪垛煤矿批准开采煤层为03、2+3号煤层，开采2+3号煤层；某财源煤矿批准开采煤层为03、2+3、4号煤层，开采4号煤层。原某市西曲街办港立村井圪垛煤矿1994年建井并投产，生产规模为30kt/a,实际生产能力为60kt/a方法，放落煤，木支柱支护，绞车提升，平车、皮带，通风方式为抽出式负压通风。属低瓦斯矿井。原某财源煤矿批准开采03、2+3、4号煤层，采矿证载明生产规模60kt/a，实际生产能力60kt/a。该矿始建于1995年，1998年投产。该矿采用主斜井、副立井混合开拓，井下采柱式采煤方法，放落煤，矿车木柱支护采用TJL-800型单滚筒绞车提升边界式通风属低瓦斯矿井。据2004资源储量核查资料，原某市西曲街办港立村井圪垛煤矿动用2+3号煤层资源储量为27.5万t16.5万t11.0万t60%，生产情况见下表。原某财源煤矿动用资源储量无资料根据2002年8月山西省地质矿产咨询服务公司编制了《山西通富煤炭实业公司财源煤矿矿井地质资料》，4号煤层累计探明储量96.3万t。生产情况统计6某市西曲1998-街办港立2村井圪垛2000-2003-井田内7号煤层厚度勘探期间均达可采已关闭的水深沟矿巷道该层厚度仅为0.43m，故在井田内7号煤层为局部可采煤层。第二节井田境界及储根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作组文件晋煤整合200630意见确定某市西曲街办港立村井圪垛煤矿整合某财源煤矿,整合后矿井名称为山西某金牛煤业整合后井田范围由下列6个拐点坐标连线圈定：点 123456整合后井田平面形态呈不规则多边形，南北宽1225m，东西长1398m，田面积0.9524km2。批准开采03、2＋3、4、7、8、9号煤层，设计开采8号煤层。（一）保有资源1、资源量计算范围和工业指煤(倾2、最高可采灰分40％；硫分由于区内煤层倾角较小，产状平缓，计算面积采用水平投影面积8号煤视密度1.34t/m32、保有资源数整合后井田共求得03、2、、、、号煤层保有资源储量 为.8%。(112b)为0kt，推断的内蕴经济的资源量（333）152kt；7号煤层保有资源储量(111b+112b+333)为371kt,其中探明的经济基础储量(111b)为0kt,(112b)为0kt，推断的内蕴经济的资源量（333）371kt；8号煤层保有资源储量(112b)为135kt，推断的内蕴经济的资源量（333）1745kt；9号煤层保有资源储量(111b+112b333)2458kt，其中探明的经济基础储量(111b)为1479kt，(112b)为70kt，推断的内蕴经济的资源量(333)909kt。详见下表。资源/储量估算汇总煤层煤类资源/储量b000007000089合计（二）矿井设计矿井设计储量计算公式如下矿井设计储量计算 单位47（三）矿井设计可采储矿井设计可采储量计算公式如设计可采储量=（设计储量-开采煤柱损失）×采区回采采区回采率，薄煤层取85％，中厚煤层80%，厚煤层取75％。。矿井设计可采储量计算结果见下表矿井设计可采储量计算 单位4789三、安全煤当矿井报废时，预计各种煤柱损失可回收50%左右第三节矿井设计生产能力及服务年矿井生产能力的确定，主要考虑以下几方面因储量因素本矿井、、、号煤层保有储量为 kt设计可采储量为6225kt，8号煤层平均厚3.90m，9号煤层平均厚2.07m。因此，宜选择适宜的井型。若生产能力为150kt/a，矿井服务年限为30a，矿井服务年限略长，不能充分发挥当地的资源优势若生产能力为300kt/a矿井服务年限为15a，其中8号煤服务年限8a矿井服务年限与矿井生产能力较匹配同时符《规范》要开采能力因素：本矿井8管理水平，工作面拟采用机采工艺，则矿井生产能力不宜过大。复杂，整合后重新开拓井筒和井下系统，但矿井可以布置机采的储量相对较少，生产能力受到限制，因此，矿井生产能力也不宜过大。好，因此，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。综合考虑以上因素，经过技术分析比较后，矿井设计生产能力确定为300kt/a矿井服务年限按下式计算TZkA

