柳林寨崖底煤业

第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一交通位置山西柳林寨崖底煤业有限公司位于柳林县县城东南约16km处，行政区隶属陈家湾乡，井田位于寨崖底村〜赵家庄村一带。该矿井工业场地有从下枣林经陈家湾乡到柳林的乡间公路通过。柳林县城经过307国道或青银高速公路可直达太原、西安等地。矿井工业场地距孝柳铁路柳林站约16km，从柳林集运站煤炭可以直接上火车外运。二地形级地貌井田内沟壑纵横，具典型的黄土地貌特征。在梁峁地带被第四系黄土所覆盖，沟谷中广泛出露第三系上新统红土。整合后的井田西部石盘上沟谷中出露有上石盒子组地层，其他基岩均未见裸露。区内南东高北西低，最高点海拔标高1274.2m，最低点海拔标高970.5m，相对高差303.7m。三气象井田内为大陆性半干旱气候。春季干旱无雨，夏季炎热多雨，秋季温度适中，冬季寒冷干燥。多年日平均最高气温32.5。。，最低-20.1°C，平均12.5°C。全年无霜期175天，每年11月底冻结，翌年3月初解冻，最大冻土深度0.91m。降水量为374.4〜577.7mm，大多集中在7〜8月份，年平均蒸发量1711mm，蒸发量大于降雨量。四地震根据《建筑抗震设计规范》规定，柳林地区抗震设防烈度为6度，设计地震基本加速度为0.05g。五矿井周边小窑情况本矿井为资源整合矿井，由原寨崖底煤业有限公司、白草耳煤矿、石盘上煤矿整合而成，原寨崖底煤业有限公司位于整合后井田的中北部，白草耳煤矿位于整合后井田的中西部，石盘上煤矿位于整合后井田的西南部。整合前三煤矿均为经过核准独立开采的矿井六矿区农业概况及建材供应等情况区内耕地贫瘠，人口稀少，主要农产品以豆类、谷类和玉米为主，一年一收，畜牧业不甚发达，劳动力有较大剩余。工业主要为煤炭和农副产品加工等，是当地的主要经济来源。七水源、电源情况水源根据勘探区水文地质条件，当地居民生活用水和农业灌溉用水量有限，作为工矿供水水源进行大规模开采，必将加剧浅层水枯褐和水质恶化，引起与居民和农业用水的矛盾，因此仅能做为矿井临时供水水源考虑。要解决工业供水问题，开采深层岩溶水，势在必行。电源寨崖底煤矿建有35kV变电所一座，进线两回，一回引自金家庄煤矿35kV变电所，导线型号LGJ-150mm2，线路长度6km；另一回引自下寺头35kV变电所，导线型号LGJ-185mm2，线路长度4km。第二节地质特征一地层地质构造地层赋存地层由老到新分述如下：⑴奥陶系中统峰峰组(Of)2与下伏上马家沟组地层整合接触。本组厚103.54〜147.41m，平均124.16m。下、中部多为浅灰、灰白色角砾状泥灰岩、砾屑灰岩，夹薄层白云质灰岩及铝土质泥岩。上部为中厚至巨厚层状灰白、深灰色微晶石灰岩，薄层状黑灰色泥灰岩，白云质灰岩及角砾状砾屑泥灰岩。⑵石炭系中统本溪组(C2b)与下伏奥陶系中统峰峰组呈平行不整合接触。本组厚16.29〜39.00m，平均27.37m，下部为铁铝岩段，厚0〜16.29m，平均4.29m，其底部为山西式铁矿，呈透镜状、鸡窝状，厚0〜4.90m，一般为1m。上部为灰黑色泥岩、砂质泥岩、深灰色铝质泥岩、粉砂岩夹灰色中至细粒石英砂岩、灰岩及煤层。⑶石炭系上统太原组(Ct)3本组以k砂岩与下伏本溪组整合接触，为本区主要含煤地层之一。厚81.02〜116.76m，平均96.22m。本组可明显分为三段。下段(Ct；)：由k砂岩底至8-1号煤层顶。为一套灰、灰黑色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成的碎屑岩段，含煤3〜5层，其中8-3、8-2、9号煤层为全区稳定可采的主要煤层。中段(Ct2)：由L灰岩底至L灰岩顶。岩性由3〜5层灰色泥晶(微晶)石灰岩夹深灰至灰黑色泥岩、砂质泥岩和少量薄层粉砂至细砂岩和煤层组成。本段所含的煤层均为零星可采或不可采煤层。上段(Ct3)：由L灰岩顶界至K砂岩底，为深灰至黑灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，夹薄层铝质泥岩和不稳定的6-1号薄煤层。⑷二叠系下统山西组(Ps)底部以K砂岩与下伏地层呈整合接触。为井田内另一主要含煤地层。全组厚42.89〜79.92m，平均厚60.80m。岩性为深灰至灰黑色泥岩、3砂质泥岩、粉砂岩、中至细粒砂岩，含煤3〜5层，所含的煤层均为零星可采或不可采煤层。⑸二叠系下统下石盒子组(Px)与下伏地层呈整合接触。本组厚度66.12〜102.18m,平均81.93m。底部以K砂岩连续沉积于山西组之上。⑹二叠系上统上石盒子组(Ps)以K砂岩与下伏地层呈整合接触，全组厚269.70〜457.40m,平均371.00m。主要由砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，岩石呈灰色、灰绿色、紫红色、紫色，由下向上紫色色调渐浓。⑺上第三系上新统(N)广泛分布于勘探区内的山梁之上，岩性主要为棕红色至浅棕红色粉砂粘土、亚粘土夹钙质结核，次为砂砾石，杂色粘土及泥灰岩、灰岩。底部为砂砾石层。其厚度为4.00〜94.50m。与下伏各组地层呈角度不整合接触。⑻第四系上更新统(Q)3厚0—162.8m，广泛分布于井田内的梁、塬、峁和半坡上。由浅红、黄红色砂质亚粘土及亚砂土组成。垂直节理发育，地貌上易形成陡壁、黄土柱及天生桥。与下伏地层呈角度不整合接触。⑼第四系全新统(Q)4一为现代冲积、洪积物，系砾石、卵石和砂及砂土的层状或混合堆积。分布于勘探区的冲沟内，厚度0T0m。地质构造井田位于离柳矿区西部，三交〜柳林单斜含煤区中南部，井田地层总体上为一单斜构造，走向为北西〜南东向，倾向南西，地层倾角平缓，一般为3〜7°，井田内未发现有断层、陷落柱及剥蚀区等不良地质构造，仅存在少量宽缓的褶皱构造，对回采工作面开采及开拓巷道布置没有影响，井田构造属简单类。二煤层及煤质(一)煤层煤系含煤地层井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组(Ct)和二叠系下统山西组(Ps)。山西组和太原组共含煤14层，自上而下分别为山西组的1、3、4-1、4、5号煤层和太原组的6-1、36、7、7-2、8-1、8-2、9、10、11号煤层。山西组和太原组累计厚度为123.91〜196.68m，平均157.02m。含煤14层，煤层累计厚度为11.74m，含煤系数为7.5%。可采煤层矿区内共含五层全区可采或局部可采煤层，自上而下依次为山西组的3、4号煤层和太原组的8-1、8-2、9号煤层，现分述如下：3号煤层：位于山西组的中上部，上距K4砂岩19.08-28.36m，平均25.76m。煤层厚度为0.25-1.43m，平均0.91m，一般不含夹矸，是结构简单层位稳定的局部可采煤层。其顶板岩性为泥岩、细粒砂岩、粗粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，有时有炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，有时有炭质泥岩伪底。4号煤层：位于山西组中下部，上距3号煤层5.75-35.04m，平均18.34m。煤层厚度为0.16-1.69m，平均1.01m，含0-1层厚度为0-0.32m的夹矸，是结构简单层位稳定的局部可采煤层。其顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细至中粒砂岩，局部有一层炭质泥岩伪顶，底板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩。