毕业设计（论文）-西峰仑煤矿47采区通风系统设计.doc

湖南科技大学本科生毕业设计（论文）目 录第一篇 西峰仑煤矿47采区通风系统设计(设计部分)- 1 -第一章 矿井概况- 1 -1.1 矿井概述- 1 -1.2 井田地质及煤层特征- 2 -1.3 矿井生产概况- 6 -1.4 正在生产各水平的情况- 9 -第二章 采区概况- 13 -2.1 采区位置及范围- 13 -2.2 采区地质条件- 13 -2.3采区煤层赋存、煤质及储量- 15 -2.4 采区其它开采技术条件- 17 -2.5 采区开拓及生产工艺- 18 -2.6采区巷道布置- 28 -2.7 采区生产系统- 33 -第三章 采区通风设计- 35 -3.1 采区通风系统的确定- 35 -3.2计算采区需风量- 38 -3.3 分配风量- 42 -3.4 绘制通风系统图- 44 -3.5 矿井通风阻力计算- 44 -第四章 瓦斯及粉尘灾害防治474.1 瓦斯灾害防治及预防措施474.2 粉尘危害情况及预防措施48第五章 火灾防治495.1 内外因火灾防治措施495.2 扑灭和控制不同地点火灾的方法49第六章 水灾防治526.1 地面水防治技术526.2井下防治水技术52第七章 其他灾害防治607.1 顶板灾害事故的预防措施607.2 提升运输事故的预防措施607.3 电气事故的预防措施61第八章 西峰仑煤矿重大灾害防治预案638.1 西峰仑煤矿瓦斯检测及防治预案638.2 西峰仑煤矿火灾防治预案668.3 西峰仑煤矿矿尘灾害防治预案688.4 西峰仑煤矿水灾防治预案698.5 西峰仑煤矿顶板灾害防治预案70第二篇 西峰仑煤矿矿井安全监控及检测（专题部分）72第一章 安全监控及检测技术简介721.1 国内外监控系统及其技术的发展721.2 国内外安全监控系统的现状73第二章 安全监控及检测的原理752.1 KJ101N型煤矿安全监控系统752.2 KJ101N型煤矿安全监控系统工作原理752.3 KJ101N型煤矿安全监控系统主站的工作原理77第三章 西峰仑煤矿安全监测布置方式80结 论82参 考 文 献83致 谢84附 录8586- -第一篇 西峰仑煤矿47采区通风系统设计(设计部分)第一章 矿井概况1.1 矿井概述1.1.1 矿区的地理位置及交通条件煤炭坝镇位于宁乡县城西北方向，与益阳、桃江两县接壤，地理位置优越，交通十分便利，距县城24公里，距省会长沙70公里，省道S206线、县道新龙线、煤双线贯穿其内。全镇总面积73。8平方公里，辖12个行政村、1个社区，309个村民小组，9818户，总人口5.5万余人（含煤炭坝能源有限公司），其中非农人口2.2万余人，耕地总面积2.7万亩。拥有发电站和变电站各两座，电力供应充足；群英河、黄材主干渠等水利动脉交织分布，建有小II型水库3座，电力排灌34处，农业基础设施较为完善；煤炭、建材资源丰富，镇域内含煤面积达20.7平方公里，素有“湘中煤都”之美称。除省属国有大型企业湖南省长沙煤炭坝能源有限公司以外，截至2004年底，全镇共有煤矿13家，水泥厂6家。根据湖南省地震烈度区划图，本区地震烈度为6度。交通图见图1.1。图1.1 交通图(A点为煤炭坝)1.1.2 矿区气候条件煤炭坝气候的特点是：冬寒夏热，四季分明；春秋短促，冬夏绵长，充分体现了亚热带大陆性季风气候类型的共同特点。 从3月平均气温10至5月平均气温22，仅两个月时间气温升高12，平均每月升高6-7。同时，不但升温快，而且变化大，如4月份的气温，据30年的统计资料，月平均气温最低为13.6，最高为21.1，相差近8之多。又如1969年4月5日的最低气温为2.5，而同年4月10日的最高温为33.4，5天之中温差达30多度。