矿井设计服务年限符合有关规定。其中8号煤服务年限8a第四节井田开5°。井田内发现51、工业场地位置的选本矿由某市西曲街办港立村井圪垛煤矿和某财源煤矿整合而成。整合前，某市西曲街办港立村井圪垛煤矿生产能力为60kt/a地较小位于原井田西南边界某财源煤矿生产能力为60kt/a业场地也较小，地面设施较全，且位于整合后井田西南部边界以外，经实地勘察和对比，本设计决定在整合后的井田中部重新建立新的工业场地。2、开拓方便生产、有序的原则，尽可能利用已有井筒，但结合煤层分布情况及后期矿井开采的特点，本设计拟重新开拓两个斜井和一个立井，因原有井筒不能利用或不能满足矿井设计要求。根据其井筒的作用，取名为主斜井、副斜井和回风立井，以示区别。根据现有井筒及井田情况，考虑到整合后的整体部署，提出两个开拓方案，现分述如下：方案一巷道断面小，井筒量大，对于整合后的井田没有利用价值；原某财源煤矿井田位于整合井田外西南约1Km处其井筒对于整合后的井田更没有利用的价值。拟定重新开拓井筒。煤炭，副斜井敷设轨道，负责材料、人员上下和提升矸石等任务，两斜井均兼作进风井。在整合后的井田中部开拓回风立井作为回风井，负责矿井的回风任务安装梯子间兼作安全出口在8号煤层布置一个水平进行开采开采水平为 m同时开采89号煤层将大巷布置在8号煤层开采9号煤层时在垂直于8号煤层的大巷向底板倾斜开小石门进入9号煤层沿9号煤层直接布置回采工作面顺槽由大巷和井筒将井田划分为三个采区见井田开拓方案一平面图3-4-1和剖面图3-4-2。方案二备矿用提升绞车煤炭，副斜井敷设轨道，负责材料、人员上下和提升矸石等任务，主立井和副斜井均兼作进风井，回风立井作为回风井，负责矿井的回风任务，安装梯子间，兼作安全出口。井下巷道布置及采区划分同方案一。见井田开拓方案二平面图3-4-3。3、开拓方案技术经济两方案的技术比较见表3-4-1，经济比较见表3-4-2表3-4- 开拓方案技术比较方案方案1、环节少1、距离近2、机易于、检修23、提高能力的空间大41、距离远1、环节多22、提高能力的空间小3、、检修，不利于管理表3-4- 开拓方案经济比较 1m2m3m4m-两方案的差别在于井筒的建立，所以只比较井筒的开拓工程量和巷道掘进费用较少，故设计推荐采用方案一。4、8号煤开拓在井田西北至东南布置三条大巷、即、回风和轨道大巷。大巷和轨道大巷沿煤层底板布置，回风大巷沿煤层顶板布置，大巷和回风大巷间距30m30m8号煤层工作面顺槽，采用倾向长壁采煤方法回采8号煤层。5、9号煤开拓9号煤、煤层平均厚度2.07米、上8号煤层间距为78号煤开拓系统开9号煤层，方法是利用8号煤层开拓系统打小石门进入9号煤层，在9层中直接布置回采工作面进行开采。三井筒均位于井田中部。全井田主要开采8989号煤层层间距为7mm。由于1号煤除西部外其它区域采空，2号煤采12号煤层间距仅5m1号煤层在矿井西部形成396.59k(m2)的蹬空区,建议矿方进行详细的地质勘探，以便进行设计。根据煤层赋存及开采技术条件,大巷、轨道大巷和回风大巷均采锚喷巷道，大巷、轨道大巷均沿8号煤层底板布置，回风大巷沿8号煤层顶板布置。大巷安设皮带，轨道大巷安设调度绞车和轨道，大巷和轨道大巷采用半圆拱断面锚喷支护；回风大巷也采用半圆拱断面锚喷支护，为回风巷。根据选定的开拓方案一,全井田划分为三个采区，矿井初期投产第一采区,然后再采第二、三采区。第五节根据井田情况，重新开拓三个井筒，全井田采用两斜一竖的混合开1兼作进风井和安全出口，井筒装备胶带机，入井的管线从主井敷设。井筒净宽3.88m，净高3.34m，2回风立井在整合后的新井田中部开拓立井作为整合后的回风立井，设钢性折返式梯子间，作为矿井一个安全出口。井筒净直径3.0m。33.2m3.1m表3-5- 纬距经距.井筒净断面口，辅助井筒断面见图3-5-1、3-5-2、3-5-3第六节井底车场及硐本矿井在m水平设井底车场，副井井底车场主要为辅助提升服务，运井底车场平面布置见图3-6-1车场通过能力经计算满足《煤炭工业设计规范》规定主井底主要巷道和峒室除井底水仓采用砼砌筑外，其它均采用料石砌碹护井底车场巷道和峒室工程量见表3-6-1表3-6- 主要硐室工程量掘进体积123456第四章大巷及设第一节方式的选一、煤炭方式选二、辅助方式的选资源整合前两矿大巷辅助均采用JD-11.4型调度绞车整合后结回采工作面采出的煤由顺槽刮板机和胶带输送机转至大巷皮带,经大巷皮带运至井底煤仓，再由煤仓经主斜井皮带提至地面。