8-1号煤层：位于太原组的中下部，上距K3砂岩36.97-51.26m，平均42.316m，煤层厚度为0.24-1.19m，平均0.92m，是结构简单层位稳定的大部可采煤层，一般不含夹矸。其顶板岩性为石灰岩，局部有一层炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩、炭质泥岩。8-2号煤层：位于太原组中下部，上距8-1号煤层0.88-1.66m，平均1.18m。煤层厚度为0.35-1.61m，平均0.94m，是结构简单层位稳定的大部可采煤层，一般含0-1层厚度为0-0.45m的夹矸。其顶板岩性为泥岩、炭质泥岩；底板岩性为泥岩、炭质泥岩、细至中粒砂岩、砂质泥岩。9号煤层：位于太原组中下部，上距8-2号煤层5.99-13.97m，平均9.32m。煤层厚度为4.25-5.82m，平均4.93m，含1-3层厚度为0.05-0.55m的夹矸，是结构较简单层位稳定的全区可采煤层。其顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，有时有炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩、细粒砂岩、粉砂岩，有时有炭质泥岩伪底。表1.2-1 可米煤层情况一览表含煤组段组段厚度(m)煤层号煤层厚度(m)层间距(m)层位稳定性厚度稳定性煤层可采性备注结构稳定性山西组42.89-79.92—30.25〜1.43稳定简单较稳定局部可采0.915.75〜35.0460.8040.16〜1.6918.34稳定简单较稳定局部可采1.0158.95〜70.8681.02-116.768-10.24〜1.1962.83稳定简单稳定大部可采

96.220.928-296.220.928-20.35〜1.610.9494.25〜5.824.930.88〜1.66_1.185.99〜13.979.32稳定简单较稳定大部可采稳定较简单稳定全区可采（二）煤质物理性质勘探区内各煤层的物理性质基本相同，表现为黑色或棕黑色，条痕为深黑色或褐黑色，沥青光泽〜玻璃光泽，硬度一般为2〜3,内生裂隙相对较发育。宏观煤岩组分以亮煤、镜煤为主，其次为暗煤，夹少量丝炭条带。宏观结构以条带状、均一状为主，有少量线理状、透镜状结构，构造为层状构造。宏观类型为光亮〜半亮型煤，含少量半暗〜暗淡型煤分层。各煤层显微煤岩结构以碎屑状结构、条带状结构、均一状结构、粒状结构为主。显微煤岩构造为斑状、碎集状、平行状及块状构造。2煤质及工业用途评价煤质及研究程度3号煤层以低灰煤为主，少量特低灰煤和中灰煤；中等挥发分煤为主，低挥发分煤次之；低硫分煤为主，少量特低硫煤和中硫分煤；低磷分煤为主的焦煤（JM），极个别为瘦煤（SM）。4号煤层以中灰煤为主，少量特低灰煤、低灰煤和高灰煤；中等挥发分煤为主，少量低挥发分煤；低硫分煤为主，少量特低硫煤和中低硫煤；低磷分煤为主，少量特低磷煤的焦煤（JM），少量瘦煤（SM）。8-1号煤层以低灰煤为主，少量特低灰煤；低挥发分煤为主，中等挥发分煤次之；高硫分煤为主，少量特低硫煤、中低硫煤和中高硫煤；低磷分煤为主的焦煤（JM），少量瘦煤（SM）。8-2号煤层以低灰煤为主，特低灰煤次之，少量中灰煤；中等挥发分煤为主，低挥发分煤次之；高硫分煤为主，少量特低硫煤和中硫分煤；低磷分煤为主的焦煤（JM），少量瘦煤（SM）。9号煤层以低灰煤为主，少量特低灰煤；低挥发分煤为主，少量中等挥发分煤；中硫分煤为主，中低硫煤、中高硫煤次之，少量特低硫煤和高硫分煤；低磷分煤为主的焦煤（JM）和瘦煤（SM）。工业用途上述煤层的焦煤和瘦煤直接或经洗选后可用作炼焦（配）煤。三水文地质（一）区域水文地质概况1本区域位于鄂尔多斯断块、兴县〜石楼南北向褶带的东侧，与离石〜中阳菱形复向斜相邻，地层总体倾向南西，呈一单斜构造，由东向西出露地层依次有古生界奥陶系碳酸盐岩、石炭系、二叠系、三叠系碎屑岩和新生界松散岩层。区域地貌可划分为:剥蚀构造中、低山区、剥蚀堆积黄土丘陵区和侵蚀堆积的河流谷地三种地貌形态。区域深部奥陶系岩溶地下水属柳林泉域水文地质单元。区域地表水属黄河流域的三川河水系，季节性沟谷地表水由南向北汇入三川河，三川河由东向西迳流，于柳林城西注入黄河，年平均流量2.88亿m3。2区域内主要含水岩组⑴碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组该含水岩组主要指奥陶系中统石灰岩、泥灰岩和白云岩等可溶盐岩，区域东部和青龙城附近有大面积出露。该组地层厚约450m左右，岩溶裂隙发育，是区内最主要的含水岩组。⑵碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组本含水岩组为上石炭统太原组一套海陆交互沉积地层，由砂岩、泥岩、煤层及3〜5层石灰岩组成，是区内主要含水岩组之一，含层间裂隙水，具承压性，但富水性不均一⑶碎屑岩类砂岩裂隙含水岩组主要包括二叠系的一套陆相，过渡相碎屑岩沉积地层，在区域东部沟谷中有出露，由砂岩、砂质泥岩夹煤层等组成。该地层含砂岩裂隙水，含水空间以风化裂隙和构造裂隙为主，泉流量0.1—1.0L/s地下水的补给、迳流、排泄条件⑴岩溶地下水区域岩溶地下水属柳林泉域水文地质单元。大气降水和地表水通过奥陶系灰岩裸露区垂直入渗补给是其主要补给方式，另外松散岩类孔隙水和其它含水层地下水通过断层、陷落柱等构造通道向深部越流补给，也是岩溶地下水的补给来源之一。岩溶地下水接受补给后，由北、东、南三个方向向柳林城附近汇集，于柳林城东至青龙城附近以群泉的形式排向三川河河谷中，泉水出露标高801m，泉流量3.6m3/s，水质类型复杂，以HCO3—Na+型为主，矿化度0.3—1.3g/L。⑵碎屑岩砂岩裂隙水的补给、迳流、排泄条件大气降水的垂直入渗是碎屑岩砂岩裂隙地下水的主要补给来源，另外通过断层，陷落柱等构造通道，也可接受其它含水层的补给。含水岩组内各个含水层相对呈层状，水力联系微弱，各具不同的水位。地下水一般沿地层倾斜方向运动，在沟谷切割深处，常以泉的形式排出地表。目前矿坑排水是其主要的排泄方式。⑶松散岩类孔隙水的补给、迳流、排泄条件松散岩类孔隙水的来源主要是大气降水和地表水的入渗补给，局部与基岩裂隙水有互补现象，其迳流方向与地表水的迳流方向基本一致，排泄方式除排向地表沟谷外，主要是人工开采。在奥灰岩裸露区，往往下渗补给深层岩溶水。（二）矿井充水条件主要含水层⑴奥陶系岩溶裂隙含水层奥陶系灰岩在矿区内属深埋型，据钻孔资料，勘探区南西部埋藏最深，北东部埋藏最浅，从区域资料总体分析，在垂直方向上峰峰组灰岩由白云质灰岩、泥灰岩及少量角砾状灰岩所组成，岩溶裂隙不甚发育，据邻区的陈家湾矿区ZK6-0水文孔资料，由于矿区距排泄区距离较近，峰峰组地层中就有较好的含水层。但也属中等富水含水层。上、下马家沟组地层岩溶裂隙发育，是奥灰岩的主要含水层，揭露奥陶系灰岩215.88m，抽水试验结果，井田内奥灰水水位标高在810.5〜814.5m之间。⑵石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层勘探区内没有出露，根据ZK6-0水文孔资料，其主要含水层为灰岩和中粗粒砂岩，含水层共5层，总厚度6.0m，埋区浅、裂隙发育，补给条件较好富水性相对强。⑶二叠系山西组以及山西组以上碎屑岩裂隙含水层该组含水层以中粗砂岩为主。