暴雨天多集中在5、6、7三个月；从6月至9月，旬平均气温25，7月下旬至8月下旬，旬平均气温29以上。冬季无严寒，少降雨。冬季月平均气温多在5以上，最冷的1月份月平均温度也有1.6，最高达8.6。一天中出现气温低于0而形成霜冻或冰冻的天气，冬季平均只有19.9天。1.2 井田地质及煤层特征1.2.1 井田的地层、井田系统地层概述本区地层对开采有影响的从上至下为：第四系（Q）、长兴组（P2ch）龙潭组（P2L）及茅口组（P1m）。现分别描述如下：第四系（Q）：上部为表土，中下部为沙质粘土。常夹卵石层，厚835米，平均厚度20米。长兴组（p2ch）：上部为深灰色，肉红色硅质岩。易脆、风化后为尖棱状，中部为灰岩及硅质灰岩，深灰色及肉红色，裂隙较 为发育，底部为泥灰岩及生物灰岩，产大量瓣鳃类化石，平均厚度340米。龙潭组（P2L）：主要由粘土岩、煤层、炭质页岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成。平均厚度19米，局部夹薄层灰岩，含腕足，瓣鳃类化石。本煤系含煤二层。一号煤层位于煤系中部，厚0.1米左右。二号煤层平均厚2.75米属可采煤层。粘土岩为灰白黄褐色，厚01.5m，平均为0.6m左右。茅口组（P1m）：灰白、灰黑色巨厚层状灰岩，富含蜓类化石，上部岩溶发育，往下逐渐变差，全层厚度大于300米。地质综合柱状图如图1.2。图1.2 综合柱状图2.2.2 井田水文地质条件本井田水文地质条件极其复杂，岩溶裂隙发育，突水点多，涌水量大，历史上最大月平均涌水量达到4320m3/h，目前矿井平均涌水量为2500m3/h左右， 其中41采区涌水量为1900m3/h， 43采区涌水量为50m3/h。53-350水平涌水量为450m3/h。本区地表水体有黄材渠道及零星分布山塘，黄材渠道下方留设保安煤柱，山塘对生产有一定影响。巷道掘进突泥现象时有发生，突泥点多发生在茅口灰岩中的溶洞、断层及裂隙处，石巷中较多见，单次突泥量最大达到6000m3,流动距离可达200多m以上，煤巷中也发生过突泥现象(-230南大巷三号弯煤巷突泥)。本井田地质构造极为复杂，断裂构造多，矿井生产及勘探发现， 落差大于10m的断层有23条，矿区内地势西北高，东南低，为起伏不大丘陵地形，坡度1035度之间，海拔标高54242.6米，一般标高100150米。其断层特征如表1.1所示。表1.1 断层特征表走 向倾（度）倾角（度）落差（m）备 注东-西17989110东-西1803530平 均南西-北东3327060南西-北东2008050南西-北东32520西北-东南3004012南西-北东3257070东-西3454512北东-南西偏 北70600北32070100南东-西北23060-7010-20东北-西南32540-7012-20北-南300-35540-6025东-西1040-8030北东-南西3204510北西-南东2307512-30东北-西南3174515东西-南北3104015东西-南北3104015东西-南北3104015东西-南北3104015南-北20-4060-7040南-北306520南-北3257130南-北2856735南-北2906330南-北1156540东一西1957860-701）断层 本区断层比较发育，就其成生关系可分为三期，第一期则与白石庵背斜和煤炭坝复式向斜同时形成的，如规模较大的龙花逆断层；第二期是在白石庵背斜形成过程中，由于在弧形部位引张力的作用下，形成了一系列东西向和北东向的正断层，如沙子坡、颜家冲、颜家湾、铁家冲、竹山塘和贺家湾有F16等，斜交或平行于矿区第一期构造，而且割切破坏前期构造；第三期为二期的伴生构造，一般规模小，常成组出现，主要分布于煤系之中，常不破坏矿区整体，但对煤层一定影响。