义煤集团跃进煤矿采区设计采矿工程毕业设计毕业论文.doc

河 南 理 工 大 学 稿 纸 目 录前言第一章 矿井概况第二章 采区地质情况第三章 采区储量与生产能力第四章 采区方案设计第五章 采煤工艺第六章 采区生产系统第七章 车场设计第八章 安全技术措施第九章 采区技术经济指标附图及参考文献前 言本设计是根据义煤集团跃进煤矿的原有地质资料进行编写的，设计中的一些重要数据和图表都是以跃进煤矿原有资料为准，严格按照毕业设计大纲和指导老师的规定进行设计。在进行毕业设计的过程中，依据煤矿安全规程和矿井设计规范中的相关规定，结合本专业的特点及性质，加强对课本知识的理解运用，并综合考虑到国家的相关政策、法律法规等，使设计既符合宏观政策又具有科学性，可行性，创新性。设计主要分为九部分，设计在结构上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基本原理的基础上，密切结合矿井设计的主要技术问题。在毕业设计过程中自己不断努力，力求使设计具有科学性、思想性、启发性、实践性，符合毕业设计大纲和指导老师的要求。最终圆满完成了毕业设计任务。在本次设计中得到了老师的大力支持和同学的热心帮助，特别是在薛主任，刘老师等老师的亲身指导下，更使我受益匪浅，在此我对他们表示最衷心的感谢！由于本人知识水平和实践经验有限，加之时间仓促，在设计中难免会出现错漏之处，恳请各位老师批评指正，并再次表示我最衷心的感谢！ 刘 会 强2007-12-20第一章 矿井概况11 井田位置、范围、自然地理及交通条件111 井田位置、范围跃进煤矿位于义马市南部，地理坐标为东径11150371115615，北纬343900344313。西部与千秋矿相邻，浅部以F3-3断层为界；深部以35线西275m为人为边界；北部与千秋矿浅部相邻，30线以西大体以涧河南岸为界，30线以东以陇海铁路为界；东部与常村矿相邻，2-3煤层底板等高线+250m以上以下磨矿井田边界为界，+250-50m以F8断层为界，F8断层以东以-50m底板等高线为界，深部以18线西300m为界；南以F16逆断层为界，井田面积约22.3km2。井田边界拐点坐标见表1-1-1及采矿许可证。表1-1-1 跃进煤矿井田范围拐点坐标一览表 拐点编号XY拐点编号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注：应扣除部分由AD拐点坐标确定。112 自然地理井田浅部发育有一条自西向东的季节性河流南涧河，该河发源于陕县观音堂、英豪山东麓一带，向东流经新安县，至洛阳汇入洛河，井田以上流域面积约576km2。该河流量010.10m3/s,为一季节性河流。井田内所有冲沟干旱季节大多为干沟，雨季则排泄地表，并流入南涧河。气候：井田位于豫西半干旱地区，属暖温带大陆性气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，昼夜温差变化较大。年平均降雨量631.3mm，蒸发量1940.5mm；最大积雪深度300mm，最大冻土深度310mm；结冻期在每年的11月至次年的3月；年平均气温13.4，最高为41.6，最低为-14.3。见表1-1-2。表1-1-2 义马矿区主要气候特征值一览表 项目内容气 温（）降水量（mm）蒸发量（mm）相对湿度（%）最高（大）41.61013.62368.774时间（年、月、日）1966.6.20196419661964最低（小）-18.7301.01583.359时间（年、月、日）1969.1.31199519851960年 平 均12.3631.31940.563.7风向：每年59月以东东南风为主，10月至翌年4月以西西北风为主，一般风速24m/s，最大风速20 m/s，全年以西西北风频率较高，对本区气候影响较大。地震：本区处于岸上断层、坡头断层与前宫断层等活动断层的三角地带，地震频度较高。据收集洛阳地震局资料:义马市属5级地震区，震中烈度为6 7度。曾发生地震有:1847年3月渑池地震，5级，震中烈度6度；1920年6月、1930年，1964年9月和11月先后发生4次地震，中科院将前两次鉴定为6级，1964年地震性质与前两次大致类同。113 交通条件陇海铁路、310国道、连霍高速公路横贯整个义马煤田，跃进矿有专线与其相接，交通十分便利，见图1-1-3。图1-1-3 跃进煤矿交通位置图1. 1. 4 矿井生产建设概况跃进矿原名下磨矿。1958年7月根据河南省工业厅（1958）工基计字第283号文批准，由原义马矿务局建井，设计生产能力21万吨，1959年10月14日投产。