运往各工作面。掘进所出的矸石，通过轨道巷，经副斜井提至地面矸石场。、 第二节矿一、矿车选型辅助、矸石。矿车均选用600mm轨距矿车即能满足要求。提矸时选用MF0.75-6型0.75m3翻斗式矿车，自重1050）每钩提4辆提料及设备时选用MC1-6A型1t材料车及MP1-6A型1tg（2000×880×1150）每钩提3辆。提人时选用XPC10-6/6型斜井人车（5011×1045×1487），每列车由1节头车21495kg1517kg244m/s。各类矿车规格特征见表4-2-1。表4-2- 各类矿车规格特征外形尺寸（㎜（㎜（㎜长宽高0.75m3车51t1t（XPC10-人车二、矿车数量矿车数量根据《煤炭工业设计规范》的要求和井型、量等条件确定，经计算，各类矿车数量见表4-2-2。表4-2- 各类矿车数量 单位： 0.75m3MF0.75-1tMG1-1tMC1-51tMP1-3XPC10-24第三节设备选大巷和回采工作面顺槽采用带式输送机方式经设计计算，选用DSJ80/40×2型皮带机，带式输送机技术参数及特征见表4-3-1。表4-3- 大巷胶带输送机技术参数及特征第五章采区布置及第一节采煤方根据地质报告，8号煤层位于太原组下部，上距7号煤层18m左右，顶板为泥灰岩或石灰岩，其下有1m左右的泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，结构较0-33.06-4.31m,平均为3.90m安全性好和回采率高的原则，结合地方煤矿目前的开采技术及管理水平，确定采用长壁采煤方法，工艺方式为悬移支架放顶煤。顶板管理采用全部垮落法。工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型如下SGZ630/220型刮板机机运煤顺槽均采用SZZ764/132型机，配合DSJ80/40×型胶带机运煤，电动机功率132KW。详见回采工作面机械设备配备表5-1-5。A、采煤8号煤层布置1个长壁悬移支架放顶煤工作面、2个掘面保证年300kt/a909t2.2m。日产1000t以上选择设备。a、采煤机截截深定为600mm。b、工作面设计生产能力及日循环工作面产量由循环割煤量构成。在600mm截深的条件下，采煤机割1称为1120m2.2m1.7m作面每循环进一刀的割煤量为：式中Qg——工作面每刀割Cg——工作面割煤回采率，97%，放顶煤回采率70%，平均83%工作面循环产量为：Qg工作面日循环数可用下式计 式中H——煤层厚度，首采工作面为B——循环进度，采煤机截深0.6m，则C97%7083%；r——煤体容重，1.34t/m3 0.91203.90.61.34

根据上述计算，首采工作面需日完成4个生产循环，达到年产300kt产能力。214循环，则工作面的日产量为：式中Kx——正规循环率，90330d4300kt（详见循环作业图5-1-1采煤机技术特征 表5-1-采高截深重量MG150-1.1-1.25、0-B、工作面可弯曲刮板输送工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求一是能力与采煤机生产能力相适应。采煤机生产能力为式中Q——采煤机小时割煤量，t/h；VB——截深，取0.6m；Rη——有效截割系数，取0.9二是外型尺寸和牵引方式与采煤煤机相匹配三是机长度与工作面长度相一致。考虑上述因素，选用SGZ630/220型可弯曲刮板输送机，其主要技术参数见表5-1-2。刮板输送机技术特征 C、顺槽机和破碎顺槽机的能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此选用SZZ764/132载机。其主要技术参数见表5-1-3。刮板机技术特征 顺槽破碎机的破碎能力亦应不小于工作面的生产能力并与刮板机破碎机技术特征 表5-1-尺寸尺寸300-设计推荐82.2m1.7mZHZ1600/16/24型悬移支架，顶板管理采用全部垮落法。据地质报告，8号煤层顶板为泥灰岩或石灰岩，其下有1m底板以粉砂岩为主，结构较简单。根据生产经验和有关技术文件，利用Hmin≤Mmin-式中Hmax、Hmn——支架最大、最小高度，m；Hmax、Hmn——工作面最大、最小采高，m则支架最大高度Hmax≥2.20+0.20=2.40m支架最小高度Hmin≤2.20-0.20=2.00m确定支架高 Hmax=2.40m悬移支架支护强度的计①根据回归经验公式 q 式中qH=9.768KM0.21γ2=9.768×1.3×4.310.21×26000=480312(N/m2)=0.37根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.37MPag=Kd(g冒+g顶式中g冒—冒落带自重应力，g冒hM