主要断层有龙花断层、沙子坡正断层、颜家冲正断层、颜家湾正断层、铁家冲正断层、竹山塘正断层、板塘冲正断层、贺家湾正断层、团山塘正断层。2）褶曲 （1）煤炭坝复式向斜：位于白石庵倾伏背斜外缘，为一弧构造，形似马蹄形，俗称马蹄，复式向斜。（2）白石庵倾伏背斜：出露于煤炭坝复式向斜内缘，向西南方向倾伏，向北东方向延展，轴向N450E，西北翼倾角2030度，东南翼倾角25度左右，轴部由栖霞组、茅口组组成。（3）煤炭坝背斜：位于煤炭坝香茅式向斜西北与涌泉山、鸾凤山向斜之间，地表为第四系掩盖，主要依据钻探与地质填图资料综合解释，推定分布于烂塘坡、煤炭坝街至黑山冲一点，轴向N200450E，轴部为栖霞组，两翼为茅口及龙潭组，东南翼倾角20度，西北翼倾角30度，全长约6000米。（4）伍贺背斜：为煤炭坝复式斜南段次级构造，位于伍亩冲贺家湾二井田内，在伍亩冲井田，该背斜轴由于地层倾角平缓而不甚明显，轴线略向南突出，呈一弧形至贺家湾一带则为NE向，两翼地层倾角20度左右，全长约5000米。（5）竹山塘向斜：位于煤炭坝复式向斜转折南段，分布于32线56线之间，轴线近东西，轴长约5000米，两翼倾角2030度之间。北翼地层受断层影响，致使煤层重复和缺失。3）陷落柱 陷落柱是本区构造的一种特殊形式，由于煤系底部的茅口灰岩岩溶发育，而上部的龙潭组及其上部岩层，在水流和重力作用下，产生自然陷落，破坏了原生产构造的一种地质现象，致使煤层失去连续性。1.2.3 煤层的埋藏条件矿井范围东起白云坡至洋泉湖，西止金泉山到花英庵一线，为南北走向，走向长7.2公里，宽约6.5公里，面积29.5平方公里，含煤面积21.45平方公里，为倾斜煤层，倾角小于45。1.2.4 煤层的层次本区含煤二层：一煤层平均厚度0.1米，为不可采煤层，二煤层结简单，半暗煤，半亮煤为主，煤层下部夹35层2cm左右矸石，由于区内构造复杂，煤层不稳定，厚度在05米之间。二号煤层顶板为炭质页岩，局部夹细砂岩，粉砂岩和菱铁矿层，具有易碎、易垮落、遇水产生膨涨等特征，属一级顶板，产腕足、瓣鳃类化石，厚约14米。伪底板为灰白色、灰褐色、粘土岩。厚0.12.0米，平均厚0.6米。老底为茅口灰岩，近煤层局部具有灰岩及硅质岩风化而成的松散角砾岩、红色，厚03米。1.2.5 煤层的围岩性质二号煤层顶板为炭质页岩，局部夹细砂岩，粉砂岩和菱铁矿层，具有易碎、易垮落、遇水产生膨涨等特征，属一级顶板，产腕足、瓣鳃类化石，厚约15米。伪底板为灰白色、灰褐色、粘土岩。厚0.085.94米，平均厚1.1米。老底为茅口灰岩，近煤层局部具有灰岩及硅质岩风化而成的松散角砾岩、红色，厚03米。1.2.6 煤层的特征二号煤层为低灰、富硫，高发热量，中高熔点的1/3焦煤，主要作为动力及工业用煤。 1）瓦斯：为低瓦斯矿井。瓦斯相对涌出量为5.848m3/日 吨，绝对涌出量为2.06m3/min。2）煤尘：根据取样化验，煤尘具爆炸危险，控制爆炸的岩粉量为6575%，煤层爆炸指数为30.13%，属中等爆炸危险煤层。3）煤层自燃：煤层含硫量较高，易于氧化而引起自燃，在生产实际中，发火期一般为36个月，为容易自然发火矿井。矿井瓦斯相对涌出量为5.848m3/（日吨），绝对涌出量为2.06m3/min，CO2相对涌出量为19.71m3/ （日吨），绝对涌出量为7.53m3/min，属于低瓦斯高CO2矿井；矿井自然发火期为36个月，为容易自然发火矿井；煤尘爆炸指数为30.13，属中等爆炸危险煤层。煤层性质详细情况见表1.2。