据1995年井田东部的军山煤矿建竖井时，揭露4号煤后，井筒内涌水绝大部分来自山西组含水层，涌水量为6"出属矿坑涌水量小的矿井，水质类型为叫-.S^—晦,・Na,・Ca2,型。据邻区水文孔资料，该含水层厚9.6m，钻孔单位涌水量为0.00228L/s・m，属弱富水含水层，水质类型为HCO「・SO：-—Na+型，矿化度0.65g/L。⑷新生界松散岩类孔隙含水层该含水层包括上第三系上新统和第四系中、上更新统以及全新统地层。上第三系上新统地层广泛出露于勘探区内沟谷两侧，含水层为底部的半胶结状砾石层，由于其不整合于基岩面之上，与基岩风化裂隙构成较好的含水层，但由于其连续性较差，补给条件差，且厚度不稳定，故富水性差异较大，一般单井出水量10m3/d，属弱富水含水层，水质类型为HCO3-—Na+型。第四系中、上更新统地层多分布在梁峁之上，但由于沟谷坡度大，降水多形成地表迳流，对地下水补给有限，因此该含水层多为透水而不含水岩层，局部含上层滞水，水量微弱。第四系全新统地层分布在沟谷之中，含水层主要为砂砾石层，但由于含水层厚度小，单井出水量也不大，可供生活和灌溉用水，属弱富水含水层，水质类型为He。」.％一腿.畛理，矿化度Eg/L，水质较好。主要隔水层⑴石炭系中统本溪组泥岩隔水层据ZK3-4和延伸孔统计，本溪组地层平均厚15.75m，岩性以泥岩、粘土岩、铁铝岩为主，夹薄层石灰岩，隔水性能较好，区域稳定连续，加之9号煤下无煤段平均厚度达37.92m，合计53.67m，是主采9号煤与奥陶系岩溶水间重要的隔水层。⑵二叠系中统上、下石盒子组泥岩隔水层本组隔水层厚度较大，由数层泥岩和砂质泥岩组成，垂直分布呈平行复合式结构，裂隙不发育，为山西组顶部的隔水层，对松散岩类孔隙水与风化裂隙水的下渗起着良好的隔水作用。勘探区地下水的补、迳、排条件松散岩类孔隙含水层主要接受大气降水的补给，在雨后一定时间内，各民井水位有上升现象，其迳流方向与地表水基本一致，向沟谷下游迳流。地面蒸发和人工开采是主要的排泄方式。深部山西组砂岩裂隙含水层和太原组灰岩裂隙含水层主要是在其裸露区接受大气降水的补给。各含水层属于平行复合式结构，含、隔水层间均处于分散隔离状态，各含水层间的水力联系被其间隔水层所阻隔，它们之间存在着一定的水位差，若无构造沟通隔水层不遭破坏时，则各含水层间无互补关系。地下水主要以迳流为主，迳流方向一般沿岩层倾斜方向运动，排泄方式主要是矿坑排水。奥陶系岩溶水的补给主要是裸露区接受大气降水和地表水的入渗补给，勘探区为岩溶水迳流区，迳流方向由南东流向北西，最终排向柳林群泉，近年来人工开采也是其主要排泄方式之一。构造对开采煤层的影响矿区内尚未发现大的构造形迹，地层总体倾向南西，呈单斜构造，倾角5〜7°。但由于9号煤层底板标高在650〜990m之间，而岩溶水水位标高在810.5〜814.5m之间，也就是说在9号煤810m底板等高线以南，9号煤层属带压开采煤层，一但有断层存在，有可能形成导水通道，使岩溶水涌入矿井，造成水害，因此一定要重视对隐伏断层以及其它构造形迹的发现与研究。以防断层导水造成淹矿事故。地表水对开采煤矿的影响区内没有大的地表水体，仅有数条季节性河流，其中以罗侯沟最大，清水流量0.098L/s。一般来说河水通过基岩含水层渗透补给的水量是较弱的，但是，随着煤矿的开采，顶部岩层将遭到破坏，会使基岩裂隙加大、增多，特别是在北东部煤层浅埋地段甚至形成地面塌陷，沟通断层以及其它构造形迹。矿井涌水量预算矿井涌水量的采用寨崖底煤矿的实际矿坑排水量，现实际生产能力已达1.20Mt/a，井下正常涌水量为40m3/h，最大涌水量为50m3/h。矿井主要水害及其防治措施根据充水因素分析，开采3、4号煤时主要是顶板砂岩裂隙含水层通过冒落裂隙带向矿井充水，其矿井涌水量均小于480m3/d，富水系数均小于0.2,属涌水量小的矿井，一般正常排水，不会发生水害事故。但区内采空区较多，面积也较大，多位于未采煤层之上，这些采空积水对矿井采煤造成隐患。因此应引起业主高度重视，加强对采空区的密闭工作和监测，防止打通采空区造成淹矿事矿。开采9号煤的充水因素，主要是顶板灰岩岩溶裂隙含水层。其矿井涌水量为800m3/d，富水系数为0.2，属涌水量小的矿井，但一定要加强对断层以及其它构造形迹的发现与研究，以防断层形成导水通道，使岩溶水涌入矿井造成水害。另外对地表水特别是雨季洪水应加强防范措施，以防洪水涌入矿井造成水害。四其他开采技术条件顶底板条件3号煤层顶板为泥岩，这类岩石水浸后易膨胀破碎而发生冒落掉渣事故，开采中必须加强支护。底板为泥岩。据该矿开采情况，3号煤层顶底板较易管理，底板未出现底鼓现象。4号煤层顶板为泥岩，浸水后易膨胀而发生冒落掉渣事故。底板为泥岩。根据矿井开采情况，顶底板较易管理，底板未出现底鼓现象。8-1号煤层顶板为石灰岩，抗压强度在127.9〜143.5MPa，平均137.3MPa。抗拉强度变异范围为4.7〜6.8MPa，平均5.8MPa。底板为砂质泥岩，抗压强度在31.5〜40.6MPa之间，平均36.1MPa，抗拉强度范围为0.9〜1.3MPa，平均为1.1MPa。8号煤直接底板以泥岩为主，软化系数为0.37MPa之间，遇水易发生软化，稳定性较差。9号煤层顶板为泥，属中等冒落顶板。顶板泥岩抗拉强度为0.8MPa，抗压强度为92.3MPa；底板泥岩抗拉强度为2.3MPa，抗压强度为130.3MPa。根据寨崖底煤矿开采情况，顶底板较易管理，底板未出现底鼓现象。2瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温瓦斯根据工作采样做煤层瓦斯检验，知3号煤层瓦斯分带为沼气带，4号煤层瓦斯分带为氮气一甲烷带，8-1号煤层瓦斯分带为氮气一甲烷带，9号煤层瓦斯分带为氮气一甲烷带、甲烷带。另据山西柳林寨崖底煤业有限公司提供资料，该矿现采9号煤层，生产能力为1.20Mt/a，2006年度瓦斯鉴定矿井瓦斯绝对涌出量3.30m3/min，相对涌出量3.93m3/t，属低瓦斯矿井；，4号煤层矿井瓦斯绝对涌出量0.26m3/min，相对涌出量2.25m3/t，属低瓦斯矿井；3号煤层矿井瓦斯绝对涌出量3.24m3/min，相对涌出量14.29m3/t，属高瓦斯矿井。煤尘爆炸性及煤的自燃.煤尘爆炸性根据采样作煤尘爆炸性试验结果，区内各可采煤层均具有煤尘爆炸性，它将成为今后矿山开采的又一危害因素，生产部门应引起高度重视，作好洒水降尘工作。.煤的自燃根据采样测试成果，区内各可采煤层均为不易自燃煤层。（3）环境地质根据矿井资源整合地质报告及矿井业主提供的其它资料分析，本井田范围内尚未发现断层、陷落柱、褶皱等不良地质构造。第二章井田开拓第一节井田境界及储量一井田境界整合后的寨崖底煤业有限公司井田东与赵家庄煤矿井田相邻，西北与陈家湾村煤矿、哪哈沟煤矿、狮尾沟煤村矿井田为界，南为国统区，北部为煤层的露头线，井田面积13.9608kmZ整合后的寨崖底煤业井田范围以山西省煤炭工业局文件《关于山西柳林兴无煤矿有限责任公司等矿井进行机械化采煤升级改造的批复》批准的井田范围为准。