华润集团南山煤矿90万ta矿井初步设计(采矿工程)

太原理工大学继续教育学院采矿工程自考本科毕业设计第一章井田概况和井田地质报告第一节矿区概述一、交通位置井田位于山西省中阳县城东南直距13.5km处枝柯镇马家峪、上桥、张家沟村一带，行政区划属中阳县枝柯镇。地理坐标为：东经111°16′39"～111°19′27"，北纬37°13′53"～37°17′56"。该井田交通较为方便，中（阳）～孝（义）S340省道从井田中部通过，由S340省道向西北约13.5km可达中阳县城与209国道相接，孝（义）～柳（林）铁路在井田北部穿过。详见交通位置见图1。图表1二、地形、地势井田地处晋西黄土高原，地形主要以黄土台、塬、峁、梁及黄土冲沟为主，侵蚀切割严重，地形复杂。地势趋势呈西南高东北低。最高处位于井田南部梁上，海拔1550.50m，最低处位于井田北部沟底，海拔1249.50m，最大相对高差约301.00m，属低中山区。三、河流水系本区属黄河流域三川河水系。井田内无常年性水流，仅在雨季井田中部沟谷中有短暂水流，由东南向西北流入南川河。四、气象及地震情况本井田地处晋西北黄土高原，为温带大陆性气候，四季分明，昼夜温差大，冬季少雪，春季多风，夏季雨量集中，秋季阴雨天较多，年平均降水量为537.8mm（1956－1984年）,年最大降水量811.5mm（1964年）,年最小降水量326.9mm,降水量多集中在7、8、9三个月内。年蒸发量1482－1941mm，蒸发量大于降水量，最高气温32.5℃，多出现在7月份，最低气温-21.7℃,多在1月份。11月份结冰，次年3月解冻，冻土厚度0.70m。最大风速18.7m/s。据GB50011-2001《建筑抗震设计规范》，本区地震动峰值加速度为0.05g，对应的抗震设防烈度为6度。据记载，1829年4月，离石地区曾发生5～5.9级地震,震中在离石城东。五、社会经济状况中阳县位于山西省中西部，面积1437km2，人口13.6万。全县共有耕地26万亩，农作物以玉米、谷子、高粱、土豆、大豆为主，农业不甚发达。区内矿产资源丰富，主要以煤炭为主。工业以煤炭、炼焦、炼铁、砖瓦、粮油加工等。近年来，随着以煤炭为龙头企业，带动了其它相关产业的发展，经济上了新台阶。尤其是中阳钢铁厂已成为以炼焦、煤气、炼铁综合加工龙头企业。第二节井田地质报告一、地层井田内地表大面积为上第三系上新统（N2）,第四系上更新统（Q）、全新统（Q）所覆盖，沟谷中局部有基岩出露。现根据井田内及邻区钻孔资料，将井田地层由老至新综述如下：（一）奥陶系中统峰峰组（O2f）井田内无出露。据钻孔揭露，岩性以深灰色、灰色巨厚层状石灰岩及白云质灰岩为主，夹灰和黄色泥灰岩，灰岩致密、坚硬，质地纯净。下部有深灰色角砾状灰岩。厚度39.00～65.00m，平均50.00m。（二）石炭系中统本溪组（C2b）以灰色灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰白色砂岩组成，常夹1层不稳定之石灰岩，单层厚度在1.0～2.0m间，含蜓类化石。下部为砂质泥岩，底部为铁铝岩。厚度8.00～24.81m，平均19.08m。与下伏的奥陶系中统峰峰组为平行不整合接触。（三）石炭系上统太原组（C3t）该组总厚为64.92～108.69m，平均87.75m。与下伏本溪组整合接触。根据岩性和含煤性可分为三段。从下至上为：基本无煤段、碎屑岩含煤段、碳酸岩及碎屑岩含煤段。1.太原组一段（C3t1）由太原组底部的K1砂岩至11号煤层底板之间的一段地层，厚为19.40～23.62m，平均21.85m。为基本无煤段。以泥岩、粘土质泥岩为主，夹有砂质泥岩、薄层中细粒砂岩和一层青灰色、深灰色石灰岩，基底K1砂岩为灰白色中、粗粒砂岩。2.太原组二段（C3t2）由11号煤层底至L1灰岩底部一段地层，为碎屑岩含煤段，厚为23.41～28.15m，平均26.75m。其中含有稳定可采的10号煤层和不稳定的8、11号煤层，8与10号煤层之间普遍为灰色、灰白色中、细粒砂岩（局部含砾），其完整的垂直层序从下而上一般为：砂质泥岩－中砂岩－细砂岩－砂质泥岩－泥岩。即下部为反粒序。顶部和底部大多数为泥岩或砂质泥岩。3.太原组三段（C3t3）由L1灰岩底至K3底之间的上段地层，为碳酸岩及碎屑岩含煤段，厚为33.90～40.42m，平均39.15m。本段地层主要由三层灰岩组成，灰岩厚度占到整个岩层厚度的60%以上。三层灰岩的层位、厚度都比较稳定，从下而上依次为L1灰岩、K2灰岩、L5灰岩。灰岩与灰岩之间夹有泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、炭质泥岩及6、7、7下号煤层。L1灰岩为深灰色，致密坚硬，含有动物化石及其碎片，厚度2.79～9.91m，平均6.79m。L2灰岩为深灰色，致密坚硬，裂隙中充填方解石脉，含有动物化石，下部具有凹凸不平的溶蚀裂隙面，并充填有炭屑。厚度4.61～7.50m，平均6.23m。L2灰岩与L1灰岩之间夹有泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、炭质泥岩及层位稳定、厚度不稳定的7、7下号煤层。L5灰岩为深灰色，致密坚硬，裂隙中充填有方解石脉，含有黄铁矿集合体及腕足类动物化石。厚度2.00～4.12m，平均3.35m。L5灰岩与L2灰岩之间夹有泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、中砂岩、炭质泥岩和稳定大部可采的6号煤层。（四）二叠系下统山西组（P1s）该组地层总厚为76.68～91.64m，平均83.72m，与下伏太原组整合接触。底部以一层厚11.71m左右的灰白色粗砂岩（K3）与太原组分界；顶部为灰黑色泥岩，其间为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹薄层灰白色中细砂岩、煤层，含01、02、03、1、2、3上、3、3下、4、煤层，其中3、5号煤层为可采煤层，其它煤层均不可采。（五）二叠系下统下石盒子组（P1x）该组厚度为77.31～141.50m，平均108.03m。岩性为灰绿、黄绿色砂岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩。底部K4砂岩为灰白色中砂岩，厚3.47m左右，成分以长石、石英为主，钙质胶结，与下伏山西组整合接触。（六）二叠系上统上石盒子组（P2s）井田内上段地层已被剥蚀。最大残留厚度为183.35m。岩性为黄绿色砂岩与紫色、黄绿色砂质泥岩、泥岩互层，泥岩中含完好的植物化石。下部黄绿色岩层较多，上部为紫色岩层。与下伏下石盒子组整合接触。（七）上第三系上新统（N2）该地层不整合于下伏基岩之上，区内沟谷中有出露。厚度为0～48.15m。其上部为暗红色砂质粘土间夹2～3层钙质及豆状铁锰质结核，结核层中含动物骨骼化石；中部为棕红色砂质粘土，常夹1～3层1.00m左右的半胶结状砾岩；下部为一层胶结或半胶结的砾岩，砾石磨圆度好，分选性差，成分主要为石灰岩、石英岩，次为片麻岩，此层砾岩不稳定。（八）第四系上更新统（Q3）为棕黄色砂质粘土夹多层棕红色粘土条带及3～5层钙质结核。上部为淡黄色粉砂土，垂直节理发育。厚度为0～40.00m，一般23.13m。多分布在山顶或山坡上，于下伏地层不整合接触。（九）第四系全新统（Q4）为现代河谷冲洪积物，主要由砂、卵、砾石组成，分布于井田较大河谷中。厚度0～25.96m。二、构造井田总体为一宽缓的向斜构造，向斜轴总体为南北延展，贯穿整个井田。向斜西翼倾角7°～11°，一般8°左右；东翼较缓，倾角5°～10°，一般7°左右；南端最陡，最大倾角18°左右。井田内局部有较小的层间断层，规模小，落差一般小于3.50m（见断层特征表2-2-1）。目前井田内未发现陷落柱和较大的断层，无岩浆岩侵入，地质构造属于简单类型。