表1.2 煤层性质煤层名称煤层厚度最小最大（平均）层间距(米)煤层结构煤层稳定性煤质(一般值)煤类灰分 Ag(%)挥发分 Vr(%)全硫 Sq(%)发热量Qgr，daf(Mj/kg)20-12.07/2.759.9简单较稳定10.2730.513.118277/1.3 矿井生产概况1.3.1 井田境界情况及储量西峰仑矿井位于煤炭坝向斜北段南翼，南起南翼煤系露头，北到F3正断层，南北宽0.41.8公里，东起向斜收敛端煤系露头，西至龙花逆断层，走向长5.207.20公里，平均长6公里，井田面积5.20平方公里。1）边界煤柱损失 边界煤柱长约为1896m，厚度按平均煤厚2.75m计算，煤柱按宽20m留设，煤容重1.4t/m3，根据公式(2.1)计算： (1.1)式中：L煤柱长，单位m B煤柱宽，取20m a安全煤柱厚度，取2.75m 煤容重，取1.4t/ m3N损LBa=1896202.751.4=14.82万吨2）井田西部龙花逆断层煤柱损失 该断层导水性较弱，煤柱按宽30m留设，煤柱长约2140m，煤厚取2.75m，容重取1.4t/m3，同上由公式(1.1)可得： N损LBa=2140302.751.4=24.71万吨3）井田北部F3正断层煤柱损失 该断层为强性正断层，易导水，故煤柱留宽按40m留设煤柱，长度约为5760m，煤厚取2.75m，容重取1.4t/m3，同上由公式(2.1)可得：N损LBa=5760402.751.4=88.7万吨4）井筒工业广场煤柱损失 井筒布于工业广场内，井筒煤柱包括在广场煤柱之内，不需另设留煤柱，按矿井工业场地占地指标，小型井按1.5公顷/10万吨，故工业场地占地面积：45000m2。煤层倾角一般为228，平均16。煤种为肥焦煤二号，含硫高，热值大，适于动力用煤。计算储量最小可采厚度为0.6米。井田内煤层赋存稳定，结构简单，厚度012.07m，平均2.75m。根据井田煤层等高线法进行储量计算，求得地质储量是2002.00万吨。因井田内煤层赋存稳定，结构简单，远景储量为D=0，故工业储量=地质储量=2002.00万吨。全井田高级储量A+B级储量占工业储量比例为70.5%。第一水平高级储量占工业储量比例为82.2%。其中-120水平以上1025.35万吨，-120水平以下为852.23万吨。可采储量按公式（1.2）计算： (1.2)式中：Z矿井可采储量，（单位：万吨） P永久煤柱损失量，（单位：万吨） C采区回采率，因为本煤矿为小煤矿，所以取70%Z=（2002.00-128.23）70%=1311.63（万吨）1.3.2 井田的生产能力及服务年限西峰仑煤矿于1961年建矿，1963年投产，设计生产能力21万吨，核定生产能力19万吨，开拓方式为斜井多水平开拓，通风方式为中央边界式通风，现有井筒3个，主、副井及风井，现生产水平为-230水平，采用暗下山开采。矿井现有人数为1243人，全矿设有9个科室（安全科、生产科、考核科、机电科、经管科、政工科、保卫科、煤经办、调度室）、2个主采队（湘煤38队、采二队）、1个煤掘队、5个小采队（采三队、采四队、采五队、采六队、采八队）、5个辅助队（机电队、运输队、材供队、后勤队、大修队）。1）矿井工作制度矿井年工作日300天，每天工作班数为3班，每天净提升15小时。2）生产能力西峰仑煤矿设计生产能力为21万吨/年，核定生产能力19万吨，2008年实际产煤18.00万吨。3）服务年限整个矿井可采储量为1311.63万吨，因本井田地质构造较简单，煤层赋存稳定可靠，矿实际资源回收率高，参照湖南省煤矿设计院为该矿进行的技改设计，储量备用系数取1.2。