整合后寨崖底煤业井田境界拐点坐标见下表表2.1-1 整合后寨崖底煤业井田境界拐点坐标表点号经距（Y）纬距（X）点号经距（Y）纬距（X）119499130.0004134220.0001619503845.0004134071.000219499460.0004135000.0001719503667.7004134071.800319501230.0004134062.0001819503668.3004132684.400419500950.0004135315.0001919503323.7004132684.300519501436.0004135195.0002019503323.7004132602.000619501490.0004135195.0002119502906.0004132602.000719501186.0004137368.0002219501518.0004133142.000819504485.0004136624.0002319500950.0004132520.000919504566.0004136003.0002419499650.0004133340.0001019503617.0004136005.0002519499600.0004133220.0001119503685.0004135004.0002619499440.0004133290.0001219503077.0004135152.0002719499509.0004133430.0001319503077.0004134508.0002819498940.0004133790.0001419503097.0004134493.0002919499126.0004134223.0001519503845.0004134496.000二储量资源/储量估算范围井田内各煤层的资源储量估算范围以山西省煤炭工业局文件《关于山西柳林兴无煤矿有限责任公司等矿井进行机械化采煤升级改造的批复》批准的井田范围为准，估算的煤层为3、4、8-1、8-2、9号煤层。工业指标确定井田内各煤层倾角一般都在10°以下，属近水平煤层，煤类为焦煤、瘦煤，依据《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215-2002）确定本次资源量估算指标如下：⑴最低可采厚度：炼焦用煤N0.70m（倾角＜25°）⑵最高灰分（Ad）： 40%⑶最高硫分（St.d）： 3%。资源/储量估算方法与有关参数的确定由于井田内煤层倾角小于15°，故采用地质块段法进行资源储量估算,计算公式为：Q=SXmXd^10000式中：Q—资源储量（万t）S一块段面积（m2）m一煤层平均铅垂厚度（m）d一视密度（t/m3）资源/储量估算结果经过核算，整合后山西柳林寨崖底煤业有限公司全井田内3、4、8-1、8-2、9号煤层累计查明地质资源量119.65Mt（其中焦煤46.56Mt,瘦煤73.09Mt），截至2007年6月（原2101工作面已回采完毕），矿井保有资源量108.98Mt（其中焦煤42.40Mt,瘦煤66.58Mt），采空区10.67Mt。对于蹬空区的开采，现有的采煤技术尚不成熟，设计考虑暂不开采。可利用资源量为106.65Mt。本井田地质条件属简单类型，煤层赋存稳定，工业资源/储量按公式（111b）+（122b）+0.8X（333）计算。经计算，整合后本矿井工业资源/储量为105.01Mt。三可采储量（1） 矿井设计储量计算矿井工业储量减去设计计算的井田境界、道路、村庄、河流等永久保护煤柱损失后的储量。（2） 矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要大巷煤柱后乘以采区回采率的储量。根据《煤炭工业矿井设计规范》，厚煤层采区回采率不应小于75%，中厚煤层采区回采率不应小于80%，薄煤层采区回采率不应小于85%。井田内3、4、8-1、8-2煤厚度基本在1.0m以下，为薄煤层，采区回采率取85%，9号煤层厚度为4.25-5.82m，平均4.93m，为厚煤层，采区回采率取75%。经计算，全矿井可采储量为68.61Mt。矿井可采储量计算结果详见下表表2.1-2 矿井可采储量计算结果表煤层矿井工业储量永久煤柱损失矿井设计储量工业场地和主要井巷煤柱开采损失可采储量断层井田境界地面建（构）筑物合计工业场地主要井巷合计34.8200.180.080.264.560.060.330.390.633.5546.0500.260.10.365.690.080.360.440.794.468-113.0300.460.240.712.330.120.840.961.719.678-210.3400.250.440.699.650.110.790.91.317.43970.7602.672.865.5365.230.876.377.2414.5043.50合计105.010.003.823.727.5497.471.248.699.9318.9368.61第二节矿井设计生产能力及服务年限一矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，井下“四六”工作制，地面“三八”工作制，矿井每天净提升时间为16h。二矿井设计生产能力的确定根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组所发“关于《吕梁市柳林县金家庄煤矿等七座煤矿继续进行资源整合批复》”文件（晋煤整合发【2006】2号），寨崖底煤业有限公司资源整合后矿井生产能力为1.20Mt/a。三矿井及水平服务年限的计算本矿井目前开采区域采煤方法明确，井下运输、通风等系统均较完善，本次设计对现开采区域服务年限不予考虑，设计从开采区域的接续盘区开始计算矿井服务年限。经计算，矿井去除开采区可采储量后，剩余可采储量为55.59Mt。矿井服务年限按下式计算：T=Z/KA=55.59/（1.2X1.3）=35.6式中：T——矿井服务年限，aZ——矿井设计区域可采储量，55.59MtA——矿井生产能力，1.20Mt/a。K一一储量备用系数，取1.3。经计算矿井服务年限为35.6a。第三节井田开拓一井田特征依据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组文件（晋煤整合发[2006]2号）《关于吕梁市柳林县金家庄煤矿等七座煤矿继续进行资源整合的批复》，山西柳林寨崖底煤业有限公司为整合后保留的矿井之一，整合的范围包括原寨崖底煤业有限公司、白草耳煤矿、石盘上煤矿，整合后的开采煤层为3、4、5、8-1、8-2、9号煤。整合后的矿井生产能力为1.20Mt/a。整合后井田3、4、9号煤均存在采空区，9号煤采空区基本位于井田北部区域，4号煤采空区基本位于原白草耳煤矿工业场地附近，3号煤层采空区基本位于原石盘上煤矿工业场地附近。二井田开拓方案整合前寨崖底煤业有限公司各生产系统与其它两个被整合矿井相比较完善，因此设计矿井利用原寨崖底煤业有限公司工业场地作为整合后矿井的工业场地。依据确定的资源整合方案，对被整合的石盘上煤矿和白草耳煤矿立即实施关闭，整合后的资源全部由寨崖底煤业有限公司开采。设计结合井田内各可采煤层的赋存情况、开采技术条件及整合前各煤矿的采掘现状，以安全为前提，尽量利用已有工程、节省投资的原则，对整合后井田的开拓方式提出以下两种方案。方案一根据煤层赋存特点及煤层间距，将区内各可采煤层划分为两个煤组，两个水平，分水平布置开拓巷道。上部3、4号煤层划分为上组煤，因仅在原石盘上井田内3、4号煤层局部经济可采，设计将上组煤划分为一个盘区，即11盘区；下部8-1、8-2、9号煤划分为下组煤，根据煤层赋存情况，下组煤层共划分为4个盘区，分别为21、22、23和24盘区。该方案主运输利用原寨崖底煤业有限公司工业场地的主斜井，考虑到现有辅助运输系统繁琐，占用人员多，及为了改善工人劳动条件，新增二号副斜井一条，该斜井位于寨崖底浴室灯房附近，坡度为6°，全长944m，使用无轨胶轮车下放人员、材料和设备，实现辅助运输无轨化，进一步提高矿井的现代化程度，达到“减员提效”的目的。