断层特征表表2-2-1断层编号性质倾向倾角落差（m）延伸长度（m）控制情况F1正NNW70°2.5250井巷控制F2正SSW60°3.5320井巷控制F3正NNW70°1.5360井巷控制F4正NWW70°2.5300钻孔控制第三节煤层的埋藏特征一、煤层本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组地层平均厚83.72m，含01、02、03、1、2、3上、3、3下、4、号煤层，其中3、5号煤层为可采煤层，煤层平均总厚3.82m，含煤系数4.56%；可采煤层厚2.14m，可采含煤系数2.56%。太原组平均厚87.75m，含6、7、7下、8、10、11、12号煤层，其中6、10号煤层为可采煤层，煤层平均总厚7.23m，含煤系数8.24%；可采煤层厚6.16m，可采含煤系数7.02%。山西组和太原组地层总厚171.47m，含煤总厚11.05m，含煤系数6.44%；可采煤层厚8.30m，可采含煤系数4.84%。10号煤层位于太原组中部，上距6号煤层平均41.85m，厚度1.20～6.81m，平均厚度为5.32m，在井田北部局部有分叉现象，S01号钻孔煤层夹矸厚度为1.77m。煤层结构简单，含有1～2层夹矸。10号煤层在井田东北部及南部有剥蚀区，为稳定全区可采厚煤层，顶底板岩性均为泥岩。二、煤层对比煤层对比采用《山西省中阳县东川煤矿区上桥、枝柯井田勘探地质报告》对比成果,其对比方法主要采取标志层对比法，结合地层层序及层间距等，主要标志层有太原组L1、K2、L5石灰岩及山西组K3砂岩及下石盒子组K4砂岩，另外10号煤层厚度大，本身也是特征之一。3号煤层位于山西组中部，上距K4砂岩约26.93m左右，为山西组一层稳定可采煤层，K4砂岩厚度2.00～6.00m，平均为3.47m，标志明显，加之下部山西组K3砂岩辅助标志层，3号煤层易对比。5号煤层位于山西组下部，下距K3砂岩约5m左右，K3砂岩厚度3.60～21.95m，平均为11.71m，标志明显，5号煤层易对比。6号煤层太原组顶部，L5石灰岩为其顶板，L5石灰岩厚度2.00～4.15m，平均为3.58m，易于对比。10号煤层太原组中部，平均厚度5.32m，上距L1石灰岩10m左右，L1石灰岩厚度2.79～9.91m，平均为6.79m，根据其本身厚度和L1灰岩，煤层易于对比。综上所述，井田内标志层发育，各煤层特征比较明显，故对比结果可靠。三、工艺性能（一）煤的发热量10号煤层发热量原煤：22.66～33.45MJ/kg，平均29.53MJ/kg，为中热值～特高热值煤。（二）煤的粘结性10号煤层：焦查特征（CRC）原煤7～8，平均7，浮煤6～8，平均7；胶质层指数:（Y）15.0～24.8mm,平均21.1mm，(X)24.8～45.9mm，平均30.4mm。粘结指数（GR.I）79.0～96.0，平均87.8。体积曲线为山型；属强粘结煤～特强粘结煤。(三)煤灰成分及灰熔融性井田内各煤层煤灰成分相似，均以SiO2为主，3、5、6、10号煤层平均含量分别为55.25%、58.13%、50.39%、50.02%；Al2O3含量次之，3、5、6、10号煤层平均含量分别为33.26%、31.92%、27.03%、30.26%；少量Fe2O3,极少量的CaO、MgO、TiO2、Na2O、K2O、P2O5，MnO含量最少。3号煤层煤灰软化温度（ST）＞1460°C，为较高软化温度灰煤。5号煤层煤灰软化温度（ST）1420－＞1460°C，为较高软化温度灰煤。6号煤层煤灰软化温度（ST）1285－＞1460°C，为中等软化温度灰～较高软化温度灰煤。10号煤层煤灰软化温度（ST）1435－＞1460°C，为较高软化温度灰煤。四、浮沉试验和可选性评价10号煤层浮沉试验和可选性评价10号煤层浮沉试验综合报表13-0.5mm表3-4密度级

（kg/L）产率

%灰分

%累计分选密度级±0.1备注浮物沉物密度

kg/L产率

%产率

%灰分

%产率

%灰分

%123456789全级100.005.19＜1.3065.742.1365.742.1334.2611.051.3094.141.30-1.4028.407.7494.143.825.8627.101.4031.621.40-1.503.2217.7197.364.282.6438.551.504.151.50-1.600.9325.0298.294.481.7145.911.601.281.60-1.700.3533.2098.644.581.3649.191.700.551.70-1.800.2033.9498.844.641.1651.811.800.501.80-2.000.2240.2199.064.720.9454.531.900.22＞2.000.9454.53100.005.19合计100.005.19煤泥0.626.83总计100.005.19依据GB16417-1996规定和本次实验绘制的可选性曲线，经计算机电脑运行计算，灰分浮煤产品的δ±0.1含量和可选性结果如下：浮煤灰分2%时，理论产率为86.15%，分选密度为1.35g/cm3，δ±0.1含量61.68%，属极难选级；浮煤灰分4%时，理论产率为97.25%，分选密度为1.50g/cm3，δ±0.1含量4.14%，属易选等级。五、煤质及工业用途评述3号煤层为特低灰～高灰、特低硫～低硫、特低磷～低磷分肥煤和1/3焦煤；5号煤层属特低灰～高灰、特低硫～中高硫、特低磷～低磷分焦煤和肥煤；6号煤层属特低灰～中灰、特低硫～中高硫、特低磷～低磷分焦煤和肥煤；10号煤层属特低灰～中灰、特低硫～中高硫、特低磷～低磷分焦煤。3号煤层煤类以肥煤为主，1/3焦煤次之，5、6号煤层均以焦煤为主，肥煤次之，10号煤层全部为焦煤。号煤层为良好的炼焦用煤。号煤层硫分高，不能直接用于炼焦，必须经过脱硫后用于炼焦配煤，或作为动力用煤。第四节井田的水文地质特征一、区域概况本区位于吕梁块隆中部柏洼山刘家坪多字型断褶带内，盆地内出露二叠系、石炭系地层，向外围依次出露奥陶系、寒武系和前寒武系地层，断陷盆地西翼受边界高角度逆断层影响，地层倾角较大，东翼平缓，地层倾角小，地表多被第四系和上第三系松散层覆盖。以地貌形态和成因类型，可划分为剥蚀构造变质岩中山地形，剥蚀溶蚀灰岩中低山地形，构造剥蚀低山丘陵地形和剥蚀堆积河流谷地四个形态。区内无常年性水流和地表水体，较大沟谷为季节性河谷，雨季有水汇集流出区外南川河。南川河为常年性水流，据1957、1958两年观测资料，流量为0.1～42.7m3/s，年平均流量0.5m3/s。现流量更少。二、含水岩组的划分及其水文地质特征按地下水含水介质以及赋存条件水动力特征，本区含水岩组可划分为：变质岩岩类裂隙含水岩组、碳酸盐类岩溶裂隙含水岩组、碎屑岩类裂隙含水层组和松散岩类孔隙含水岩组。（一）.变质岩岩类裂隙含水岩组前寒武系变质岩主要分布于区域西北部，是由一套变质岩程度较深的花岗岩片麻岩类组成。由于长期风化作用，形成地表下15～20m深的风化裂隙潜水层，泉流量一般为20～50m3/d，据第三水文队《山西省军渡引黄工程薛公岭隧洞选线阶段工程地质勘察报告》（以下简称引黄报告）资料，钻孔单位涌水量0.0025～0.0057L/s·m。断层带构造裂隙发育，往往形成富水性较好的脉状裂隙水，钻孔单位涌水量0.36～0.558L/s·m。一般情况下，裂隙随埋深增加而减少，富水性也减弱。水质类型为HCO3-Ca或HCO3-Ca·Na型，矿化度在0.20～0.50g/l之间。（二）.碳酸盐类岩溶裂隙含水岩组广泛出露于区内，区域上属富水含水岩组，水质类型属HCO3-Ca·Mg型，矿化度0.20～0.60g/l之间。1、武系岩溶裂隙水分布于区域西南部和东部阳庄一带。岩性为鲕状灰岩、薄板状灰岩、竹叶状灰岩或厚层白云岩。上部岩溶发育，地表可见到直径约1m的溶洞，下部岩溶发育较差。区域上富水不均一，单井出水量150～500m3/d。据引黄报告JD21号孔资料，单井涌水量0.075L/s·m，渗透系数0.048m/d。