矿井服务年限按公式（2.3）计算： （1.3）根据公式计算如下：若井型为30万吨/a，则:T= 1311.63/301.2=36.43(年) 若井型为21万吨/a，则:T= 1311.63/211.2=52(年)整个矿井可采储量集中在-120水平以上，而该矿井所在地区为缺煤地区，故矿井服务年限符合设计规范要求。据此，确定矿井设计生产能力为21万吨/a，服务年限为52年，-120水平以上服务年限T=788.99/211.2=31.3年，符合要求，-120水平以下服务年限T= 523.13/211.2=20.1年。1.3.3 井田划分水平情况根据煤矿设计手册，对于西峰仑划分为四个水平，这里只考虑四水平，上部标高-230，下部标高-400，阶段垂高170m，可采煤层平均厚度2.75m，属中厚煤层。四水平内虽然煤层倾角变化范围较大（最小为2，最大为28），但它们仅存在于局部小范围煤层范围内，其中绝大部分煤层倾角都在15左右范围变化，而且变化不大，赋存稳定，整个煤层平均倾角为16，属缓倾斜煤层。一般来说，缓倾斜煤层的开采顺序总是由浅入深按预先划分的阶段逐渐向深部发展，初期工程量少，建设快，可以迅速投产发挥生产效果。在技术上由于将井田划分不仅减少了人员，材料，煤炭的反向提升，也有效地解决了采区倾斜运输存在的实际困难。由于本矿煤层底板为溶洞发育含水量大的茅口石灰岩，煤矿涌水量大，考虑煤矿的运输、掘进、排水等的费用，上山开采在生产技术上较下山开采优越，故采用上山开采较为合理。但由于为了加快四水平的开拓延深，同时通过采区下山掘一部分四水平的大巷、车场及峒室，以及考虑到某些区域的特殊地质构造及煤层赋存情况，故三水平在井田中央部分布置了几个下山采区，安排一部分生产任务，但这种下山采区是生产水平过渡的临时措施，待大部分生产转入下水平时，将改为上山开采。1.4 正在生产各水平的情况1.4.1开拓方式采用斜井多水平分区式开拓系统，底板岩石大巷开拓方式。通往地面的井筒共有三个，另有暗斜井一个。各井筒的主要技术参数、井筒内设施见表1.3，表1.4。表1.3 各井筒主要参数表井筒名称标高(m)断面积(m2)长度(m)坡度(度)支护 材料形状风速(m/s)井口井底主井119.8-1207.7855625.5砖、裸三心拱4.6副井111.2-2308.0348028-30砖、裸三心拱1.9西风井131.3-2307.972030砖、裸三心拱8.3西暗井-120-2308.1126025裸三心拱4.4表1.4 井筒内设施井筒名称电缆排水管提升压风管型号长度（m）数量（根）规格（mm）数量（趟）型式轨型（kg/m)规格（mm）数量（趟）主井串24西暗井串24副井ZLQD20-6架空人车风井324045006DN500415DN15011.4.2通风方式及生产环节概况1）通风系统本矿井采用中央边界式通风方式，抽出式通风方法，通风网络的联结形式为串、并联混合形式，矿井自然风压和自然风量未作过测定，矿井和主要通风机特征见表1.5，主要通风机通风情况见表1.6。表1.5 矿井和主要通风机特征名称型号转速(n/min)负压(mmH2O)风量（m3/min）效率（）电机功率(KW)反风方式主 扇BD-6-No1798985/2954680/198060290反转备用主扇BD-6-No1698094/258.63120/129660275反转表1.6 主要通风机通风情况供电方式总进风量（m3/min）总回风量（m3/min）风压（KPa）等积孔（）有效风量率（%）通风方式工作方式双回路322532802.51.486.1中央边界式抽出2）排水系统井下水由43采区-280水平、41采区-300水平、53采区-350水平排至-230水平后，流入-230水仓， 经中央泵房排出地面。