因现有辅助运输巷道断面较小，不能满足无轨胶轮车运输要求，对巷道断面进行刷大。后期在开拓23盘区和11盘区时，为充分利用现有井筒，满足23盘区和11盘区的巷道掘进、辅助运输及回风及瓦斯抽放需要，分别利用副立井（原石盘上煤矿副立井，用于11盘区辅助运输、进风）、进风斜井（原石盘上煤矿主斜井，用于11盘区巷道掘进、进风）、三号回风立井（原石盘上煤矿回风立井，用于11盘区回风、瓦斯抽放）、进风立井（原白草耳煤矿主立井，用于23盘区巷道掘进）、二号回风立井（原白草耳煤矿副立井，用于23盘区巷道掘进）。该方案开拓巷道利用原寨崖底煤矿已有巷道开采，在ZK1钻孔附近以与原寨崖底煤矿22盘区下山112°的夹角向西南方向布置一组盘区巷开采ZK1钻孔以南的资源。在11盘区4号煤中沿煤层走向布置一组盘区巷道，该盘区巷道通过带式输送机斜巷、辅助运输斜巷及回风斜巷与23盘区巷道相连。其中带式输送机斜巷倾角16°，辅助运输斜巷倾角6°，回风斜巷倾角25°。根据确定的开发方式。方案二整合方案、煤层分组同方案一。不同为利用井筒中，将原石盘上主斜井封闭；该方案利用的22盘区下山巷道较方案一回退200m左右，与22盘区下山以95°的夹角向西南方向布置一组盘区巷。11盘区巷道与23盘区巷道垂直方向重叠布置，该盘区巷道通过带式输送机斜巷、辅助运输斜巷及回风斜巷与23盘区巷道相连。其中带式输送机斜巷倾角10°，辅助运输斜巷倾角6°，回风斜巷倾角25°。两方案优缺点比较见下表表2.3-1 开拓方式方案优缺点比较表优点缺点方案一1、 井田两翼划分比较均衡，下组煤工作面走向长度大，可减少工作面搬家次数；2、 三角煤少，有利于综采工作面布置。1、 11盘区工作面推进长度短，搬家次数多；2、 回采11盘区开拓工程量大。方案二1、 相对方案一，11盘区工作面推进长度大；2、 比方案一开拓工程量少5200m。1、 下组煤工作面走向长度小，搬家次数多；2、 三角煤多，资源回收困难。本矿井装备综采工作面，应尽量加大工作面推进长度，减少工作面搬家次数。本井田主要可采煤层为下组煤的9号煤层，上组煤3、4号煤层仅在原石盘上井田范围内局部可采，因此应在下组煤开发更合理的前题下，合理的布置上组煤开拓巷道。方案一虽然较方案二井巷开拓工程量大，但考虑到本矿井巷道基本沿煤层布置，为了更好的回收资源，设计推荐方案一为本井田的开拓方案。三盘区划分及开采顺序本井田可采煤层赋存总趋势是东北高，西南低，煤层平缓，走向和倾斜方向起伏不大。设计将3、4号划分为上组煤；下部8-1、8-2、9号煤划分为下组煤，将主开拓水平设在9号煤层中，水平标高+895m，在4号煤中设上组煤的辅助水平。根据大巷位置，煤层赋存条件和开采技术条件、井田面积等因素，全井田共划分五个盘区，其中上煤组沿煤层倾向开采，下组煤沿煤层走向开采。盘区内工作面由近至远开采，各煤层之间由上到下开采。工作面采用后退式开采，由井田边界向井田中央大巷推进。资源整合完成后，矿井投产采区为22盘区和23盘区，接续顺序为22盘区、23盘区、11盘区、24盘区。矿方目前正在开采22盘区内的9号煤层，由于现有巷道系统、提升及通风、排水等条件均满足1.20Mt/a的设计能力，设计维持22盘区现有开采系统不变。第四节井筒根据确定的开拓方案，整合系统改造完成矿井生产时共使用4条井筒，分别为：主斜井、一号副斜井、二号副斜井及一号回风立井；后期为满足掘进、通风及辅助运输需要，增加利用井筒5条，分别为进风立井、二号回风立井、进风斜井、副立井、三号回风斜井。井筒型式、井壁结构及装备分述如下：主斜井利用原寨崖底煤业有限公司主斜井。井筒采用半圆拱形断面，倾角14。30‘，斜长254m，井筒净宽4.7m，净断面积15.9m2。采用料石砌碹支护，表土及风化基岩段支护厚度450mm，基岩段支护厚度300mm。装备带宽1000mm的胶带输送机担负全矿井煤炭运输任务，兼作进风井，并铺设22kg/m检修轨道。一号副斜井利用原寨崖底煤业有限公司副斜井。井筒采用三心拱形断面，倾角17°，斜长195m，净宽3.2m，净断面7.6m?。表土、风化基岩段及基岩段均采用料石砌碹支护，支护厚度300mm。井筒铺设22kg/m钢轨，主要担负井下系统改造时的材料下放及矸石提升任务，改造完成后，作进风井并设台阶作为矿井的安全出口。井筒内敷设有动力通信电缆。二号副斜井为新开井筒。井筒采用半圆拱形断面，倾角6°，斜长944m，净宽5.0m，净断面17.8m?。井筒暂按普通法凿井，表土及风化基岩段采用混凝土支护，基岩段采用挂网锚喷支护，表土段支护厚度500mm，基岩段支护厚度100mm。施工前应按要求施工井筒检查钻孔，井壁结构及支护形式待检查钻提供后最终确定。井筒内运行无轨胶轮车担负矿井矿井设备、人员及材料的辅助提升任务，并兼进风和安全出口。井筒内铺设200mm厚混凝土底板，以利于无轨胶轮车行走。一号回风立井利用原寨崖底煤业有限公司回风立井，井筒净直径5.0m，净断面19.62m2，垂深138m，担负全矿井的回风任务。采用混凝土砌碹支护，表土及风化基岩段支护厚度450mm，正常段支护厚度350mm。井筒装备梯子间作为安全出口，并敷设有排水管路。矿井移交时井筒特征见下表表2.4-1 矿井初期使用井筒特征表项目名称单位主斜井一号副斜井一号回风井井口座标纬距(X)m4136756.2744136813.6034136566.1304135885.553经距(Y)m19501977.80819501996.63819502243.44219502151.925井口标高(Z)m+988.700+985.167+992.500+1018.449提升方位角度34034070井筒倾角度14.517690井底标高m+895+895+925+883井筒斜长全长m245254944135其中表土段m30305023基岩段m215224894112井筒净宽度(直径)表土段mm4700400050005000

基岩段mm4700400050005000支护厚度表土段mm450300500450基岩段mm300300100350断面净断面表土段m215.97.617.819.6基岩段m215.97.618.719.6掘进断面表土段m221.810.725.527.3基岩段m220.010.720.525.5施工方法普通法普通法普通法普通法支护材料表土段混凝土混凝土混凝土混凝土基岩段料石砌碹料石砌碹混凝土混凝土井筒装备装备B=1000mm带式输送机安装JW-1600型无级绳绞车梯子间第五节井底车场及硐室一井底车场形式的选定矿井采用斜井开拓方式，煤炭由下山胶带输送机运至井底煤仓，由井底煤仓转至主斜井胶带提升，矸石及材料用无轨胶轮车通过二号副斜井提出地面。根据矿井开拓布置，设计利用原寨崖底煤业公司副斜井井底车场，车场水平标高为+895m，车场采用平车场形式，主要担负二号副斜井形成前井下系统改造时的材料下放和矸石提升任务。二井底车场硐室名称及位置（一） 主斜井系统硐室主斜井系统硐室有：胶带机装载硐室、井底煤仓、井底清理撒煤巷道等。井底煤仓上口标高为910m，下口标高为885m，采用混凝土支护，净直径为8m的圆形立式煤仓，设计容量800t。（二） 副斜井系统硐室在车场附近布置无轨胶轮车村车库、主变电所、爆破材料库（使用原寨崖底煤业公司井下爆破材料库）、消防材料库等。三井底车场主要巷道和硐室的支护形式井底车场大部分巷道位于9号煤层中，基本采用锚喷网支护，对于断面大难于支护的硐室采用混凝土或料石砌碹第三章大巷运输及设备第一节运输方式的选择一煤炭运输方式的选择本矿井机械化程度高、产量大，井下主要运输大巷均沿煤层布置，其坡度随煤层起伏变化，为了减少运输环节、简化井下运输系统，实现从井下到地面的连续运输，设计采用胶带输送机运煤方式。