1r上覆岩层容重，26000N/m3；1M—工作面采高δ—岩石初期碎胀系g顶—顶煤自重应力 dg=Mr dMd—放顶煤 根据估算法计算支架支护强度为0.35MPa通过上述两种方法计算，取其最大者为0.37MPa，即要求所选支架根据支架高度和支护强度计算结果，利用ZHZ1600/16/24满足支护要求。其主要技术参数见下表。支架技术特征 1700-端头支护采用端头支架支护超前支护采用NDZ12-25/80型单体支柱配面采用后退式开采。表5-1- 回采工作面机械设备配备序号 备1架2单体支NDZ12-根3πDJB2.4m、根4MG150-部115部116机部117部118胶带部1192BA-3台22JH-台229个112DZ-个82YQ-台5工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面安全高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳定生产创造了条件。结合本矿煤层赋存条件，考虑井型、工作面刮板输送机铺设长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定回采工作面长度120m，采高2.2m，放定煤高度1.7m。循环进度0.6m，日循环数4个，年推进度792m。第二节采区布矿井共化分为三个采区一采0801二采区为0802区为0803。8号煤层平均厚度3.9m，采用悬移支架放顶煤开采，采高2.2m，放顶高度1.7m。全矿布置一个回采工作面,工作面长120m，采用两班生产、一班准备的作业形式日进度2.4m330d计算循环系数取0.85。工作面年产量Q采L×h×a×t×γ×c×φ式中：L采工作面长度γ──原煤容重，t／m3；φ──正规循环系数0.85。代入已知参数Q采掘进出煤按回采工作面产量10%考虑，则Q掘为Q掘Q采×10%=350×10%=35（kt/a）Q产量=350+35=385(kt/a)满足矿井设计生产能力300kt/a的要达到设计生产能力时采区工作面特征见表5-2-1表5-2- 达到设计生产能力时采区工作面特征11、采区尺寸和采区服务年一采区南北长约1040m520m540800m2t，服务年限5.7a。2、采区巷道布垂直于大巷布置工作面和回风顺槽，顺槽与大巷连接回风顺槽与回风大巷及轨道大巷相连形成采区通风排水等系统。080101工作面长度为120m，条带煤柱宽度为15m。工作面推进长度为470m左右，工作面顺槽和回风顺槽单巷布置、单巷掘进。详见采区巷道布置平面图5-2-11、采区采区方式工作面回风顺槽采用JD-11.4型调度绞车辅助,工作面顺槽采用一部DSJ80/40×2型胶带输送机和一部SZZ764/132型机，回采工作面采用一部SGZ630/220型可弯曲刮板输送机。采区系统如下：回采工作面→工作面顺槽→巷大巷→煤仓→主斜井→地面。运料系统：地面→副斜井→轨道大巷→工作面回风顺槽→回采工作面2、采区通风系统：主斜井（副斜井）→井底车场→大巷（轨道大巷）→工作面 顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面掘进工作面通风采用局扇、压入式通风，局扇型号为JBT52-2，功11kW3、采区一采区回采工作面的涌水可通过及回风顺槽由小水泵排到井底水仓，由主排水泵通过主斜井排至地面。第三节巷道掘巷道断面尺寸根据、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道面；井底车场及硐室采用半圆拱形断面，荒料石砌碹支护；、轨道、回风大巷采用锚喷支护、半圆拱断面；回采工作面、回风顺槽采用矩形断面，锚杆支护。具体尺寸和支护形式见巷道断面图。