矿井东西长约1200 m，南北宽约380450m，面积约0.5km2，储量280万吨。主要开采2-1煤，截止1961年底累计出煤34.85万吨。由于井田受老窑破坏严重，且采用了回收率低、掘进准备量大的刀柱式采煤方法，年产量一直保持15万吨左右，1963年审定时，核定井型15万吨。1963年10月经河南省冶金煤炭厅批准，从西井（原下磨矿以F8断层为界，分为东井和西井）向南过涧河作两条探巷（主、副下山）至2-1煤层顶板标高+120m水平，再由主、副下山向东西两翼2-1煤层的+270和+120水平各送平巷，共做探巷工程5274.23m，总投资64.84万元。由于接替的需要在+270m水平以上构成了一个小采区，于1966年下半年投产，1969年末建设结束。文革初期，下磨矿改名为跃进矿。1970年2月1日，河南省煤化局批准跃进矿由设计能力21万吨扩建为年产60万吨，1975年10月1日建成投产。1978年达产。随着机械化程度的提高，矿井产量逐年增加，1982年以后平均年产75.9万吨，1985年创89万吨。1989年8月23日，中国统配煤矿总工司以“（1989）中煤总生字第427号”文批准了河南省煤炭设计院提出的跃进矿改扩建方案，决定由年产60万吨扩建到年产120万吨，1996年10月竣工验收投产，2003年核定生产能力为120万吨/年。可采煤层为2-1煤层和2-3煤层，开采方法均为走向长壁式。目前，本矿一水平（+170m）除六采区有呆滞储量外，其它采区均已回采完毕，二水平（-200m）现有生产采区有2-3采区和2-5采区，准备采区有2-0、2-2、2-4三个采区。1. 1. 5煤质牌号及其用途按现行中国煤炭分类标准，“凡Vdaf37.0%，PM3050%的煤，如恒湿无灰基高位发热量大于24MJ/kg，则划为长焰煤。”因此，本井田各煤层均属长焰煤类。挥发分：精煤可燃基挥发分很高，2-1煤为42.56%，2-3煤为41.47%，属高挥发分煤，煤种为长焰煤。见表1-1-4。 表1-1 -4 煤样分类指标测试结果一览表煤层名称净 煤原 煤VrYPmCrHrWfQrDTHfmRom%mm%卡/克%2-1煤42.5605877.525.304.8872704.250.5052-2煤41.4705376.605.524.5871974.310511本矿煤种属长焰煤，中富灰、中硫富硫、低磷、中等发热量、无粘结性、难选极难选、回收率良优等、一般为低熔灰分、强结渣煤、灰粘度偏高、煤对CO2反应性浅部较好，深部较差，低腐植酸煤、苯萃取物低等、含油煤、砷含量高、煤中稀有元素含量甚微。根据上列各项试验结果和煤质指标考虑，本井田煤的工业利用方向为动力用煤、民用燃料和气化用煤。12 井田储量12 .1 储量级别划分本井田构造复杂程度为一类，煤层稳定程度为三类，其中一水平2-1煤为较稳定煤层，二水平为不稳定煤层；2-3煤一水平为稳定煤层，二水平为不稳定煤层。参照矿井地质规程（试行）和煤炭资源地质勘探规范第3.2.3条及表3.2.1和表3.2.2,确定2-1煤以钻探工程基本线距375500m圈定为A级，7501000m圈定为B级，15002000圈定为C级；一水平2-3煤以钻探工程基本线距7501000m圈定为A级，15002000m圈定为B级,30004000m圈定为C级煤，二水平2-3煤以钻探工程基本线距250m圈定为A级，500m圈定为B级,1000m圈定为C级。在生产井巷下部，虽无钻孔，但有实探煤层及构造等，可圈定为A级。呆滞的断层煤柱、村庄煤柱、孤立块段等圈定为C级。井田深部-450m以下无钻孔控制，圈定为D级。在控制煤层的工程点密度达到圈定相应级别储量要求的同时，考虑了工程见煤点的质量，井田内钻孔施工于6080年代，多数钻孔钻探质量较高，并附有电测曲线。开采实践证明，所提资料较为可靠，仅少数钻孔有打丢煤层和超斜，其余钻孔及揭露的巷道和工作面均可作为圈定各级储量的依据。储量计算边界及地质块段划分是在煤层底板等高线图上进行。划分块段和储量级别时除遵循了一般原则外，并依据实际情况遵循以下原则: 1.依工程控制程度划分出各级储量边界，再依据煤厚、产状及开采技术条件划分为若干小的地质块段。对于煤层较稳定且构造简单区域为使储量块段形状简单、计算方便，以底板等高线或沿走向划分。 2.个别小的块段，虽控制程度达到了A级，但为不使块段划的过分零碎，未单独划为A级储量，B级亦同样。 3. 对于分叉煤层，分层划分块段，合并区按一层煤划分块段，分别计算储量。 4. 