二辅助运输方式的选择整合前原寨崖底煤业公司井下辅助运输采用有轨运输，集中下山采用无极绳绞车牵引1t系列矿车运输方式，采区顺槽内采用小绞车。为提高矿井的机械化程度，减少辅助运输环节，减员增效，整合后新开凿二号副斜井一条（倾角6°）,并通过改造井下辅助运输巷道，运行无轨胶轮车，实现矿井辅助运输的无轨化。第二节运输设备选型现有22盘区带式输送机（原南下山大巷带式输送机）最大运量Q=1500t/h，其运输能力远大于实际能力，本次设计利用原有设备表3.1-1 22盘区带式输送机技术特征表序号名 称单位内容备注1运输量t/h10002运输物料原煤3运输物料容重t/m30.904速度m/s3.155输送机长度m12326输送机角度2-5.5°7胶带宽度mm1200（阻燃）带强N/mmSt16008电动机型号YB400M-4功率kW400（2台）转速r/min1480电压1140V9减速器型号H3SH14-31.5（2台）10液力偶合器型号YT650（2台）11制动器型号BYZW5-500/201（2台）12液压自动拉紧装置型号YZLA-200头部第四章采区布置及装备第一节采煤方法一采煤方法的选择本井田含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，区内可采和局部可采煤层5层，分别为3、4、8-1、8-2、9号煤，煤层总体呈北高南低、西高东低，北部为煤层露头，煤层倾角一般在10。以下，多为3〜6°。矿井为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，各煤层均属不易自燃煤层，地温正常；地质构造和水文地质条件较为简单。结合各可采煤层赋存特点，设计认为在上部3、4、8-1、8-2煤层，工作面开采工艺有滚筒采煤机综采和刨煤机综采两种方案可供选择，根据采煤机与刨煤机的各自适应条件，结合本井田的煤层赋存特征，设计认为在3、4、8-1、8-2煤装备刨煤机综采工作面较为合理，9号煤层为厚煤层，且本矿井属于高瓦斯矿井，为保障生产安全，提高资源回收率，设计推荐采用大采高采煤法二工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型对于工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型，设计考虑了以下原则：校核现有设备能否满足矿井生产能力的要求，并且生产可靠、各设备间相互配套，运输环节畅通。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；辅助运输系统简单、环节少，尽可能将工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素，

并在巷道布置上加以保证；综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化；为降低设备投资，尽量选择国产先进设备。工作面采、装、运、支设备选择考虑需满足技术先进、生产可靠、开机率高的原则，采运设备能力应配套、运输能力适应综采面瞬时产量高的要求，并保证环节畅通。滚筒式采煤机工作面设备选型表4.1-1 采煤机技术特征表型号采高(mm)电机功率(kW)滚筒直径/个数(mm)/个截深(mm)牵引型式MG650/1480-WD2700〜550014802700/2800无链电牵引表4.1-2 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(长X宽X高)(mm)电机功率(kW)电压等级(v)备注SGZ764/320205.59000.91500X764X2222X1601140表4.1-3 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)SZZ764/16050.010001601140表4.1-4 顺槽破碎机技术特征表型号破碎能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)进口块度(mm)出口块度(mm)PCM11010001101140700x700150〜300表4.1-5 可伸缩胶带输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度(m/s)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SSJ1200/2X20010001000212002X2001140乳化液泵站选用BRW200/31.5型，公称压力31.5MPa，公称流量200L/min，两泵一箱。喷雾泵站选用XPB250/5.5型，公称压力5.5MPa，公称流量250L/min，两泵一箱。另外，配备的设备还有WQK20-45-7.5型小水泵、MYZ-200型煤层注水钻机、5D-2/150型煤层注水泵等。2工作面顶板管理方式及支护设备选型工作面采用全部冒落法管理顶板。放顶煤工作面能否实现安全高效，关键在于支架选择是否合理。所选液压支架除满足支护要求外，其推移行程要与采煤机截深相匹配，移架速度要适应采煤机的牵引速度。设计选用ZZ6000/25/50型，其主要技术特征表4.1-6 支架技术特征表型号工作阻力(KN)初撑力(KN)支护高度(mm)支架中心距(mm)支护强度(MPa)重量(t)ZZ6000/25/5060005643〜52772500/500015000.97〜0.8924.9刨煤机工作面设备选型设备选型表4.1-7 刨煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)刨速(m)刨深(mm)生产能力(t/h)GH9-38Ve/5.70.7〜1.72X3150.960192〜466表4.1-8 刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力刮板链速电机功率电压等级备注(t/h)(m/s)(kW)(v)PF3/822205.53001.02X3151140表4.1-9 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)SZB-730/752540075660表4.1-10 破碎机技术特征表型号破碎能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(v)PCM1104501101140表4.1-11 刨煤机工作面可伸缩胶带输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度(m/s)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注DSJ80/40/2X4040080028002X40660其他设备选型均等同于滚筒式采煤机工作面设备2工作面顶板管理方式及支护设备选型工作面采用全部冒落法管理顶板。设计液压支架选用支撑掩护型，型号为ZY4000/8.5/19D型，带电液阀控制，表4.1-12 刨煤机工作面液压支架技术特征表型号工作阻力(KN)初撑力(KN)支护高度(mm)支架中心距(mm)支护强度(MPa)对底板最大比压(MPa)重量(t)ZY4000/8.5/19D40004652850/190015000.768.18.1三采煤工作面的参数根据所选定的采煤设备，设计采用一次采全高采煤方法，即各煤层的采高均为各自煤层厚度。