见下表区域岩溶水孔抽水试验成果表孔号孔位孔口标高（m）孔深（m）含水层抽水试验备注地层厚度（m）降深（m）单位涌水量（L/s·m）水位埋深（m）水位标高（m）JD29枝柯村1242.80450.10O2s153.368.601.0944.701247.50JD9师庄村1286.90500.60O2s55.841.309.1736.801250.10JD8马家峪村1290.80443.80O2f28.343.800.4841.401249.40O2s139.2549.800.00442.101248.70JD21三角庄村1403.00421.60∈148.0024.400.07550.201352.802、奥陶系下统岩溶裂隙水分布于区域西南部和东北部，岩性为白云岩和泥质白云岩，岩层结构致密，岩溶裂隙水发育，线岩溶率一般不大于5%。单井出水量大于150m3/d。据引黄报告资料，单位涌水量0.0085L/s·m。在构造带岩溶裂隙发育，富水性增强，单位涌水量可达10.79L/s·m。3、奥陶系中统上、下马家沟组岩溶裂隙水区域上广泛分布，岩性主要为灰岩、豹皮灰岩、白云质灰岩，地表常见溶洞沿裂隙和层面发育，洞径一般不大于1m。单井出水量一般大于2000m3/d，下马家沟组富水性强，断裂带和枝柯泉排泄区的JD9、JD29孔单位涌水量分别为9.17L/s·m和1.09L/s·m，但区域上富水性不均一，马家峪JD8孔单位涌水量仅0.0004L/s·m。垂直方向上，随着埋深的增加，岩溶发育变差，富水性也减弱。4、奥陶系中统峰峰组岩溶裂隙水分布于区域中心向斜盆地四周，岩性为灰岩和白云质灰岩，厚度大于50m左右,地表易受风化，岩层破碎，裂隙岩溶较发育。一般单井涌水量小于1000m3/d。但埋深大于390m时仅见局部小溶洞，断层破碎带岩溶发育，相对富水。据引黄资料JD8号孔，单位涌水量0.48L/s·m。（三）、碎屑岩类裂隙含水层组本含水岩组主要包括二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组碎屑岩类裂隙含水岩组。1、二叠系下统山西组、下石盒子组区内沟谷中局部出露，含水层岩性主要为中粗粒砂岩。山西组砂岩含水层厚度平均19.54m，单井出水量小于5m3/d。下石盒子组砂岩含水层平均厚度19.63m，单井出水量为20m3/d。根据S05号钻孔对山西组和下石盒子组混合抽水试验结果，单位涌水量为0.00028L/s·m，属于弱富水性含水层。水质属HCO3-Ca或HCO3·SO4-Na型，矿化度0.38～0.45g/l。2、上统上石盒子组该组区域内赋存不全。向斜轴部厚度较大。含水层主要是中粗粒砂岩，浅部裂隙发育，泉流量一般小于20m3/d，水质属于HCO3-Ca·Mg型，矿化度0.34g/l。（四）、松散岩类孔隙含水岩组广泛分布于区内，覆盖于各类基岩上。含水层主要包括上第三系上新统孔隙水，第四系中更新统孔隙水和全新统孔隙水。其中上新统底砾岩和全新统砂砾石层富水性较好。单井出水量20～30m3/d,水质属于HCO3－Ca型。三、区域地下水补、径、排条件（一）.变质岩裂隙水主要接受大气降水和上覆松散层孔隙水的补给，地下水沿地层倾向或裂隙运移，就近排泄于沟谷中形成小泉水。（二）碳酸盐岩类岩溶裂隙水本区奥陶系岩溶水属柳林泉域，位于柳林泉域的东南部补给区。柳林泉位于柳林城东青龙城附近，属侵蚀阻溢型泉水，中奥陶系中统马家沟组灰岩是其主要含水岩组，该泉以泉群的形式排泄，出露标高790-801m,泉群流量3.6m3/s，泉水温度15-20℃，水质类型较复杂，以HCO3-Ca·Na型，矿化度0.3-1.3g/L。奥灰岩在出露区接受大气降水和河流水补给后，一部分向柳林泉汇集、排泄，另一部分沿地层倾向枝柯泉域西部断裂带和向斜轴部汇流，之后向枝柯泉排泄。枝柯间歇泉是区域岩溶水的集中排泄点。枝柯泉由三十余个小泉组成，出露于枝柯村北300m的山脚下，泉流总量可达150～210L/s（1980年），据历史记载，该泉曾于1964年、1950年、1936年多次断流，缕缕间歇，大约14年为一周期。最近一次是1978年9月溢出，1980年后断流，泉群出露标高1240.00～1242.00m。泉域西部边界为枝柯断裂带，是由数条NNE向高角度逆断层组成。断层落差较大，西盘上升把古老的变质岩抬起，阻挡地下水向西径流，此为形成枝柯泉的主要条件；泉域东边界为三角庄逆断层。分布于上述两断裂带之间的南北狭长地带为一构造谷地，为地下水汇集的有利地段，构成枝柯泉的储水构造。（三）.碎屑岩裂隙水碎屑岩裂隙水，主要靠大气降水的入渗补给和上覆含水层的渗漏补给。其地下水的迳流方向和通道受地形和岩层产状控制，大部分就近排向沟谷中，其主要特点是迳流途径短，无统一水位。深层承压水主要受地质构造控制，接受裸露区补给后，沿岩层倾向运移，由于深部裂隙不发育，地下水迳流缓慢，甚至停滞，各含水层之间水力联系较弱。主要排泄途径是生产矿井的矿坑排水和以泉水形式溢出地表。（四）第四系、上第三系松散岩类孔隙水松散岩类孔隙水主要按受大气降水和河流补给，地下水流向一般同地表水流向相同，迳流途径短，特别是第四系松散层中水与地表水关系密切，呈互相补排的关系。另外，上新统含水层中水在沟谷中易形成泉水排泄，人工开采也是其主要排泄途径之一。四、地表水井田内无常年性水流，仅在雨季沟谷中有短暂洪水向西北流入南川河。井田地表水属黄河流域，三川河水系。井田内侵蚀基准面标高为1249.50m。五、井田主要含水层该区勘探时，为了解区内含水层富水情况，在充分收集引黄报告资料的基础上，由215地质队又施工了S01、S05两个水文孔，分别对太原组和山西组及下石盒子组进行抽水试验，为正确分析含水层富水性提供了可靠的参数依据。此两个水文孔均位于井田的北部。抽水试验成果表六、井田主要隔水层（一）山西组泥岩隔水层山西组4号煤层底部有约十余米以泥岩和砂质泥岩为主的地层，稳定而连续，加之山西组属弱富水含水层，是4号煤层与太原组之间的较好的隔水层。（二）本溪组隔水层石炭系本溪组及太原组下部是一套以泥岩、铁铝岩、粘土岩为主的夹薄层灰岩和砂岩的地层。厚度62m左右，为奥陶系灰岩含水层与太原组岩溶裂隙含水层之间良好的隔水层。七、地下水的补、径、排条件本井田属区域岩溶水的迳流区，岩溶水向西北排向枝柯泉。石炭系及二叠系含水层在裸露区接受大气降水补给和季节性河流补给后，顺岩层倾向迳流，在沟谷中出露时以侵蚀下降泉的形式排泄，下部含水层中地下水则一直沿岩层倾向迳流，部分则以矿坑、水井排水的方式排泄。第二章井田境界与储量第一节井田境界一、矿井总体情况山西中阳桃园南山煤业有限公司井田位于河东煤田中部，霍州国家规划区汾孝区西北部，井田四周由于煤层剥蚀，为无煤区，没有相邻矿井，井田表现为一独立小煤盆地。该矿井井田位于山西省中阳县城东南直距13.5km处，行政区划属中阳县枝柯镇。根据山西省煤矿企业兼并重组整合的安排，吕梁市煤矿企业总数由兼并重组整合前的355处整合为112处，总产能由8557万t/年提升为10680万t/年，兼并重组后主体企业共31个。其中吕梁市中阳县煤矿由兼并重组整合煤矿33处整合为12处，整合前全县保有煤炭资源储量66260万t，总生产能力1023万t/年，平均矿井单井生产规模不足30万t/年，煤矿兼并重组后，全县保有煤炭资源储量74527.4万t，总生产能力1200万t/年，矿井的平均单井生产规模达到100万t/年。该矿为煤炭资源兼并重组整合矿井，由山西桃园腾阳能源集团有限责任公司为主体企业对井田内原有六个生产矿井进行兼并重组整合而成，兼并重组整合后井田面积18.1606km2，批准开采3-10号煤层，生产规模90万t/a，开采深度979.99～1459.99m（标高），开采方式为地下开采。二、区域构造就大地构造而言，本区处于华北断块之吕梁—太行断块的吕梁山块隆中部。柏洼山—刘家坪多字型断褶内。本区属孤立断陷的含煤小盆地。区域构造主要有：枝柯F1逆冲断层，枝柯F2逆冲断层，三角庄逆断层及武家山向斜。枝柯F1逆冲断层：位于武家山向斜西缘，走向NNE转SE，呈弧形展布，长15km，倾向SW转NW，倾角65°～85°，断距220～520m。枝柯F2逆冲断层：与枝柯F1逆冲断层毗邻，走向NNE，长7km，倾向NW，倾角52°-85°，断距50～300m。三角庄逆断层：位于武家山向斜EN7km处，走向NNW，长6km。