矿井涌水量、排水设备见表1.7，1.8。表1.7 排水设备情况表泵 房名 称水泵型号数量(台)流量(m3/h)扬程(m)排水管水仓容积(m3)管径(mm)数量(趟)-230中央泵房250D-60717450420500414950MD450-6072600420-280泵房IS125-100-25031877050012000-300泵房10SA-61054094500 40021900052-350泵房10SA-6B1054084DN5002在建53-350泵房250D-6034450180DN5002250D-60424502406140表1.8 矿井涌水量表水平(采区)名称最大涌水量(t/h)2008年平均涌水量(t/h)水仓容积(m3)备 注全矿井4320240014950-230主水仓11730m3副水仓3220m3合计14950m343采区-280650100200041采区-30035001900900053采区-35055040061403）供电系统矿井电源由110KV区域降压站和公司自备电厂供给，供电方式为四回路（230、236、254、278）架空线方式，架空线为LGJ-240， 进矿电压为6KV，输电距离1.5Km，地面变电所和井下变电所负荷情况、入井电缆规格型号如表1.9所示。表1.9 地面井下变电所负荷情况表变压器台数(台)总容量(KVA)一次电压(KV)二次电压(V)供电方式地面变电所负荷情况536206400四回路架线式井下变电所负荷情况表1543056400电缆4）提升系统矿井采用四级提升，提升机及提升容器见表1.10。表1.10 提升机及提升容器井筒名称绞车型号电动机功率提升方式矿车型号提升能力(t/h)主井26M-2500/1200-3A200串车一吨标准矿车78主暗井GKT221-20155串车一吨标准矿车41-300提升2JT1200800B55串车一吨标准矿车53-3502JT1200800B55串车一吨标准矿车5）压风系统矿井所需压缩空气由地面压风机站经DN150钢管从风井送入井下，经DN100和DN50钢管至各用风作业地点。风压设备及压风系统管径见表1.11、1.12。表1.12 压风设备表压风机型号电 动 机数量(台)备 注型号功率(KW)L3.5-20/8JS-126-811014L-20/8LKW127-813031台备用表1.12 压风系统管径表压 风 管 路管 径(mm)长 度( m)备 注地风井-负230DN150760斜 井负230DN1003200水平巷-230负350下山DN100288斜 井-23042-290DN100118斜 井-2302#-260DN10071斜 井42-290DN10080水 平巷-23043-280下山DN50118斜 井43-280平巷DN50420水平巷-30052-350下山DN100118斜 井-300水平巷DN1001055水平巷52-350（-330）水平巷DN50466水平巷2#弯负260DN100280水平巷53-350大巷DN100466水平巷6）通讯系统地面通讯使用邮电部门的程控自动交换通讯系统。调度室、井下各采掘工作面、主要机电峒室、信号峒室均配备内部程控电话。7）安全监控系统全矿配备了KJ101N型矿井安全监测监控系统，地面安装主监控系统。（1）传感器的设置：各采煤、煤巷掘进工作面及其回风流中设置甲烷传感器、CO传感器。总回风巷设置风速传感器和压力传感器；局部通风机、主通风机安装有设备开停传感器。（2）监测系统的安装、使用和维护 中心站配有1台主机，设有UPS后备电源，信号传输电缆为专用阻燃电缆，传输信号为本质安全型；瓦斯监测数据较齐，定期提供瓦斯监测报表。