结合本矿井地质条件较为简单的特点，综合考虑确定本矿井采煤工作面长度统一取200m。矿井正常接续生产时，布置一个刨煤机综采工作面和一个滚筒式采煤机综采工作面，两工作面生产年能力分别为0.40Mt/a和0.80Mt/a。刨煤机工作面循环数和年推进度的确定所选刨煤机的刨深为60mm，工作面长度取200m，8-号煤平均采厚为0.92m，则刨煤机每刀产量为：Q=200X0.06X0.92X1.41X0.97=15.1t/刀按工作面生产能力0.40Mt/a计算，年工作制度330d，每天的循环数：400000N= =90刀/d330x15.1x0.9年推进度=90X330X0.06X=1600m⑵滚筒式采煤机工作面循环数和年推进度的确定所选采煤机的截深为800mm，工作面长度取200m，9号煤平均厚度为4.93m，采用往返一次割两刀的回采工艺，每刀产量为1049t。按照0.80Mt/a的产量要求，工作面每日进刀数为n：800000n^330x1049x0.9=2.6取n=3年推进度=3X0.8X330X0.9=713m五工作面及采区回采率影响采区回采率的因素有：大巷及盘区巷道煤柱损失，盘区隔离煤柱损失，区段煤柱及厚煤层顺槽顶煤损失，断层煤柱损失，无法布置工作面开采的边角煤损失等。根据上述因素并考虑工作面回采率，按巷道煤柱回收50%计算后，采区回采率可以达到《煤炭工业矿井设计规范》的规定目标。第二节采区布置一达到设计生产能力时的采区数目，位置及工作面生产能力采区和工作面数目矿井采用斜井开拓，考虑到二号副斜井的施工时间及做到指导矿井资源整合后的生产，设计移交采区为23盘区。由于在23盘区8-1、8-2和9煤存在压茬关系，设计在23盘区布置一个8-1煤刨煤机工作面，在22盘区布置一个9煤滚筒式采煤机工作面，共两个盘区两个工作面同时生产。接续面为23盘区的8-1煤刨煤机工作面和9煤滚筒式采煤机工作面。工作面生产能力及全矿井回采产量按推进度(或日循环数)计算产量矿井达到设计生产能力时，共布置一个9煤滚筒式采煤机综采工作面和一个8-1煤刨煤机综采工作面，回采工作长度均为200m，工作面生产能力按下式计算：Q=330XLXBXNXMXrXcX0.9式中：Q——工作面生产能力，t/a;330——年工作日，d;L——工作面总长度m；B——采煤机截深，滚筒式采煤机工作面取0.8m，刨煤机工作面取0.06m；N——日循环数；M 采高，m;r——煤的视密度，9煤1.43t/m3,8-1煤1.41t/m3；C——工作面回采率，9煤取93%，8-1煤取97%。经过计算，220907工作面生产能力为0.78Mt/a，2308101工作面生产能力为0.395Mt/a，加上掘进煤0.11Mt/a，矿井设计产量为1.285Mt/a。达到设计生产能力时盘区工作面特征见表4.2-1。表4.2-1 达到设计生产能力时采区工作面特征表盘区名称采煤工作面个数装备平均采高(m)长度(m)年推进度(m)年生产能力(Mt)22盘区1滚筒式采煤机4.122007130.7823盘区1刨煤机0.920016000.3953掘进0.11合计1.285二盘区尺寸及巷道布置1盘区尺寸根据资源整合后本矿井实际情况，确定初期采区工作面推进长度为1000m左右，后期随着采煤方法和设备的不断改善及工人熟练程度的增加，为节省开拓工程采区工作面推进长度确定为1500〜2000m。2、巷道布置分煤层布置，在9煤布置四条盘区下山，同时在8-1煤布置一条辅助运输下山和一条回风下山。8-1煤工作面来煤通过溜煤眼与9煤带式输送机下山相联系。三采区运输、通风及排水系统煤炭运输运输方式：回采工作面采用刮板输送机运输，工作面顺槽及下山采用胶带输送机运输。8-1煤运输线路：工作面刮板输送机一破碎机一转载机一顺槽可伸缩胶带输送机一溜煤眼一9煤下山胶带输送机一井底煤仓一主斜井。9煤运输线路：工作面刮板输送机一破碎机一转载机一顺槽可伸缩胶带输送机一9煤下山胶带输送机一井底煤仓一主斜井。材料设备运输8-1煤材料、设备运输线路：二号副斜井一9煤辅助运输下山一8-1煤辅助运输斜巷一8-1煤辅助运输下山一8-1煤工作面辅助运输巷一8-1煤工作面。9煤材料、设备运输线路：二号副斜井一9煤辅助运输下山一9煤工作面辅助运输巷一9煤工作面。盘区通风8-1煤通风线路：主斜井(一号副斜井、二号副斜井)一带式输送机下山、辅助运输下山一联络斜巷一8-1煤辅助运输下山一8-1煤工作面运输巷一8-1煤工作面一联络斜巷一9煤东、西回风下山一总回风巷一一号回风立井。9煤通风线路：主斜井(一号副斜井、二号副斜井)一带式输送机下山、辅助运输下山一9煤工作面运输巷一9煤工作面一9煤东、西回风下山一总回风巷一一号回风立井。盘区排水巷道掘进运输方式工作面巷道及各掘进头有积水时，用小水泵排至下山水沟，8-1煤层涌水利用排水立眼排至9煤23盘区水仓，经排水管路排至22盘区水仓，再由管路通过一号回风立井排出。第三节巷道掘进一巷道断面尺寸及支护形式根据矿井实际生产情况，盘区下山及工作面巷道均为矩形断面。，根据本矿井煤层及围岩条件，结合临近矿井实际生产经验，确定本矿井除硐室及需特殊支护的井巷部分采用砌碹支护外，其余均采用锚喷支护，因巷道断面大，增加锚索加强支护。二巷道掘进进度指标目前，岩巷掘进平均月进尺50-100m，煤巷普掘200-250m，煤巷综掘400m。三采掘比例及掘进设备根据煤层赋存情况，需要布置两个综采工作面满足矿井设计生产能力，两个工作面年总推进度超过1300m，为了确保工作面正常生产接续，设计配制两套综掘设备掘进工作面巷道，再配备一套普掘设备掘进盘区下山及硐室，正常生产时的采掘比为2:3。煤巷综掘工作面配备有煤巷综掘机、可伸缩胶带输送机、液压锚杆钻机、小水泵、局部通风机、湿式除尘风机和调度绞车等。普掘工作面配备的设备有煤电钻、气腿式风动凿岩机、可伸缩带式输送机、单体锚杆钻机、调度绞车、小水泵和探水钻机等。四矿井移交生产时的井巷工程量整合完成矿井移交生产时井巷总工程量为：32675m，掘进总体积538473m3；其中利用已有工程4528m，新增工程28147m，新增体积为472865m3。万吨掘进率：272m/万t。表4.3-1 新增井巷工程量汇总表顺序工程名称煤岩类别工程量长度(m)掘进体积(m3)一井筒小计95719681石95719681煤二大巷、车场及硐室小计16895278619石5017455半煤岩390872301煤12486198863四采区小计10295174566石半煤岩568087168煤461587398五合计总计28147472865石145827136半煤岩9588159469煤 17101 286261第五章通风与安全第一节概况一瓦斯、煤尘、煤的自燃性及低温（一） 瓦斯据山西柳林寨崖底煤业有限公司提供资料，该矿现采9号煤层，生产能力为1.20Mt/a，2006年度瓦斯鉴定矿井瓦斯绝对涌出量3.30m3/min，相对涌出量3.93m3/t，属低瓦斯矿井，9号煤层属低瓦斯煤层。（二） 煤尘爆炸及煤的自燃性对几个煤层采取了煤尘爆炸性试验样品，结论可采煤层均为有爆炸性危险。说明区内的煤尘普遍存有爆炸性。在7个钻孔中取了7个样品，进行了煤的自燃倾向测试，其样品分别分布于3煤、4煤、8-2煤、9煤层，分析测试结果表明一般为不易自燃煤层。（三） 地温由钻孔测温资料分析得知：地温变化梯度一般为1.19-1.81°C/100m，平均1.43O100m，属地温正常区。矿井通风一通风方式与通风系统根据井田面积大、工作面产量高、生产集中等特点，确定矿井采用抽出式通风方式，中央分列式通风系统。