边界煤柱及上、下山煤柱已开采的煤层单独划分块段，基本未采的煤层未单独划分块段等。 12. 2 储量计算方法与有关参数的确定计算方法由于井田内各煤层构造较简单，地层产状平缓，均属中厚以上煤层，据此我们认为采用地质块段法计算各煤层储量较为适宜：先按储量级别划分各级块段，按顺序编号，再用求积仪测定各块段面积，求出块段的平均煤厚和平均倾角，计算各块段的储量，然后相加。计算公式如下： m （11） Q计算块段的储量； 块段的面积； m块段的平均煤厚； D煤的容重。有关参数的确定煤层倾角大于15时采用真厚和斜面积计算，小于15时采用伪厚和水平投影面积计算，采用内插法圈出不可采范围和可采边界。对于小于0.05m的夹矸，不予剔除，与煤层合并计算采用厚度。煤层中夹矸的单层厚度等于或大于0.8m时，但其夹矸仅见于个别煤层部位，不予分层计算，二水平2-3煤在此条件基础上，仅分别标出2-、2-、2-的可采厚度、底标及可采边界。容重依据本矿井实测及钻孔资料，2-1煤采用1.35，2-3煤采用1.4。12. 3 储量计算结果 依据上述原则和方法，本报告重新计算矿井储量计算结果为：地质储量12970万吨，工业储量11276万吨，可采储量6215.5万吨(见表1-2-1)。表1-2-1 跃进煤矿煤层储量汇总表 单位:万吨 水平煤层名称储量级别ABA+BCA+B+CA/(A+B) (%)(A+B)/(A+B+C)(%)D一水平2-1煤563.9215778.9246.41025.371.57602-3煤1191.11243.62434.7409.12843.848.985.60合计17551458.63213.6655.53869.154.683.10二水平(-200m)2-1煤892.31938.42830.728035633.731.550.216942-3煤0501.4501.41271.81773.2028.30合计892.32439.83332.14074.87406.926.8451694总计2647.33898.46545.74730.31127640.458.0169412. 4矿井服务年限 改扩建后生产能力为120万吨/年，本次计算矿井工业储量11276万吨，可采储量6215.5万吨。我们用下式预计了矿井服务年限： T= ZK /AK （12） 式中： T矿井预计服务年限； ZK矿井可采储量，取ZK=6215.5万吨； A矿井设计年产量，取A=120万吨/年； K储量备用系数，取k=1.4。计算矿井服务年限为37年。 本矿-450m水平以下为未勘探区,尚有推测储量(D级)1694.0万吨,今后需要时可进行补勘,提高储量级别,增加可采储量,延长矿井服务年限。13 含煤地层本区主要含煤地层为义马组，从本组底部孢粉分析结果看，认为属早中侏罗世；2-3煤及2-1煤之间的植物化石为中侏罗世早期；区域地层对比认为，本组与鄂尔多斯盆地的延安组为同期沉积，属中侏罗世早期。区内煤系地层在沉积后期，由于出现较长时间的沉积间断，在其顶部遭受风化后，均出现不同程度的冲刷剥蚀，整个煤系保留不全。保留厚度24.30117.50m，平均76.10m。主要由碎屑岩、泥岩和煤组成，含两个煤组，可采煤层12层。 本井田义马组含煤四层，分为两组。煤层总厚平均13.95m，含煤系数18.3%。一煤组有1-1煤、1-2煤两层；1-1煤仅有东部少数钻孔见到，其余均被剥蚀，厚0.15-2.22m，平均1.15m，均不可采。1-2煤仅在矿区深部和东部保留，厚0.30-4.53m，平均2.28m，仅局部有可采点，1-1煤层与1-2煤层间距为9.74-14.2m，平均11.83m；二煤组主要由2-1煤和2-3煤组成。一煤组与二煤组的层间距为5.00-47.70m，平均28.34m。2-1煤厚0.85-11.91m，平均3.00m，除局部不可采外，全区可采。2-3煤厚0.88-10.02m，平均6.45m，大面积可采。在分叉合并线以北，2-1煤与2-3煤的层间距为0.8-26.54m，平均6.70m，见图1-3-2，表1-3-1。表1-3-1 煤层概况表煤层名称厚度(m)可采性夹矸层数层间距1-10.152.221.15不可采129.1414.2511.831-20.34.532.28局部有可采点235.0047.2028.342-11.853.613.00局部有不可采点132-30.8810.026.46大面积可采380.826.546.701、2-3煤层2-3煤层位于2-1煤层下部，距2-1煤层间距为0.8-26.54m，平均6.70m，在矿井的+170m水平煤层厚度为4.25-9.30m，平均6.60m，可采性指数Km=1，煤层厚度变异系数为16.3%，属稳定煤层，为2-3煤层的厚煤区。