武家山向斜：向斜南北长12km、东西宽6km，轴向NNE转SE，向斜轴呈向西凸出的弧形，西翼较窄陡，东翼宽缓，为一不对称向斜。第二节地质储量的计算一、估算范围核实报告估算了山西省国土资源厅2009年11月19日颁发的第C1400002009111220044981号采矿许可证3-10号煤层的资源储量，估算范围为采矿许可证批准平面范围，面积为18.1606m2，批采标高1459.99～979.99m。煤层实际赋存标高：由940～1450m标高。估算截止日期为2009年12月31日。二、资源储量估算的工业指标矿井井田开采方式采用地下开采，根据2002年国土资源部颁发的《煤、泥炭地质勘查规范》规定，本井田3-10号煤为炼焦用煤，煤层倾角小于25°，工业指标按如下标准执行：（1）最低可采厚度：炼焦用煤≥0.70m(倾角小于25°)；（2）最高灰分（Ad）：40%；（3）最高硫分（St,d）： 3%；三、资源储量估算方法井田内3-10号煤层层位稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，倾角均小于15°，因此资源储量估算方法采用水平投影地质块段法。资源储量估算公式Q=S×H×D/10000式中：Q——资源/储量（万t）S——块段面积（m2）H——煤层块段平均厚度（m）D——视密度（t/m3）四、资源储量类型的确定井田10号煤层稳定可采，井田构造简单，且井田内有14个钻孔及部分见煤点，井田内达到探明程度，煤矿在10号煤层开采也是经济的，而且为生产多年的矿井，以基本网距1000m×1000m连线并外推实际工程线距的1/2距离（不大于500m）的范围划定探明的(可研)经济基础储量(111b)；3、5、6号煤层为较稳定煤层，且井田内有14个钻孔及部分见煤点，井田内达到控制程度，煤矿在3号煤层开采也是经济的，以基本网距2000m×2000m连线并外推实际工程线距的1/2距离（不大于1000m）的范围划定控制的(可研)经济基础储量(122b)；4、5下号煤层不稳定，本次将其全部圈定为内蕴经济资源量（333）。五、储量估算结果根据储量核实报告，截止2009年12月31日，井田内3-10号煤层累计查明资源储量15825万t，保有资源储量（111b+122b+333）11870万t，采空动用储量3955万t。第三节可采储量的计算一、矿井设计储量计算矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损失；其中永久煤柱损失包括井田境界、铁路、307国道、采空区及村庄煤柱等永久性煤柱的损失量。（一）矿井边界煤柱根据《煤矿防治水规定》（2009年9月），水文地质简单型到中等型的矿井，可采用垂直法留设，井田水文地质类型为中等类型，边界留设20m煤柱。（二）采空区防水煤柱根据《煤矿防治水规定》附录三中的防隔水煤（岩）柱的尺寸要求计算公式式中：L=煤柱留设的宽度，m；K――安全系数，一般取2～5；M――煤层厚度或采高，m；p――水头压力，MPa；Kp――煤的抗拉强度，MPa。由于地质报告中未提供水头压力p的数据，因此，设计中暂无法详细计算采空区、断层防水煤柱留设宽度，根据以往经验采空区、断层防水煤柱不小于30m煤柱。矿方在建设生产前，须补充测量，根据《煤矿防治水规定》重新计算留设煤柱的宽度，方可最终确定采空区防水煤柱最终留设宽度。（三）铁路、307国道、村庄煤柱孝柳铁路穿过井田北部，通往距离井田5km的柳沟集运站，在井田内长度3.3km，该铁路属于华晋焦煤公司运煤专用线。307国道从井田东北部穿过，在井田内长度5km。井田内分布有7个村庄，分别为位于井田北部的枝柯村、天井沟村、马家峪村，位于井田中东部的上桥村，靠近井田中南部的武家山村、张家沟村，以及位于井田南部的韩家山村。保安煤柱计算参考山西石炭、二迭系煤系地层及其上覆岩层的移动规律，孝柳铁路煤柱保护等级按Ⅰ级留设，围护带宽度20m；307国道为一级公路，保护煤柱等级按Ⅱ级留设，围护带宽度15m；村庄煤柱保护等级按Ⅲ级留设，围护带宽度10m。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，按下列原则留设：①表土移动角：φ＝45°②下山移动角：β＝72°-0.5α（α为煤层倾角）③上山移动角：γ＝72°④走向移动角：δ＝72°井田内孝柳铁路两侧保护煤柱设计留设宽度100m，井田内307国道两侧保护煤柱设计留设宽度80m，井田内村庄位于井田煤层埋藏深部区，其保护煤柱设计留设宽度150m。经计算，矿井设计资源/储量为8670万t。详见表4-1-3。矿井设计资源/储量汇总表单位：万t煤层编号工业储量永久煤柱损失设计储量井田境界防水煤柱小计3117550321802629134163.80.2152136.2127.651373521818625611175下92.4252567.461522452002451277107434300906106022665168合计11760.2447.297116723090.28670二、矿井设计可采储量计算矿井设计可采储量按矿井设计储量，减去矿井工业场地、井筒、主要大巷留设的开采保护煤柱量，乘以采区回采率计算。矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地及井筒、开拓大巷。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，万t；P――开采煤柱损失，kt；C――采区回采率；井田3、4、5、5下、6号煤层为薄煤层，C取0.85，井田10号煤为厚煤层，C取0.75。经计算，矿井设计可采资源/储量为6634.1万t，其中3号煤层设计可采储量752.7万t，4号煤层设计可采储量108.5万t，5号煤层设计可采储量907.0万t，5下号煤层设计可采储量57.3万t，6号煤层设计可采储量1042.5万t，10号煤层设计可采储量3766.1万t，矿井设计可采资源/储量汇总表单位：万t煤层矿井设计资源/储量开采保护煤柱损失采区回采率矿井设计可采资源/储量备注工业场地及井筒大巷合计39131721×50%27.50.85752.7加蹬空区储量4127.60.85108.5加蹬空区储量511173138×50%500.85907.0加蹬空区储量5下67.40.8557.3加蹬空区储量612772845×50%50.50.851042.5加蹬空区储量10516883127×50%146.50.753766.1合计8670159231×50%274.56634.1第三章矿井工作制度及生产能力第一节矿井工作制度设计矿井的工作制度为：年工作日为330d，井下采用“四六”制，地面采用“三八”制，日净提升时间16h。第二节矿井设计生产能力及服务年限一、生产能力依据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发[2009]45号文《关于吕梁市中阳县、兴县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》该矿批准生产能力为90万t/a。二、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T＝Z/A·K式中：T——服务年限，a；Z——设计可采储量，万t；A——设计生产能力，万t/a；K——储量备用系数，取1.4。矿井服务年限为：T＝6634.1/（1.4×90）＝56.2(a)。第四章井田开拓第一节井田开拓方式的确定一、开拓方式选择原则（1）认真贯彻执行煤矿开采的有关方针、政策、法规、规范，以矿井资源开采条件为基础，合理开采。（2）合理利用矿井现有的井巷工程和地面场地设施，减少扩建投资。（3）采用先进的采煤方法，提高资源回收率。（4）保证产品质量，提高经济效益。（5）以人为本、依靠科技进步、提高机械化水平、简化开拓系统。