定期进行调试、校正、维护工作要进一步加强。（3）井下分站 在井下各泵房和变电所安装了分站与地面主机相连，按规程要求，在各规定的地点布置甲烷传感器、风量传感器、风门开停传感器、CO传感器、水位传感器，其浓度按规程要求设置 。 （4）断电范围、瓦斯报警、断电、复电浓度 各采掘工作面都安装了DSJ-I型断电仪，控制各工作面配电点的总开关，断电范围为除局部通风机以外的工作面所有用电设备，报警瓦斯浓度为1.0 %，断电瓦斯浓度为1.5%，复电浓度为1.0%。第二章 采区概况2.1 采区位置及范围47采区位于-260米第四水平采区，其井下范围，北以断层为边界，南至46采区，东以正断层为界，西以45采区为边界，走向长140米，倾斜长最大350米，最小100米，面积约6.4076万平方米 。采区边界拐点坐标见表2.1。表2.1 采区边界拐点坐标拐点号XY15131032476809124883102508889733988551225044492251851392135477295251794420采区面积为64076，开采垂高为-40 -262m，煤层最大倾角16，最小倾角12。2.2 采区地质条件2.2.1采区地层本区地层对开采有影响的从下至上为（具体见第一章的矿井综合柱状图2.2）1）茅口组（P1m）：为灰色、深灰色厚层状灰岩。上部50m厚度内，灰岩质纯裂隙溶洞发育不甚，下部厚约90m溶洞不发育。本岩层岩溶发育的规律是上部发育向下逐渐变差，全层厚度大于300米。2）龙潭组（P2L）：主要是粘土岩、煤层、炭质页岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成。上部以沙质泥岩为主，夹薄层灰岩；中部为粉砂岩夹薄层细砂岩；下部为沙质泥岩及煤层。共含煤两层：1煤层为不可采煤层，平均厚度为0.05m；2煤层为主要可采煤层，平均厚度2.75m。位于煤层系地层底部煤系厚5.22m31.80m，一般厚19.4m。3）长兴阶（P2ch）：上部为深灰色，肉红色硅质岩。易脆、风化后为尖棱角状，中部为灰岩及硅质灰岩，深灰色及肉红色，裂隙较为发育，底部为泥灰岩及生物灰岩，产大量瓣鳃类化石，平均厚度340米。4）第三系（R）：上部为粉沙岩及砂砾岩，上部砂砾岩以石英为主，成分较复杂；下部为砾岩，成分较单一，以灰岩为主，硅质及钙质胶结，较致密坚硬。5）第四系（Q）：上部为表土，中下部为沙质粘土。常夹卵石层，厚835米，平均厚度20米。2.2.2 采区水文地质构造1）水文概况 本区地表水系较为发育，煤炭坝小河纵贯全区，有较大的山塘两口，由于采矿和排水，地表常出现裂缝和塌陷，地表水和大气降水常通过此道补给地下水，因此水文地质条件比较复杂。2）涌水量预计 区域内有-300水平、-330水平及-350水平等多水平多下山排水，加上断层的切割破坏，其水文地质条件极为复杂，迳流规律紊乱，水力补给途径多，补给范围广。从41采区-300以上开采情况来看，突水、突泥影响比较大的主要是F9正断层、F 8正断层以及颜家冲正断层等，突水量多集中于F8F9之间及其附近，占突水点总涌水量的70%以上，因此在开采过程中，主要是预防穿过F9正断层时发生突泥突水等水害事故。涌水量受多井干扰大，局部地段水量预计存在偶发因素较多，目前没有十分科学的计算方法，仍采用历年所用经验公式进行预计，采用比拟法进行计算。目前实际-300水平总涌水量为1850T/H。按照跃进矿井是否关闭分两程情况进行涌水量预计。