在矿井的二水平煤层分叉合并线以北，煤层厚度为0.88-10.02m，平均5.75m，可采性指数Km=0.69，厚度变异系数为38.9%，属不稳定煤层，为2-3煤分叉变薄区。2-3煤分叉变薄区位于34线和20线之间的3304、3003、2702和2508一线，宽约11.5km。整个井田2-3煤层的结构复杂，一水平含多层砂质泥岩夹矸，煤层可分上、中、下三个部分；二水平夹较厚的河漫滩相砂岩，向南分层分叉变薄，在此基础上可进行2-3煤上、中、下三个分层的对比。2-3煤下分层可采范围很少，26个钻孔中有3个孔见到可采厚度；2-3煤中分层的分布较广，西部3404、3203、3201、3101、3002孔一带和东部2507、2102、2003、2004孔一带为不可采区，可采性指数Km=0.65；2-3煤上分层较中分层可采范围明显缩小，主要分布于3102、3003、3004、2905、2906、2703、2702孔一带及中分层东西不可采区以北，可采性指数Km仅为0.46；从全区所揭露的地质资料及控制程度看，2-3煤主要发育在一水平及二水平的浅部，在二水平深部，2-3煤由于夹矸层数多，夹矸厚度较大，出现分层现象。 图1-3-2 井田内各煤层垂直分布图2、2-1煤层根据矿井中14040、中14060和20090工作面揭露，2-1煤层出现小范围不可采点，面积约（5050）m2；过河探巷在十一平巷间遇一约（4040）m2不可采点，3003号孔见一不可采点，从二水平2-0采区、2-5采区所揭露的资料分析，见煤钻孔出现薄煤区，均是受到断层构造的影响所致。 2-1煤层厚1.85-3.61m，平均3.0m，可采性指数0.98，煤层厚度变异系数33.2%，属较稳定煤层。从全区看2-1煤主要发育在深部，大体呈北薄南厚、西薄东厚的变化趋势，深部2-1煤与浅部的2-1煤有明显的不同，厚度明显加大，结构变化较复杂，夹一层含砾粘土砂岩夹矸，特别是在30线以西特征更明显，厚度较大。1. 4 井田地质构造141 井田构造该区大地构造位置属华北板块崤熊构造区北带西端，南以硖石义马逆断层、东北以岸上平移断层、西北的扣门山断层、灰山断层等为界所围限的三角形断块，陕渑向斜展布其中，义马向斜不整合其上。（1）褶皱渑池义马向斜为本区的主要构造单元，处于北秦岭纬向构造带与北东向中条弧形构造带的夹持部位，其生成、发展和形变严格受东西向构造控制；而北东向构造形迹的展布则是后期迁就和改造东西向构造的结果。义马向斜通常是指由中生代地层组成的向斜构造，实际上它是叠置在陕渑向斜之上的一个向斜，其中有一个不整合界面隔开，分属二个不同构造层。向斜北翼地层倾角较缓，一般625，南翼被F16断层破坏，产状多陡倾、直立或倒转，断续残存在向斜的西南边缘。通过55、52、51、50线剖面图，2-3煤层底板向斜枢纽点标高的统计与作图，该向斜枢纽为向西扬起，扬起角1215，轴面倾角40，倾向南。故该向斜为一轴面总体向南倾斜的北翼正常、南翼倒转、局部残存的斜歪倾伏褶皱。（2）断层跃进井田位于渑池义马向斜的核部，区内地层为一宽缓的单斜，走向275300，倾向185210，倾角425。F2-3断层以西，岩层倾角自浅至深变大；F2-3至F8断层之间岩层倾角变化较大，在1-1、1-2采区下部形成一小型膝形褶皱，褶皱核部最大倾角达25，向浅部变缓为49，向深部变到13左右。在跃进煤矿井下生产过程中揭露一些小的褶皱，起伏一般12m，大者1012m，对生产有一定的影响。揭露的小断层大致可分为三组。其中一组走向为NNE向，这一组断层在井下揭露落差均在6.5m以上，其中有三条落差1934m，是井田内的主要断裂构造；第二组走向为NE向，在井下揭露落差为0.25.5m；第三组走向近EW，揭露落差0.24.4m，占井下所揭露断层总数的25。断裂构造除F8和F3边界断层的落差大于30m外，进入区内的断层落差均小于30m。14. 2 水文地质条件本区位于洛河支流南涧河流域，渑池义马不对称向斜的北翼，低山丘陵地貌，沟壑纵横，冲沟发育。南涧河发源于陕县观音堂一带，于洛阳兴龙寨并入洛河，全长约104km，流域面积约576km2。据以往有关资料，该河最大流量约为1446.5m3/s，最小流量0.5m3/s左右。1972、1982、1992、1994、1995年发生断流，为一典型的山区河流，雨季流量大，旱季流量小，是山区行洪的主要河道。