岩巷：80m/月，煤巷：200m/月，硐室：250m3/月。工。掘进工作面机械设备配备见表5-3-1（设备为两个掘进工作面。表5-3- 掘进工作面机械设备配备 1ZM-台2242JBT52-台2133胶带部224SGB-台2135TXU-台226MFB-个21372BA-3台2138JK-台229BZZ8L-台213m全矿布置一个回采工作面和两个掘进工作面，采掘比为1：2由于该矿巷道基本为煤巷,所以矸石量较少,预计矿井矸石率为3%矿井移交生产时，井巷工程长度为5476m，其中，岩巷836m,占15.3%，半煤岩巷60m,占1.0煤巷4581m,占83.7%,掘进总体积42578m3,其中硐室体积2030m3。万吨掘进率为74m。矿井移交生产时的井巷工程量汇总见表5-3-表5-3- 新增井巷工程量汇总度断面积积铺轨净1岩岩3岩45煤岩7岩8煤煤煤煤煤煤煤煤煤合5476m，60m；岩巷第六 通风与安第一节概1、瓦据据介休市安全生产监督管理局介安字[2006]16，南尾3.53m3/t，2004年为4.43m3/t；瓦斯绝对涌出量2005年为0.49m3/min；2004为0.80m3/min，属低瓦斯矿井。北山煤化的瓦斯鉴定结果为：开采 年为.77m3/t，2003年为7.44m3/t；绝对涌出量2004年为0.70m3/min，2003年为0.93m3/min，属低瓦斯矿井。设计最大值2、煤尘的据煤层煤尘性测试资料煤尘性鉴定性 1有2003.10.212有9有有有综上，该井田煤层煤尘具有性煤矿整合后，必须完善综合防尘系统，防止煤尘性事故发生3、煤的收集了、号煤层自燃倾向性测定资料煤层自燃倾向性测定1Ⅰ2Ⅱ9ⅡⅡⅡ综上，该井田2、9、10、11号煤层属于自燃煤层，自燃等级为Ⅱ级，1号煤层属于容易自燃煤层，自燃等级为Ⅰ级。4、地据矿井生产过程中观测，恒温带的深度70m，温度为9.6℃，平均地温梯度2.5℃/100m，地热增温率为垂向增深40.0m，升高1℃，属地温正常区。生产过程中未发生地温异常。据煤矿资料，本地区属地压正常区。第二节矿井通一、通风方式和通风系统的选择1、通风由于整合后财源煤矿距整合井田较远系统没有利用价值井圪垛煤矿系统为于井田边界，且井筒断面小，量大。综合考虑各方面因素，风，回风立井为回风井。矿井通风方法为机械抽出式。2、通风线路1主斜（1）→运输大巷→工作面顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。线路2：地面新鲜→副斜井（进风斜井2）→轨道大巷→工作面顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。二、风井数目、位置、服务范围及服务年限设置一个回风立井，服务于整个矿井，服务年限12a。达到设计产量时，配备两个掘进面，均为独立通风，局部通风机型号JBT52-2,电机功率11kW井下消防材料库采用全负压通风，水泵房和井下集中变电所采用并风。(一)风量计按井下同时工作的最多人数所需风量计算Q=4NK=4×51×1.2=240（m3/min）=6.0式中4—每人每分钟供风标Qkj＝(∑Qcj十∑Qjj十∑Qdj十式中Q井总∑Q——采煤工作面实际需要的风量总∑Q——掘进工作面实际需要风量的总∑Q——硐室实际需要风量的总∑Q——其它用风地点所需风量的总和Kkt——矿井通风系数，取1.2。①按瓦斯相对涌出量计算整合前，原南尾沟煤矿的瓦斯等级鉴定结果为：开采10号煤层矿井相对涌出量2005年为3.53m3/t2004年为4.43m3/t北山煤化的瓦斯鉴定结果为：开采号煤层矿井瓦斯相对涌出量年为.77m3/t，2003年为7.44m3/t，属低瓦斯矿井。设计取最大值。北山煤化相对涌出量为7.44m3／t7.44m3／tq绝=(回采工作面日产量×瓦斯相对涌出量)／(60×工作面生产式中q绝——工作面瓦斯绝对涌出量，m3／min回采工作面日进度2.1m，出煤为910t；每日两班生产，一班准备，工作面生16h；q绝则Qcj＝100×q绝×Kc＝100×4.7×1.6＝752m3／min＝12.5m3／s。式中Qcj——采煤工作面所需风量，m3／s；Kc——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kc＝1.6②按回采工作面温度计算式中Vc—与计算工作面的温度相对应的风速，为0.8m/s；Sc—工作面的平均断面积，为6.49m2。