二、开拓现状原山西东川煤业有限公司、原山西栾氏煤业有限公司、原中阳县承昌煤业有限责任公司、原山西南山煤业有限公司、原山西成喜煤业有限公司、原山西卧龙煤业有限公司南山煤业有限公司三、开拓方案结合井下各可采煤层的赋存条件及开采技术条件，矿井设计生产能力、采掘设备装备水平及本矿井的生产技术管理水平，在尽可能利用现有井上、下生产设施及生产系统，确保矿井安全生产的前提下，尽可能减小井巷工程，做到投资少，建井工期短，见效快的原则，从矿井实际出发，本次矿井兼并重组矿井采用斜-立综合开拓方案，设计利用原南山煤业有限公司主斜井作为兼并重组后矿井的主斜井，利用原南山煤业有限公司副立井作为兼并重组后矿井的副立井，利用原山西成喜煤业有限公司的主立井改造后作为兼并重组后矿井的回风立井。主斜井（利用原南山主斜井）：倾角24°，斜长800m，半圆拱断面，荒料石砌碹，净宽4.5m，净断面13.35m2，井筒内装备带宽1000mm带式输送机完成矿井煤炭提升任务，井筒内设检修轨道并设行人台阶和扶手，兼作进风井和矿井的安全出口。副立井（利用原南山副立井）：Φ5.0m，净断面19.635m２，垂深246.0m，落底于10号煤层。副立井提升采用罐、锤提升，井筒装备1t矿车单层单车四绳加长、加宽、加高非标罐笼一个，另侧配平衡锤，单容器提升，单层乘人，单层装车。罐笼自重21000kg。提升机为JKMD-3.5×4(Ⅰ)落地式多绳摩擦提升机，担负全矿井的所有辅助提升和人员升降任务，是矿井的主要进风、行人井筒。下井电缆和排水管路布置在副立井。回风立井（改造原成喜煤矿主立井）：Φ5.0m，净断面19.635m２，垂深227.0m，落底于10号煤层，井筒内装备梯子间，是矿井专用回风井筒兼作为安全出口。根据井田各可采煤层的分布和赋存情况，井下开拓大巷布置设计筛选出二个方案，进行比选。A、方案一：东西方向布置开拓大巷，考虑到3号、4号、5号、5下号、6号煤层厚度薄，储量较小，服务年限偏短，现有10号煤层主井井底煤仓、副井井底车场及主要硐室全部可以利用，设计在10号煤层中布置井下主水平开采，3号、4号、5号、5下号、6号设辅助水平开采。井下各开采水平整体大巷布置设计在井田中部大致东西方向上布置开拓巷道，各水平开拓大巷上下基本重叠布置，实现矿井整体南北两翼走向开采。（1）+1122m主水平开采10号煤层现有副立井落底10号煤层，布置+1122m水平井底车场，沿井田中部10号煤层采空区布置10号煤层轨道运输巷，在井底煤仓附近巷道转为正东西方向至井田西部边界。在10号煤层轨道运输巷南边一侧平行布置10号煤层胶带运输巷和采区回风巷，巷道间距40m。现有主斜井落底10号煤层，布置井底煤仓，煤仓上口布置在6号煤层，通过联络斜巷与10号煤层胶带运输巷联系。10号煤层采区回风巷通过10号煤层集中回风巷与改造后的回风立井相通。从而形成10号煤层+1122m水平完整的系统。（2）设计辅助水平开采3号、4号、5号、5下号、6号煤层考虑到各煤层间距和赋存情况以及矿井初期投产时开采煤层布置，设计开采3号、4号、5号、5下号、6号分两组辅助水平开采，同一辅助水平的各煤层开拓采用联合布置。3号、4号、5号设辅助水平+1145m采用主运输联合布置，5下号、6号设辅助水平+1110m联合开采。①3号、4号、5号煤层设辅助水平+1145m采用主运输联合布置3号煤层布置轨道、回风巷，5号煤层布置轨道、胶带巷、回风巷，3号煤层主运输利用5号煤集中胶带巷。3号、5号煤层开拓巷道布置与10号煤层大巷布置基本重合。在3号煤层中布置3号煤轨道运输巷、3号煤采区回风巷；在5号煤层中布置5号煤轨道运输巷、(3、5号煤)集中胶带运输巷、5号煤采区回风巷。3号煤层回采工作面主运输通过溜煤眼与布置在5号煤层的(3、5号煤)集中胶带运输巷联系，(3、5号煤)集中胶带运输巷通过胶带运输联络斜巷与布置在6号煤层的主斜井井底煤层上口相连。在5号煤层布置3、5、6号煤集中回风巷，连接5号煤层采区回风巷与回风立井，3号、5号煤层采区回风巷通过联络巷与3、5、6号煤集中回风巷相连。从而形成3号、5号煤层完整的开拓系统。井田4号煤层局部赋存，送开拓巷道要避开采空区和岩石巷道的影响，考虑4号煤层与5号煤层间距11.46m，设计开采4号煤层利用5号煤层的开拓巷道。②5下号、6号煤层设辅助水平+1110m联合开采井田5下号煤层局部赋存且全部位于蹬空区内，5下号与6号煤层间距3.8m，设计5下号、6号煤层采用联合开拓，开拓巷道布置在6号煤层中。6号煤层布置轨道、胶带、回风巷，6号煤层开拓巷道布置与10号煤层布置基本重合。在6号煤层中布置6号煤轨道运输巷、6号煤胶带运输巷、6号煤采区回风巷；6号煤胶带运输巷通过6号煤层胶带联络巷与主斜井井底煤层上口相连。6号煤层轨道运输巷通过轨道暗斜井（布置轨道暗斜井上部车场）与10号煤层轨道运输巷相连。6号煤层采区回风巷通过联络巷与3、5、6号煤集中回风巷相连。从而形成5下号、6号煤层完整的开拓系统。辅助运输矿井采用中央并列式通风系统，通风方式为机械抽出式。B、方案二：南北方向布置开拓大巷，详见图4-1-5、4-1-6、4-1-7、4-1-8。与方案一相同，设计在10号煤层中布置井下主水平+1122m开采。与方案一不同，设计方案二分三组辅助水平开采3号、4号、5号、5下号、6号煤层，即3号煤层设辅助水平+1145m，4号、5号煤层设辅助水平+1090m采用联合布置，5下号、6号煤层设辅助水平+1065m联合开采。根据各煤层间距和赋存情况，3号煤层单独设辅助水平+1145m，大巷布置方式仍为东西向，大巷布置形式与方案一基本相同，比方案一增加一条3号煤胶带运输巷。设计主水平+1122m（开采10号煤层）、辅助水平+1090m（联合开采4号、5号煤层）、辅助水平+1065m（联合开采5下号、6号煤层）在井田中部南北方向上布置开拓巷道，开拓大巷在井田南部遇武家山村庄煤柱后沿10号煤层采空区（蹬空区）布置，这三个水平开拓大巷上下重叠布置，实现矿井整体东西两翼倾向开采。设计方案二各水平开拓大巷与井筒连接方式基本形同，即各水平胶带运输巷通过煤仓上口胶带运输联络（斜）巷和煤仓与主斜井相联；各辅助水平轨道运输巷通过轨道运输斜巷和10号煤轨道运输巷、井底车场与副立井相联；各辅助水平通过布置在5号煤层中的3、5、6号煤集中回风巷与回风立井相联，主水平单独利用已有的10号煤集中回风巷与回风立井相联。从而形成井下完整的开拓系统。四、方案比较（一）技术比较方案一优点①回采工作面长度一般在900-2000m之间，回采工作面走向开采，对矿井综合机械化开采有利。②开拓系统顺畅，方案Ⅰ辅助运输更顺畅。③3号、5号两煤层主运输联合布置，共用一条集中胶带运输巷，节省了胶带机设备和井巷工程量。④方案一矿井基建工程量小，矿建施工期短，利于矿井尽快投产。方案一缺点①矿建时3号、5号煤层同时施工开拓巷道，抗灾变能力减弱。②各辅助水平与主水平之间用同一条轨道运输暗斜井连接，各水平间辅助运输受影响，管理不便。方案二优点①3号煤与5号煤开拓系统相互独立，开拓、开采及接续相互影响小。②开拓巷道延伸至井田北部采空区，有利于井田北部三角煤资源回收。③大巷沿南北走向布置，开拓巷道倾角小，有利于巷道施工和大巷运输。方案二缺点①多一个辅助水平，且开拓巷道长度长，工程量大，建井工期长，见效慢。②回采工作面倾向开采，回采工作面顺槽长度在1000以下。（二）经济比较在技术比较的基础上，对两个方案进行经济技术比较，二个方案可比井巷工程量见表。方案一与方案二经济技术比较表（可比开拓大巷部分）比较内容方案一方案二方案二比方案一备注井巷工程量岩巷(m)1947023352+3882二个方案中井筒、井底车场及硐室前、后期工程量相当。煤巷(m)692110467+3546小计(m)2639133819+7428费用(万元)2764635108+7462巷道压占煤储量压占储量（万t）231416+185费用(万元)16.229.1+12.9井巷工程量方案二比方案一多7428m，开拓巷道压煤量方案二比方案一多185万t。综合上述技术经济分析和比较，方案I井下系统简单，开拓开采更加合理，前期投资少，矿建施工期短，综合考虑，设计推荐方案I。第二节达到设计生产能力时工作面的配备一、开采顺序本次设计开采10号。