该河流自西而东横穿跃进井田浅部，流经井田长度约4km，其流向自西向东与煤系地层走向基本一致，1982年在该区段测得最高洪水位为429.19m。本区西北部由中低山构成二级分水岭，标高7481463m。南涧河南岸有一近东西向高地构成的三级分水岭，标高520670m，该分水岭南北翼的地表水经发育密布的冲沟分别汇入洛河和南涧河。地表被厚度不等的黄土和红色粘土所覆盖。基岩露头零星分布于山梁及冲沟中，不利于大气降水渗透补给。15 开采技术条件瓦斯根据化验指标和历年测定数据，确定本矿为低瓦斯矿井。相对瓦斯涌出量一般在35m3/t左右，最高达7.87m3/t。井下实测资料表明，在断层附近瓦斯相对涌出量变化大。2-1煤层和2-3煤层相对涌出量都有向深部增大的趋势，但也有反常现象。在延深勘探区曾于18个钻孔中采取2-1煤和2-3煤瓦斯样25个，沼气含量0.031.35cm3/g，可燃质一般低于1cm3/g；沼气成份占0.2564.33%，属瓦斯风化带。在2-1煤和2-3煤的合并区中，沼气含量明显增大。综上所述，本井田虽属低瓦斯矿井，但在厚煤带、井田深部及断层附近，瓦斯含量均会增大，特别是三者兼有处。因此应严格执行煤矿安全规程的有关规定，并采取预防措施，防患于未然。 煤尘本矿在1981年曾取煤样委托原重庆煤炭研究所鉴定煤尘的爆炸性，获得2-1煤的煤尘爆炸指数为49.54%，2-3煤为47.14%。煤的自燃用煤芯样进行着火温度法和氧化速度法测定煤的自燃倾向，结果为级。本矿煤种是低变质长焰煤，挥发分产率高，含硫量高，燃点低，易氧化升温，引起自燃，自燃发火期一般为1-3个月，最短15天。其它相邻矿井煤的自燃倾向性等级也均属级。16 矿井工作制度矿井设计生产能力按年工作日300天计算，每天3班作业，每天净提升时间为14小时。第二章 采区地质情况21 采区位置2-5采区北为2-3采区，南为-200m水平运输大巷 ，西为千秋矿井田边界，东为跃进矿井田边界;地表是乔店村东的低山丘陵区。22 地质构造该采区自西向东依次揭露了F2504、F2507、F2509等断层。F2504正断层，走向3447，倾向304317，倾角5057，落差1.72.0m；该断层贯穿上下巷，断距和牵引现象明显，顶板岩石稍破碎，裂隙发育，影响回采。F2507正断层，走向39，倾向129，倾角27，落差1.6m；该断层自上巷斜交到工作面内尖灭；上述两断层在上巷形成地垒构造，影响工作面回采。F2509正断层，走向353，倾向83，倾角62，落差0.6m；受F2504断层影响，该断层自下巷斜交到工作面内，断距和牵引现象明显，该处顶板岩石破碎严重，压力大，节理发育，稍影响回采。从工作面整体看，该面两头构造简单，中间构造复杂；西部煤层顶板走势平缓，东部煤层有起伏并整体上爬。本区地压大，易底鼓、片帮和冒顶，同时伴有煤炮释放。23 煤层及顶底板性质采区内主采二-1煤层，煤层走向113122，倾向203212，倾角1015；平均11。煤层含夹矸03层，单层厚0.051.0m，夹矸岩性一般为炭质或砂质泥岩。煤层厚度1.56.1m、平均厚3.0m。、煤质情况：A:28.43% M:8.78% Q:4358卡/千克 S:0.68%综合评定：富灰低硫中等发热量，煤种系长焰煤。其综合结构1.2(0.2)2.1（0.7）1.7（0.1）1.8。可采指数为1，变异系数19%。煤层赋存稳定，整体上沿走向和沿倾向变化不明显。受构造影响，煤层局部顶板层理紊乱有小起伏，底板有小型隆起。伪顶为砂质泥岩，厚0.2m左右，局部夹石英砂岩，坚硬；直接顶为泥岩，厚16m左右，灰色块状易破碎，采区内工作面切眼上半部顶板不完整，局部裂隙和节理发育；老顶以细砂岩为主，属弱含水层；局部裂隙发育时，为强含水层；直接底为砂岩，浅灰色，致密坚硬。24 采区煤尘及瓦斯情况瓦 斯：相对涌出量小于5m3/t，工作面上隅角CH4浓度会相对增大，应安设抽放风机。煤 尘：有爆炸性，指数41.47%，应注意综合防尘。煤的自燃：易自燃，发火期为一个月左右，应加强防灭火管理。地 温：系正常区，无热害地 压：显现明显，易产生底鼓、拘帮和冒顶，应加强顶帮支护。25 采区水文地质情况该采区北侧2-3采区工作面回采时，在断层带附近曾出现顶板大量滴、淋水现象。工作面最大涌水量达70 m3/h。采后老巷低洼处存有少量积水。本采区工作面掘进上巷时留设了5m阶段煤柱，在上巷施工过程中，实行了探放水。目前，上巷断层坡以西巷道上帮煤壁及顶板局部仍有少量渗水。建议完善排水设施。另据物探资料：该面上覆岩层中仍有三处富水区段，在回采过程中有出水的可能。