③按人数计式中N—采煤工作面内同时工作的最多人数,为25Qcj=4×25=100m3／min=1.67m3／s经计算,按瓦斯涌出量计算的风量最大,故回采工作面风量取最大值Qcj=752m3／min=12.5m3／s④按风速进行采用最低风速验算：Qcj≥15×S采 采用最高风速验算：Q≤240×S=240×6.49=1557.6m3／min 2）掘进工作面实际需要风量的计算①按瓦斯相对涌出量计算j式中q进工作面绝对涌出jjKj—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kj=1.6；q＝102×7.44÷(60×24)＝0.53m3／min；j式中数据意义与回采工作面计算相同 则Q＝100×q×K=100×0.53×1.6＝84.8m3 ②按量计式中：25—每kg后，需要供给的风量A—工作面一次的最大用量，3kgQ=25×3=75m3／min＝1.25m3／s③按人数计式中：N—掘进工作面内同时工作的最多人数,6人Q=4×6=24④按局扇的实际吸风量计每个掘进工作面配备一台JBT52-2型局部扇风机，其风量本设计取200m3/min为保证局部扇风机吸至掘进工作面回风道口之间的最低风速为0.15m/s，掘进工作面配风量按下式计算：jjQjj其中，掘进面，下宽2.8m，上宽2.4m，高2.5m，净断面6.5m2经计算,按局扇的实际吸风量计算的风量最大,故掘进工作面风量取最值：Q经风速验算进工作面风速满足要求。则∑Q=4.3×2=8.6m3／s3)、硐室实际需要风量和其它用风地点所需风量的总消防材料库、变电所所需风量各按1m3／s考虑，∑Q=2m3／s；其它用风地点所需风量2m3／s虑。则：Q＝(12.5＋8.6＋2+2)×1.2＝30.12m3／s，取31m3／s根据以上两种计算方法，取其最大者，故确定矿井总风量为31m3／s。将矿井总风量分配到井下各用风地点消防材料库：2m3／s；(三)风压计矿井负压采用下式计算h＝∑(α.L.P.Q2)／S3h式中h—矿井通风总α—井巷摩擦阻力系数L—井巷长度h局—局部通风阻力，擦阻力的10％计根据矿井生产初期和后期回采工作面及掘进工作面的井下具置及风机合理的服务年限，经计算，矿井通风容易时期通风总阻力为69.6(682Pa)，矿井通风时期的通风总阻力为96.5mmH20(946Pa)通风容易时期和通风时期的通风总阻力计算见表6-2-1和表6-2-2。通风容易时期和通风时期通风系统见图6-2-1、6-2-2。(四)等积孔计矿井等积孔根据下式计hh式中A——矿井等积孔，m2；l2经计算，通风容易时期矿井等积孔：A＝1.41m2通风时期矿井等积孔：A＝1.20m2l2除设计上尽量采用并风外矿井在实际生产中应注意不要在主要风堆放杂物，确保通风设施断面的有效利用率。第三节预防及安全装本矿是低瓦斯矿井煤尘具有性属于不易自燃煤层水文地矿安全的主要因素有：矿井瓦斯、煤尘、矿井突水以及顶板。一、预防瓦 的措马虎，必须加强瓦斯的日常管理，防止瓦斯。1、必须加强通风管理，矿井通风必须做到连续、有效、稳定；井下各用风地点的风量必须严格控制，达到设计所要求的风量。2、采掘工作面和生产巷道中的瓦斯浓度必须严格控制在《煤矿安全规程允许范围之内并要及时处理局部积存的瓦斯部瓦斯超限时必3、局部巷道风速过高或过低时，应利用井下通风设施来保证巷道的最高和最低风速要求，满足《煤矿安全规程》的要求。4、在回采工作面以及相连的工作面巷道中、掘进工作面设置瓦斯传感5、为防止瓦斯事故的扩大，应在井下主要地点设置隔爆水棚，回风井设防爆门，扇风机反风。6、严格控制和管理生产中可能的引火热源，绝对明火入井本矿8号煤层具有煤尘性，所以在开采过程中需要采取措施，1、采煤工作面应配备煤层注水设备，预湿煤体，减少煤尘发生。掘进工作面应采用湿式钻眼，洒水装煤。2、井下应设置消防洒水管路系统，对产尘量大的地点，配备喷雾洒水装置。3、控制进、回风巷道及井下各用风地点的风速，以减少煤尘飞扬。井4、井下按规定设置隔爆水棚，煤尘事故蔓延。配备一定数的安全防尘帽，对在掘进工作面等高粉尘地点工作的人员进行防尘。本矿9、1