二风井数目、位置、服务范围矿井共布置二个场地：工业场地和风井场地。工业场地内共设三个井筒，即主斜井、一号副斜井和二号副斜井；风井场地内设一号回风立井。主斜井、一号副斜井和二号副斜井进风，一号回风立井回风。四条井筒服务于全矿井，服务年限为44.0年。矿井井下用风地点有采区变电所、爆炸材料库、无轨胶轮车加油硐室、采煤工作面、掘进工作面等。三掘进通风和硐室通风根据本井田开拓部署，本矿井工作面推进长度约1600m。采用FBDNo7.1/2X30型局部扇风机对掘进工作面供风，采用并配以湿式除尘风机。采区变电所、爆炸材料库、无轨胶轮车加油硐室等采用独立通风。四矿井风量、负压及等积孔的计算（一）根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井总进风量计算如下1、按井下同时工作的最多人数计算Q=4XNXK=4X242X1.3=1258.4m3/min=20.97m3/s式中：Q——矿井总供风量，m3/s；N——井下同时工作的最多人数，取242人；K——矿井通风系数，取1.3。2、按用风地点风量总和计算Q=（ZQ采+£Q掘+£Q柴+ZQ硐室+£Q其它）X1.3式中：Q 总供风量，m3/sZQ采一一回采工作面所需风量之和，m3/sZQ掘一一掘进工作面所需风量之和，m3/sZQ柴——稀释柴油机车尾气所需风量之和，m3/sZQ硐室——独立通风的硐室所需风量之和，m3/sZQ其它一一其它用风地点所需风量之和，m3/sK——矿井通风系数，高瓦斯矿井取1.3⑴ZQ采的确定按工作面瓦斯涌出量计算Q采=100Xq采XKc式中：Q采一一采煤工作面所需风量，m3/s；q采一一采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；9煤层工作面：根据前面预测，9煤工作面最大绝对瓦斯涌出量为44.58m3/min，抽放率按80%取，则剩余瓦斯量为8.92m3/min。Q采=100Xq采XK「100X8.92X1.4=1248.8m3/min=20.8m3/s8-1煤层工作面：根据前面预测，8-1煤工作面最大绝对瓦斯涌出量为51.17m3/min，因8-1煤为薄煤层，过风断面小，抽放率按85%取，则剩余瓦斯量为7.68m3/min。Q采=100Xq采XKc=100X7.68X1.4=1075.2m3/min=17.9iWs结合临近矿井配风回采工作面配风情况，设计确定本矿井回采工作面配风量为：9煤层工作面22m3/s，8-1煤层20m3/s。因8-1煤过风断面小，为使工作面达到适宜风速，在工作面靠近井田边界处预留通风瓦斯尾巷。ZQ采=22+20=44m3/s⑵ZQ掘的确定通风容易时期共配备了2个综掘工作面和1个普掘工作面。①按瓦斯涌出量计算设计选顺槽掘进工作面进行瓦斯涌出量计算Q掘综=100Xq掘Xkd=100X2.39X1.8=430.2m3/min=7.2m3/sQ掘普=100Xq掘Xkd=100X1.41X2.0=282m3/min=4.7m3/s式中：Q掘综一一综掘工作面所需风量，m3/s；Q掘普一一普掘工作面所需风量，m3/s；q掘一一掘进工作面绝对瓦斯涌出量，根据前面预测，9煤掘进工作面瓦斯涌出量最大，设计按掘进工作面全在9煤进行配风。9煤综掘工作面最大瓦斯涌出量为7.96m3/min，普掘工作面瓦斯涌出量为4.69m3/min，预抽瓦斯抽放率按70%取，则综掘工作面剩余瓦斯量为2.39m3/min，普掘工作面剩余瓦斯量为1.41m3/min；kd一一备用系数，机掘面取1.8,普掘面取2.0。参照我国低瓦斯矿井掘进工作面的配风情况，确定综掘工作面配风量为8m3/s，普掘工作面配风量为6m3/s。ZQ掘=8X2+6=22m3/s(3)ZQ柴的确定参照国外使用柴油设备单位供风量及我国《冶金矿山安全规程》规定，取单位功率风量指标为0.067m3/kW.S。矿井正常生产时，按4台防爆胶轮车(75kW)，3台运人胶轮车(65kW)，及2台防爆装载机(50kW)同时工作：ZQ柴=0.067X(1+0.75+2X0.5)X75+0.067X(0.5X3)X65+0.067X(0.5X2)X50=23.7m3/s井下搬家时，按1台支架搬运车(171KW)，1台支架搬运机(带铲叉171.5KW)，2台运人胶轮车(65kW)，3台防爆胶轮车(75kW)，2台防爆装载机(50kW)同时工作：ZQ柴=0.067X1X171.5+0.067X0.75X171+0.067X(0.5X2)X65+0.067X(0.5X3)X75+0.067X(0.50X2)X50=35.3m3/s取ZQ柴=35m3/s⑷ZQ硐室的确定单独通风硐室配风如下：通风容易时期：采区变电所3m3/s；井下爆炸材料库3m3/s；无轨胶轮车加油硐室3m3/s。ZQ硐室=2X3+3+3=12m3/s(5)ZQ其它的确定其它用风地点所需风量之和，按以上各需风量之和的5%计算。通风容易时期:ZQ其它=（ZQ采+ZQ掘+ZQ柴+ZQ硐室）X0.05=（42+22+35+12）X0.05=5.55m3/s,计算取6m3/s故由以上计算可得矿井总风量为：Q矿=（ZQ采+ZQ掘+ZQ柴+ZQ硐室+ZQ其它）K=（42+22+35+12+6）X1.3=152.1m3/s。取153.0m3/s。据以上计算，取两种计算方法的最大值，故矿井总进风量为153.0m3/s。（二）风量分配矿井总风量按井下各工作用风地点需风量进行分配，余者风量为漏风和其它风量，矿井风量分配见表5.1-1序号供风地点数量（个）供风量（m3/s）1采煤工作面2422掘进工作面3223独立回风硐室4124稀释风量355漏风及其它42合计153（三） 矿井现开采22盘区、经计算在一号回风立井的服务年限内（10年左右）最大风压时工作面布置在22盘区边界位置。矿井风压：h=h摩+h局式中：h摩——井巷摩擦阻力，Pa；h局一一局部阻力，取h摩的15%；井巷摩擦阻力按下式计算：h摩=9.8a•L•P•Q2/S3式中：a——摩擦阻力系数，（kg・S2/m4）；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；Q——通过井巷的风量，m3/s；S——井巷净断面积，m2。矿井风压计算和风量分配是利用计算机通风计算程序进行计算的，计算中考虑了摩擦阻力。在此基础上考虑15%的局部阻力，算出全矿井的通风负压，通风容易时期一号回风立井负压1649.4Pa。通风困难时期一号回风立井负压2143.6Pa（四） 等积孔计算等积孔按下式计算：A=1.19XQ/'：h m2式中：A——矿井等积孔，m2；Q——风机风量，m3/s；h——风机风压，Pa。根据计算结果，得出风机在其服务期间容易时期和困难时期的风量、风压和等积孔见表。从等积孔大小可看出，矿井为通风容易矿井。表5.1-2 矿井风量、负压及等积孔表名称风机风量（m3/s）风机负压（Pa）等积孔（m2）容易时期153.01649.44.48困难时期153.02143.63.93第二节安全一预防瓦斯爆炸寨崖底煤矿为高瓦斯矿井，生产过程应对瓦斯危害引起高度的重视。特别是在井田深部、下组煤层瓦斯涌出量大，在构造带容易造成瓦斯积聚，应加强监测，避免瓦斯事故。二防尘措施矿井粉尘产生的因素有自然因素和技术因素，对矿井粉尘的防治应采取“预防为主、综合防尘”的措施，并建立完善的防尘洒水管路系统。但对具体的尘源点应根据粉尘产生的不同原因采取不同的防治方法。三预防井下火灾的措施井下火灾一部分是采空区浮煤自燃发火，另一部分