结合邻近几个面回采出水的实际，当回采到异常区富水区段和构造变化带时，顶板来压，导裂发育，有可能出现顶板淋水现象。预计采区内工作面正常回采时，涌水量10 m3/h，最大涌水量50 m3/h左右。若回采时发生大量涌水，将对工作面回采造成影响。根据实际揭露的断层情况，F2-4、F2-7、F2-8等断层均有不同程度的滴渗水现象，一般水量23m3/h，延续时间不久即干枯。说明这些断层的导水性均较弱。 F3断层由常村矿延深至本矿，据常村矿井下揭露，平行于F3断层的派生裂隙成束状产出，裂隙宽14cm，互相贯通，一经采动影响，储存于裂隙中的水会突然涌出开成突水，常村矿一三采区两翼工作面的数次突水事故即为F3断层引起。在F3和F8断层的交汇处，断层带的导水性可能会增强。F8断层的支断层F8-1、F8-2位于浅部，井巷工程揭露后，虽然渗水量不大，但水量稳定，说明有较稳定的补给水源。补给水源可能为南涧河水或基岩风化带水。本矿与千秋矿、常村矿相邻，千秋矿西二下山采后有积水约50万m3，常村矿西翼采后积水约40万m3，与这些采空积水区相邻的是小煤窑新建联办矿、顺兴矿、香山矿和香峰矿，一旦这些小煤窑与采空相透，必将采空积水引入，将会给本矿带来严重灾害。该矿2-0区及2-5区上山位于常村矿西翼采空积水下部，生产时受其水害威胁建议：工作面回采时加强水情观测及预报，施工防排水工程，完善排水系统，以减少顶板水对生产的影响。工作面回采时加强水情观测，及时在上下巷开挖泵坑，疏通排水沟，完善排水系统。第三章 采区储量与生产能力3. 1采区储量该采区可采煤层走向长为2000m，平均倾斜长度1000m，煤层平均倾角11，平均厚度3.0m，容重为1.3t/m,设计采高3.0m，可采储量592.8万吨。该采区设计一个工作面生产，一个工作面掘进备用，和23采区内生产工作面共同生产保证矿井120万t的年产量。 依据采区内地质构造对回采工作的影响确定采区煤柱的留设（见表3-1）和护巷煤柱的留设，根据煤炭工业矿井设计规范和煤矿安全规程的要求，工业广场留设保护煤柱，按地面建筑物及主要井巷保护暂行规程留设。表3-1 采区煤柱分类及尺寸煤柱类别薄及中厚煤层煤柱宽度（米）厚煤层煤柱宽度（米）巷道一侧两巷之间巷道一侧两巷之间水平大巷20302550主要回风巷202030采区上（下）山20202530402025分阶段巷道815急倾斜煤层上、下小阶段之间35采区边界10（两个采区之间）10（两个采区之间）断层落差大，断层一侧留3050米；落差较大，断层一侧留1015米；采区内落差小的断层通常不留煤柱采区工业储量：Q工=SM (31)式中 S采区可采面积，m；M煤层厚度，m；煤层容重，t/m；Q工工业储量，万t.Q工=SM=200010003 1.3 =780万t可采储量 ： Q采= Q工（1-P） （32）式中 Q采可采储量，万t； Q工工业储量，万t； P永久煤柱储量损失，取5；Q采= Q工（1-P）=780（1-5） =741万t3. 2采区生产能力确定采区生产能力的方法： A=nA0Bk1 （33）式中A 采区生产能力，万t/a；n同时生产的采煤工作面个数；B采区掘进出煤系数，取1.1；A0采煤工作面产量，万t/a；k1工作面之间出煤影响系数，采区内单工作面生产时k取1，n=2时取0.95，n=3时取0.9。确定采区生产能力主要是确定一个采煤工作面的产量和同时生产的工作面个数。一个采煤工作面的产量： A0=Lv0mC0 （34）式中L采煤工作面长度，m；v0工作面年推进度，m；m煤层厚度或采高，m；煤的体积密度，t/m；C0采煤工作面采出率.回采率的有关规定见表32表32 煤炭采出率表煤层 采出率工作面采出率/采区采出率/薄煤层9785中厚煤层9580厚煤层9375水力采煤70工作面年推进度： v0=300nI （35）式中300矿井年工作日，天； n 日循环数，个； I 循环进度，m； 正规循环系数，取0.81.根据工作面作业规程，回采工作面日循环数为8，每个循环进度为0.6m，正规循环系数取0.8.v0=300nI=30080.60.8 =1152m设计规范规定：综采工作面年推进度一般为9001200m。设计符合规定. A0=Lv0mC0= 160115231.395 =68.29万tA=nA0Bk1=168.291.11 =75万t3. 3采区服务年限生产能力较大的采区，开始生产时一般有0.51.0年的产量递增期，结束生产前一般有1.02.0年以上的产量递减期.采区生产能力与服务年限的关系见表33。