服务年限短，如果矿井初期移交生产时，在号煤布置一个综合机械化一次采全高回采工作面，以目前国内外的一般综合机械化采煤生产技术水平很难达到1.2Mt/a矿井设计规模，如工作面采用刨煤机，则存在初期投资高，服务时间短，效益差等缺点。而且56号煤层服务年限偏短，薄煤层综采设备无法继续满足10开采使用，设备资源浪费，建井投资无法回收，经济技术不合理。井田4号、5下号煤层局部赋存，开采面积小，储量全部为333且基本位于蹬空区内，矿井初期开采井田北部与井田4号、5下号不产生压茬关系，不会造成新的蹬空，因此矿井投产初期首采煤层暂不考虑4号、5下号煤层。综合赋存条件和资源储量，本着矿井投产后即可取得到经济效益、保持矿井的可持续发展，设计矿井投产初期在3号和5号两层煤层中布置薄煤层综采工作面。根据矿井的开拓布置，井田各煤层分别布置一个采区，采区接替顺序为：一采区、二采区→三采区→四采区→五采区→六采区。采区接续表采区名称开采水平设计可采资源/储量(万t)设计生产能力(万t/a)服务年限(a)接续计划(a)51015202530一采区一752.759.47.2二采区一90750.09.5三采区一108.530.02.6四采区一57.330.01.5五采区一1042.560.08.3六采区一3766.1120.022.4二、井筒本次设计矿井采用斜-立综合开拓，布置三个井筒，即主斜井、副立井和回风立井，均为利用现有井筒。设计利用原南山煤业有限公司主斜井作为兼并重组后矿井的主斜井，利用原南山煤业有限公司副立井作为兼并重组后矿井的副立井，利用原山西成喜煤业有限公司的主立井改造后作为兼并重组后矿井的回风立井。矿井井筒特征表 回风立井1980年西安坐标系6度带19526859.611980年西安坐标系3度带37526859.61++1368.3+1382.34+1155.34°24°90°90°°2275.019.635混凝土砌混凝土砌第五章矿井基本巷道及建井计划第一节井筒一、井筒数目及用途本次设计矿井布置三个井筒，即主斜井、副立井和回风立井，均为利用现有井筒。利用原南山煤业有限公司副立井作为兼并重组后矿井的副立井，利用原山西成喜煤业有限公司的主立井改造后作为兼并重组后矿井的回风立井，井主斜井：倾角24°，斜长800m，半圆拱断面，荒料石砌碹，净宽4.5m，净断面13.35m2，井筒内装备带宽1000mm带式输送机完成矿井煤炭提升任务，井筒内设检修轨道并设行人台阶和扶手，兼作进风井和矿井的安全出口。副立井：Φ5.0m，净断面19.635m２，垂深246.0m，落底于10号煤层。副立井提升采用罐、锤提升，井筒装备1t矿车单层单车四绳加长、加宽、加高非标罐笼一个，另侧配平衡锤，单容器提升，单层乘人，单层装车。罐笼自重21000kg。提升机为JKMD-3.5×4(Ⅰ)落地式多绳摩擦提升机，担负全矿井的所有辅助提升和人员升降任务，是矿井的主要进风、行人井筒。下井电缆和排水管路布置在副立井。回风立井：Φ5.0m，净断面19.635m２，垂深227.0m，落底于10号煤层，井筒内装备梯子间，是矿井专用回风井筒兼作为安全出口。矿井井筒特征表 回风立井1980年西安坐标系6度带19526859.61++1368.3+1382.34+1155.34°24°90°90°°2275.019.635混凝土砌混凝土砌该矿现有副立井不同程度位于3号煤层采空区范围内，根据矿方提供，该副立井井筒留有实体煤柱，维护较好，未发现异常情况，矿方在井筒基建时已做过该项目施工的采空区治理。矿方在今后安全生产建设时，应密切监测井筒变形情况。二、井壁结构本次设计矿井布置三个井筒，即主斜井、副立井和回风立井均为利用现有井筒，井筒使用情况良好。主斜井表土段为荒料石砌碹支护，支护厚度400mm，基岩段采用锚喷支护，支护厚度100mm；副立井和回风立井表土、基岩段均采用混凝土砌碹支护。除此之外，井田内其余不利用之井筒必须按照“六条标准”予以关闭。关闭矿井“六条标准”（一）地方政府发布公告，公布关闭矿井名单；（二）有关颁证机关依法注销或吊销关闭矿井的相关证照；（三）停止供水、供电、供火工品：（四）拆除设备、炸毁井筒、填平场地；（五）恢复地表植被或复垦；（六）遣散煤矿所有从业人员。二、石门大巷井下沿井田中部南北方向布置两条大巷，即运输大巷、回风大巷两条大巷。运输大巷和回风大巷均沿着煤层底板布置。运输大巷：净宽4.6m，净高2.5m，净断面积11.5m2，采用锚网支护，锚索补强，支护参数为：锚杆间排距为800mm*800mm，帮锚杆型号为Φ18*2000mm型螺纹钢树脂锚杆，顶锚杆型号为Φ18*1800mm型螺纹钢树脂锚杆。运输大巷敷设胶带输送机和轨道。回风大巷：净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10.0m2，采用锚网支护，锚索补强，支护参数为：锚杆间排距为800mm*800mm，帮锚杆型号为Φ18*2000mm型螺纹钢树脂锚杆，顶锚杆型号为Φ18*1800mm型螺纹钢树脂锚杆。敷设轨道，轨道型号为30kg/m。第二节井底车场及硐室一、井底车场形式副立井落底于10号煤层+1122m水平，井底车场巷道及硐室基本位于副立井井底10号煤层中。副立井井底车场选用卧式井底车场。车场布置有600mm轨距、5～18‰进车线和18‰的出车线，进、出车轨道分别与轨道运输巷相接，可满足矿井辅助运输要求。二、调车方式矿井主运输采用带式输送机运输，掘进煤在采区处理，故副立井井底车场主要担负材料、设备的运输任务，运量不大。空车线长度为94.2m，重车线长度为106.3m。矿车采用进出推车机、摇台、安全门等提供动力进出罐笼，可满足副立井井底存、调车要求。三、井底煤仓及其它硐室1、井底煤仓：为立式煤仓，下口位于主斜井井底落底10号煤层处，上口布置在6号煤层，仓下设有装载硐室和设备，煤仓直径Φ5.0m，垂高45m，容量约800t，满足设计要求。2、井下主变电所、主排水泵房和水仓在副立井井底车场南侧布置有井下主变电所、主水泵房和水仓。水仓长度200m，容积1200m3，可容纳8小时正常涌水量。3、井下消防材料库在车场巷道南侧约30m的10号煤轨道运输巷中设有井下消防材料库，采用巷道加宽式。4、防水闸门硐室本矿开采煤层大部属于奥陶系灰岩溶裂隙水带压开采，在井底车场以西60m处的10号煤轨道运输巷中设置防水闸门硐室。（详见第六章第四节）5、采区水仓、水泵房在井田5号煤层中西部低洼处轨道运输巷一侧布置采区水仓、水泵房，水仓长度150m，容积800m3，可满足设计要求。6、无级绳绞车房矿井投产时，无极绳绞车房共设4个，3、5号煤层轨道运输巷各设置一个，工作面轨道回风顺槽各布置一个，均采用锚喷支护。7、等候硐室、信号硐室、急救硐室上述硐室通风方式均为扩散通风。8、采区变电所在3、5号煤层轨道运输巷与采区回风巷之间各布置一个，变电所长30m，锚喷支护，采用独立通风方式。四、井底车场巷道和硐室支护车场巷道和水仓采用混凝土砌碹支护，井底水泵房、井底变电所、管子道、等候硐室采用料石砌碹支护，其它硐室为锚喷支护。井底车场巷道及硐室工程量见表+1122m水平井底车场巷道及硐室工程量表工程名称煤岩类别支护形式巷道长度(m)净断面积(m2)掘进体积(m3)备注巷道硐室小计+1122m水平井底车场巷道煤锚喷28015.754942494220.8井下变电所及通路煤砌碹3813.2500500新建井底主水泵房煤砌碹2013.2300400新建主水仓岩砼碹2306.219801600新建管子道岩砌碹356.0280300新建井下消防材料库煤锚喷5010.0500500新建等候室煤砌碹4812.6600600新建3号煤采区变电所煤锚喷6211.8750500新建5号煤采区变电所煤锚喷5111.8600600新建无极绳绞车硐室煤锚喷2015.0300300新建井底煤仓岩砼碹12001200新建溜煤眼岩砼碹200200新建采区水泵房煤锚喷2511.8300300新建采区水仓岩砼碹1157.8900900新建第三节建井工作计划矿井移交生产及达到设计生产能力时，井下共布置一个生产采区，即一采区+1145m辅助水平开采10号煤层。根据工作面的年总推进度和合理的采掘接替关系，在10号煤层中布置一个大巷综掘工作面和一个顺槽综掘工作面，采掘比为2：4，以满足矿井设计规模和正常生产接替。移交标准：1、各主要系统的井巷和土建工程施工完毕，并检验质量符合要求，井底车场、主要运输巷、主要回风巷断面符合《煤矿安全规程》（2010）规定；机电设备安装调试完毕；2、井下各用风地点的风量和风速必须符合《煤矿安全规程》（2010）规定，通风安全设施及安全装备全部完成并验收合格；3、矿井主要设备包括：变压器、提升机及钢丝绳、提升容器、通风机、空气压缩机和水泵等主要电器和机械设备经检验合格；4、井上下生产系统全部形成、安全防护措施、防灾系统（瓦斯防治、粉尘防治、防治水等）健全，具备安全生产条件；5、确保在建设前查明矿井水文地质条件及矿区范围内的采（古）空区范围及其积水、积气、火区情况，确保安全生产。另外，矿井在建设期间和生产过程中应加强矿井地质与水文地质工作，必须始终贯彻“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。第六章采煤方法第一节采煤方法的选择及依据一、煤层条件及开采技术条件二、采煤方法的选择及其依据从煤层赋存及开采技术条件分析，结合矿井建设规模，比较适合的采煤方法有高档普采、综采两个方案。现将两个方案分述如下：（一）、高档普采高档普采是用滚筒式采煤机、刮板输送机、单体液压支柱、金属顶梁及其它附属设备等进行配套生产，实现采煤工艺过程部分机械化。这种采煤方法适应于煤层赋存较稳定的中型矿井，优点是机动灵活，矿井生产受地质条件变化的影响比较小，产量稳定，初期投资比较省。缺点是，占用人员多，效率比较低，回采率低。（二）、综合机械化采煤综采是用采煤机、刮板输送机、液压支架及其它附属设备等进行配套生产，实现落煤、运煤、支护、顶板管理以及顺槽运输全过程机械化。这种采煤方法适应于煤层赋存稳定的大、中型矿井，优点是生产集中，生产能力大，达产时间短，占用人员少，生产效率高，回采率高，安全，便于管理。缺点是对地质条件适应性较差，设备多，初期投资比较高。结合本矿井的实际情况，对两个采煤方法进行比较。②10号煤层整体赋存稳定，厚度较大，采用综采开采生产能力大，安全性好，效率高。综合10号煤层赋存条件和资源储量，本着矿井投产后即可取得到经济效益、保持矿井的可持续发展，提高矿井的综合机械化水平和现代化管理水平，减轻工人的劳动强度，保证矿井安全建设生产，经技术经济分析比较，设计推荐采用综合机械化一次采全高采煤方法开采10号煤层，全部垮落法管理顶板。第二节工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型从目前综采的发展趋势看，设计高产高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：①机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。②为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用锚杆支护方式，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。一、采煤机选型（一）采煤机选型原则①适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、牵引速度等参数选取合理，有较大的适用范围。②采煤机实际生产能力要满足工作面设计生产能力。③与液压支架和刮板输送机相匹配，影响采煤机选型的主要因素是煤层的力学特性，厚度和倾角，工作面生产能力。（二）采煤机性能参数的确定①采高的选择采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据井田内煤层厚度变化，确定采煤机的最大高度为1.8m，最小采高为0.80m。②截深的确定截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深为0.6m。③滚筒直径的确定双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的0.5倍为宜。井田内煤层最大采高为1.8m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于0.9m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径D=1.250m。④采煤机的生产能力鉴于本井田煤层较薄，为了满足矿井1.20Mt/a生产规模要求，矿井移交生产时共布置两个生产采区，每个生产采区布置一个生产能力为0.60mt/a的综采工作面。故每个综采工作面配备的采煤机生产能力应满足0.60Mt/a生产规模要求。Qc=600000÷330÷18÷0.5=202（t/h）。600000——综采工作面生产能力，t/a；330——年工作面天数，d；18——每天三班生产时间，h；0.5——采煤机开机率。⑤采煤机牵引速度Vg=Qc/60MBr=3.5(m/min)式中：Qc——工作面小时产量，202t/h；Vg——采煤机所需牵引速度，m/min；M——采高，1.17m；B——截深，0.63m；r——3号煤的容重，1.37t/m3。考虑薄煤层厚度变化大，设计所选工作面采煤机牵引速度V≥Vg，取5m/min。⑥采煤机截割功率按采煤机单位能耗计算采煤机功率为：N=60Kb·B·M·VC·HW式中：N――采煤机截割功率，kW；Kb――备用系数，取1.5；B――截深，m；M――采高，m；VC――给定条件下采煤机最大可能的牵引速度，8m/min；HW――采煤机割煤单位能耗，按矿区实测，HW=0.55～0.85kWh/m3，考虑本井田薄煤层厚度变化大，HW取0.85kWh/m3。N=60×1.5×0.6×1.17×8.0×0.85=269kW。（三）采煤机型号及主要技术参数根据以上计算并考虑到本矿的煤层赋存情况及生产能力等综合因素，选择MG150/345-AWD型电牵引采煤机，其主要技术参数见表。采煤机主要技术参数型号MG150/345-AWD截割高度(m)0.90～1.90煤层倾角(°)≤35总功率(kw)344.5截割功率(kw)150×2牵引功率(kw)18.5×2滚筒转速(r/min)59.8滚筒直径(mm)1250截深(mm)630机面高度(mm)745牵引方式开关磁阻调速、销轨式牵引牵引力(kN)300牵引速度(m/min)0～8二、可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：a.运输能力与采煤机生产能力相适应h。b.外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。c.运输机长度与工作面长度相一致。（一）刮板输送机能力计算回采工作面可弯曲刮板的输送机输送能力应大于采煤机的最大生产能力。即：Qm≥Ky×Kv×Kc×Qc式中：Qm——刮板输送机运输能力，t/h；Kc——采煤机割煤速度不均匀系数，可取1.2；Kv——考虑采煤机与刮板机逆向运动时的修正系数，取Kv＝1.05；Ky——运输方向及倾角系数，工作面向下运煤，取Ky＝0.9则：Qm＝1.2×1.05×0.9×202＝229t/h，刮板机能力应大于229t。（二）刮板输送机选型刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽规格(长×宽×高(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SGB630/2201804501.011500×630×2222×1101140/660三、转载机顺槽转载机的转载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SZB730/75型刮板转载机。其主要技术参数见表。