表33 采区生产能力与服务年限的关系采区生产能力（万吨/年）102030506090采区服务年限（年）23456采区服务年限的计算公式： T=CQ/A （36）式中 A采区生产能力，万t/a； Q采区可采储量，万t； C采区采出率.T=CQA=80741/75 =8年设计符合规定。第四章 采区方案设计4. 1采煤方法的选择选择采煤方法时，主要考虑以下原则：1、要适合煤层地质和开采条件，提高工作面单产，保证矿井稳定生产；2、简化采煤工艺，减少环节，节省巷道和设备、降低掘进率尽量不打或少打岩石巷道；3、可靠地保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和瓦斯、煤尘爆炸事故；4、提高生产效率和经济效益，节约开采成本；5、提高资源回收率。本采区煤层的平均倾角为11，属缓倾斜、中厚煤层，开采一层煤，适宜采用单一走向长壁采煤法；该采区内煤层赋存稳定，顶底板条件较好，适合运用综合机械化采煤工艺；选择全部垮落法处理顶板。4. 2采区巷道布置4. 2 .1 采区设计方案选择采用综合机械化采煤的采区，要求有一定的走向长度，本采区平均走向长度为2000m，布置为双翼采区，每翼走向长度为970m，可满足综合机械化采煤对采煤工作面长度的要求，故采区布置采用双翼采区布置形式。采区上山：该矿井属低瓦斯矿井，瓦斯涌出量小，故无需布置专门的回风上山，轨道上山兼做回风上山。根据采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单的条件，采区上山可以提出三种布置方案。第一方案：采区上山单层布置。在距煤层12m的底板岩层中布置两条上山，上山位于采区走向中央，通过石门与煤层联系，两条上山间距20m。第二方案：采区上山单层布置。在煤层中布置两条上山，间距20m，上山位于采区走向中央。第三方案：采区上山单层布置。其中一条上山布置在采区中央的煤层中，另一条上山布置在煤层底板岩层中，距煤层10m。煤层上山为输送机上山，岩层上山为轨道上山。区段平巷布置：采区内煤层为中厚煤层，可一次采全高，根据采区的煤层条件，决定采用沿空留巷。由于该采区煤层瓦斯含量小，煤层埋藏稳定，涌水量不大，故采用单巷布置，但要采取措施加强巷道密闭或充填，以减少漏风，预防煤层自燃发火。联络巷道：在联络巷道的布置上，第一方案中，在煤层的区段运输平巷中设溜煤眼与采区上山联系。第二、三方案中输送机上山均布置在煤层中，故不需设置溜煤眼。各方案的轨道上山均用石门与煤层区段轨道平巷相联系。方案比较:根据已提出的方案及方案比较原则，三个方案相同的部分可不参与比较，仅就采区上山及联络巷进行比较。方案的技术比较见表41。由比较可以看出，第三方案实际为第一、二两个方案结合的结果，较第一、二方案并无明显的特点，故该方案不参与经济比较。方案的经济比较见表42。表41 采区方案技术比较表 方案项目 第一方案双岩上山方案第二方案双煤上山方案第三方案一煤一岩上山1、掘进工程量工程量大。因两上山均布置在岩层中，故要多掘进石门和溜煤眼工程量小工程量较大比第二方案多掘进石门2、工程难度困难，一是岩巷施工，二是巷道联接复杂较容易困难3、通风距离长短较长4、管理环节管理环节多。一是溜煤眼多；二是漏风地点多少多（同第一方案）5、巷道维护维护工程量少，维护费用低煤层上山，u形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高第一条煤层上山，维护工程量大，费用较高6、支架回收无法回收可以回收，70%可以复用煤层上山支架可以回收复用7、工程期岩石上山掘进速度慢，约需12个月才能投产煤层上山掘进速度快，约8个月就可以投产同第一方案表42 采取方案经济比较表 方案项目第一方案双岩上山方案第二方案双煤上山方案1、 上山长度/m掘进单价，元/m费用/元2、 联络巷石门长度，m单价，元/m单条上山费用，元总费用（7）10002395790000上山到煤层，12m395474033180100022765520000溜煤眼（=2m）体积，m单价，元/m每区段费用，元总费用（6）1246552331203、 维护巷道长度，m单价，元/ma维护时间，a费用，元10002+1223.628116535100022.178347200费用总计，元943027899200通过经济技术比较可以看出，第二方案经济上相对较省，工程量小，施工容易，投产期短，沿煤层布置上山有利于进一步摸清煤层赋存情况。故选择第二方案。采煤工作面回采顺序选择后退式，即由采区边界向采区上山方向推进。综合机械化采煤工作面单巷布置，区段运输平巷内的一侧需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，巷道断面需在12m以上，区段运输平巷和回风平巷以0.5%1.0%的坡度掘进，区段回风平巷中铺设轨道，采用矿车运输材料，设备。岩巷掘进应用光面爆破技术，选用锚喷支护方式。煤层巷道掘进选用国产ELMA90型掘进机，采用锚喷支护。巷道掘进速度参见表43。表43 巷道掘进速度指标巷道名称（A）掘进速度指标，m/月巷道名称（B）掘进速度指标，m/月岩巷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为掘进机掘进采区上部车场：根据对采区围岩情况及采取运输量的综合考虑，采区上部车场宜采用单向甩车场，上部甩车场使用安全，方便可靠，效率高，劳动量少，可减少工程量。但需加强对绞车房的通风管理。采区中部车场：薄及中厚煤层采区，轨道上山布置在煤层中，宜采用双向甩入式中部车场。采区下部车场：由于采区上山坡度小于12，周围围岩条件好，宜采用大巷装车底板绕道式下部车场。第五章 采煤工艺5. 1采煤工艺流程落煤、进刀方式、割煤方式：根据采区内煤层赋存稳定的情况及地质情况，结合实践经验和设备配备实际情况以及采煤工作面的具体情况，由采煤机自开缺口，往返割煤的同时，由螺旋滚筒将煤装入刮板输送机内，剩余浮煤在移溜时由铲煤板装入溜槽。采煤机往返一次割两刀，进刀方式采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，如图51。图5 1 采煤机进刀方式图进刀过程如下：a 当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(见图51（a）)；b 调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运输机弯曲段返向割入煤壁，直至运输机直线段为止。然后将运输机移直(见图51（b）)；c 再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运输机机头处(见图51（c）)；d 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(见图51（d）)。5. 2支护、顶板管理及采空区处理5. 2. 1支护设计1、根据工作面回采地质说明书及统配煤矿顶板管理资料汇编的定量的采场顶板控制方法中直接顶厚度确定方法：直接顶厚度确定为6.6m，老顶厚度为2.06.613.4m，直接顶和老顶厚度之和20m大于采高3.0m的6倍。2、直接顶和老顶参数根据矿压观测数据，直接顶初次垮落步距为9.1m13m，老顶初压步距为22m，周压步距为13m。3、支护强度计算、力学保证条件：支架至少承担起直接顶初垮步距一半的重量，合理支护强度为：PMzRzLz/2Lk=6.62.211/25.315.07（t/m2）式中：Mz：直接顶厚度；Rz：直接顶容重2.2t/m3；Lz：初垮步距m；Lk：控顶距取5.3m。、老顶初次来压时支护强度计算PA+MgRgCo/2KtLkMzRz(Ls+Lk)2/Lk(2Ls+Lk)+MgRgCo/2KtLk6.62.2（3+5.3）2/5.3（23+5.3）+13.42.2/235.316.7+20.3937.09（t/m2）式中Mg：老顶厚度m、Rg：老顶容重t/m3、Co：老顶初压步距m、A：直接顶作用力、Kt：岩重分配系数取3、Ls：悬顶距取3m。、正常推进阶段支护强度计算力学保证条件，支架能支撑直接顶并能承担部分老顶的作用力，合理支护强度：PA+2M1R1C1/KtL16.7+26.82.213/35.316.7+24.4641.16（t/m2）403.4KN/m2式中：M1、R1、C1分别为第一岩梁的厚度、容重及周压步距，以上三种结果取最大值403.4KN/m2小于支架支护强度820KN/m2，该支架能满足支护需求。特殊支架：1、机头采用转载机自移抬棚支护顶板，机尾设两对四根4m花工字钢或型梁，一梁三柱交替前移，棚距0.4m。如果支架升紧后原上下巷锚网、钢带头与支架之间空顶超过0.5m时，必须再架一对走向抬棚交替前移，用4m花工字钢或型梁、液压支柱、一梁三柱。2、工作面上下安全出口行人侧宽度不小于0.8m、高度不低于1.8m，工作面煤墙到上下巷10m范围内打双排抬棚，10m20m范围内贴工作面煤体打单排抬棚。所打抬棚用花工字钢梁或型梁、液压支拄，一梁三柱，如果巷道过高，液压支柱无法支护时，可用圆木作腿。