转载机技术特征表型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)备注SZB730/7541.2630751140/660四、破碎机破碎机的能力要与顺槽转载机的转载能力相适应，设计选用PCM110型破碎机，其主要技术参数见表。破碎机技术特征表型号进口块度(mm*mm)破碎能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)备注PCM110700×70010001601140/660五、带式输送机根据运煤能力的要求，选用DSJ80/40/90型可伸缩带式输送机，其主要技术特征见表。可伸缩式胶带输送机技术参数表型号输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)DSJ80/40/9040010002.080090660/1140六、喷雾泵站选择BPW315/10型喷雾泵，其主要技术参数见表。喷雾泵站技术参数表序号项目单位数值1公称压力MPa102公称流量L/min3153电机功率kW75转速r/min14704外形尺寸(长×宽×高)mm1680×750×7455质量kg7606与XPA过滤器组件配套组成泵站七、主要设备选型汇总工作面主要设备配备详见表。回采工作面主要机械设备配备表序号设备名称规模型号单位数量合计备注使用备用1双滚筒采煤机MG150/345-AWD345kw台112可弯曲刮板输送机SGB630/2202×110kw台113转载机SZB730/7575kw台114可伸缩胶带输送机DSJ80/40/9090kw台115液压支架ZY4000/08/16架120121326单体液压支柱DW28根100101107π型梁L=4.2m根253288π型梁L=4.0m根253289回柱绞车JH2-1418.5kw台22顺槽维护10煤电钻ZM12S1.2kw台2211探水钻机MYZ-20022kw台1112乳化液泵站BRW200/31.5125kw套11两泵一箱13注液枪DZ-Q1个66顺槽维护14喷雾泵站BPW315/1075kw套1115煤层注水钻机MYZ-20022kw台1116注水泵5D-2/15012kw台11第三节采煤工作面长度、年推进度及采煤工艺一、工作面数量及长度矿井移交及达产时，共布置二个生产采区，在10号煤布置一个薄煤层综采工作面，工作面长度180m，平均采高1.17m；在10号煤布置一个薄煤层综采工作面，工作面长度180m，平均采高0.97m。二、工作面年推进度及采区、工作面回采率工作面实行四班作业，三班生产，一班检修准备，年工作330d。截深0.63m，双向割煤，日循环12个，每班完成4个循环，每循环进尺0.63m，正规循环率取85％。则10号煤工作面年推进度＝0.63×12×330×0.85＝2121m。3、采煤工艺10号煤回采工作面为综采一次采全高采煤法，顶板管理为全部垮落法。设计确定10号煤回采工作面长度为180m，采煤机双向割煤，一刀一循环，端头斜切进刀，追机作业。切割速度5.0m/min，开机率确定为50%。最小控顶距5400mm，最大控顶距6000mm。工作面回采工艺为：采煤机端头进刀→割煤→移架→推移刮板输送机→采煤机在另一端头进刀。工作面端头则先推移刮板输送机而后移架。a、进刀方式：①采煤机割透机头时，采煤机后30m外，大溜推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头的工作。②让采煤机反向牵引，沿溜方向弯曲段切入煤墙，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤墙，使整个大溜成一条直线：③让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下一个循环。④机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。b、割煤顺序：采煤机在工作面由机头—机尾，机尾—机头反复运行，逐架顺序割煤。c、移架方式： 工作面移架时，采取及时支护方式，本架手动操作，从端头或端尾跟机移架。d、推溜的方式：工作面推溜，采用从一端顺序推拉溜的方式。保证推拉前后溜弯曲段不少于15m，逐步将前后溜推拉成一条直线。第七章井下运输第一节运输系统和运输方式的确定一、运输方式的选择（一）、大巷煤炭运输方式根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，设计确定大巷主运输采用胶带输送机。其理由如下：（1）运输连续，能力大、潜力大；（2）大巷布置不受煤层起伏坡度变化的影响；（3）系统简单、操作简便，效率高，易于实现集中管理，自动化程度高、可以提高生产率；（4）运输环节少，占用人员少，维修工作量小，事故率低。主辅运输互不干扰。对矿井提高效率和安全生产均十分有利；（二）、大巷辅助运输方式鉴于本矿井采掘设备机械化装备水平高、效率高，井下大巷线路较长、转弯较少，采用无极绳连续牵引车牵引1t系列矿车运输方式，具有适应巷道坡度起伏变化、运输距离较长的优点，故本设计井下辅助运输采用采用无极绳连续牵引车的运输方式。二、主要运输巷道断面、支护方式及坡度矿井投产时在3号煤层中布置3号煤轨道运输巷、3号煤采区回风巷；在5号煤层中布置5号煤轨道运输巷、(3、5号煤)集中胶带运输巷、5号煤采区回风巷、(3、5、6号煤)集中回风巷；在10号煤层中现有一段10号煤轨道运输巷和10号煤集中回风巷在井底煤仓下口相连，形成回路，利用其作为主斜井井底清理撒煤巷。3、5号煤轨道运输巷为矩形断面，锚喷支护，净宽4.0m，净断面14.0m2，倾角6~10°左右。3、5号采区回风巷和现有的10号煤集中回风巷为矩形断面，锚喷支护，净宽4.5m，净断面15.75m2，倾角6~10°左右。(3、5、6号煤)集中回风巷为矩形断面，锚喷支护，净宽5.2m，净断面20.8m2。10号煤轨道运输巷及清理撒煤巷为矩形断面，锚喷支护，净宽4.5m，净断面15.75m2，倾角6~10°左右。轨道运输巷巷道内铺设单轨，道渣道床，轨型30kg/m。第二节运输设备的选择和计算一、矿车选型根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，矿井辅助运输矿车选用1.0t系列矿车。为了方便液压支架等大型设备的运输，设计配备了重型平板车。二、各类矿车的数量矿车的数量，以矿井达到设计生产能力时井上下用车地点实际所需车辆按排列法计算而得，矿井达产时各类矿车规格特征及数量计算结果见表。配备2t矿用平板车20辆；1t矿用材料车20辆；1t固定箱式矿车60辆；运送液压支架的特制重型平板车20辆。1t固定箱式矿车排列表顺序用车地点单位数量备注1地面\井筒列21列3辆矿车2副立井井底车场列21列3辆矿车3水仓清理列0.51列3辆矿车4消防材料库列11列3辆矿车5清理撒煤列11列3辆矿车6胶带运输大巷检修列0.51列3辆矿车7辅助运输大巷列41列3辆矿车8一个掘进顺槽列21列3辆矿车9轨道顺槽列11列3辆矿车10备用列21列3辆矿车11合计列20共60辆矿车达产时各类矿车规格特征及数量表名称型号载重（t）轨距（mm）轴距（mm）外形尺寸自重（kg）数量备用小计备注1t固定箱式矿车MGC1.1-6B1.06005502000×880×1150610546601.0t材料车MC1-6A1.06005502000×880×1150495173202.0平板车MPC2-6A2.06005502000×880×41046417320重型平板车MPC13.5-61560011002500×1400×342150017320三、大巷煤炭运输设备矿井胶带运输大巷共铺设三条带式输送机，分别为(10号煤)西集中胶带运输巷带式输送机、（10号煤)东集中胶带运输巷带式输送机和胶带运输联络巷带式输送机。10号煤)西集中胶带运输巷带式输送机、10号煤)东集中胶带运输巷带式输送机将原煤转载至胶带运输联络巷带式输送机后将原煤运输至井底煤