其按公式（2.1）计算如下：Q=Q0 （2.1）公式：Q为开拓区预计涌水量（T/h）；Q0为上水平实际涌水量（T/h）；F0为上水平实际开拓面积（m2）；F为投计开拓总面积（m2）；S0为上水平实际水位降深（M）；S为设计水位降深（M）；第一种情况，其他煤矿排水，涌水量不流入西峰仑矿井，-350水平涌水量预计结果如下：Q=1850 =2070T/h第二种情况，涌水量流入西峰仑矿井，-350水平涌水量预计结果：Qmax=2070+600=2670T/H通过公式（2.1）计算，-350水平正常涌水量2070T/h，最大涌水量2670T/h，因此，以2070T/h为47采区排水系统涌水量设计依据，2670T/h的最大涌水量作泵房设计参考。3）断层 由于该矿井地质构造比较复杂，断裂构造多，尤其是大的断层较多，但有很小部分断层穿过47采区，本次设计不予考虑。本矿井断层比较发育，就其成生关系可分为三期，第一期则与白石庵背斜和煤炭坝复式向斜同时形成的，如规模较大的龙花逆断层；第二期是在白石庵背斜形成过程中，由于在弧形部位引张力的作用下，形成了一系列东西向和北东向的正断层，如沙子坡、颜家冲、颜家湾、铁家冲、竹山塘和贺家湾有F16等，斜交或平行于矿区第一期构造，而且割切破坏前期构造；第三期为二期的伴生构造，一般规模小，常成组出现，主要分布于煤系之中，常不破坏矿区整体，但对煤层一定影响。主要断层有龙花断层、沙子坡正断层、颜家冲正断层、颜家湾正断层、铁家冲正断层、竹山塘正断层、板塘冲正断层、贺家湾正断层、团山塘正断层。4）陷落柱 陷落柱是本矿井也是本采区构造的一种特殊形式，由于煤系底部的茅口灰岩岩溶发育，而上部的龙潭组及其上部岩层，在水流和重力作用下，产生自然陷落，破坏了原生产构造的一种地质现象，致使煤层失去连续性。5）瓦斯 采区瓦斯相对涌出量为5.848m3/（日吨），CO2相对涌出量为13.81m3/ （日吨），属于低瓦斯高CO2采区；矿井自然发火期为36个月，煤尘爆炸指数为30.13，属中等爆炸危险煤层。煤层有自燃发火倾向。2.3采区煤层赋存、煤质及储量2.3.1采区煤系及煤层情况煤系厚5.22m31.80m，一般厚19.4m，厚度变化无一定规律，岩性各段略有变化 ，28线之间，以泥岩为主，1018线间稍变粗，粉砂岩，细砂岩成分增加；20-26线又变细，粉砂岩、细砂岩少见；2830线以西又相对变粗，粉砂岩、细砂岩又有所增加；30线以东又变细。煤层区发育厚014.27m，平均厚2.8m，以中段发育最好，井田两端略有变薄趋势，勘探钻孔常 见煤层缺失现象，主要受到构造破坏，井下所见小型褶皱及断层对煤层有一定破坏，位于-30西四石门至六石门范围内，煤层由于受褶曲影响，厚薄变化甚大，厚至78m，薄至00.20m，对布置正规回采工作面有影响。煤层厚度变异系数及可采性指数如下：钻孔与生产井开采资料综合计算结果，煤层厚度变异系数为40%，煤层可采性指数为0.98，根据计算结果，西峰仑井田仍属于中厚煤层，按矿井地质规程稳定性评定，该井田煤层属较稳定煤层，但据变异系数为40%已在较稳定与不稳定之间。含煤性：本区属上二叠纪龙潭组含煤地层，全组含煤共两层，自上而下命名为1煤层，2煤层。2煤层全区发育，为唯一的可采煤层。1煤层不发育，常被碳质泥岩、泥岩所代替，零星分布于跃进井田、西峰仑井田18勘探线以东，为不可采煤层，两层煤平均总厚为2.8米，煤系一般厚度为19.4米，含煤系数为14.3%，可采煤层为二叠纪龙潭组二煤，属较稳定煤层，煤层倾角小于45，平均厚度为2.75米，可采含煤系数为14.1%，可见含煤性是较好的。2.3.2采区煤质情况2煤层为低灰分，富硫低磷，高发热量中高熔点的肥焦煤2号，个别为1号肥煤。含硫高，变化大且主要是有机硫，难以洗选，不适合作炼焦用煤。容易发火，灰分低，高发热量，适用于动力用煤。煤层属中硬煤层，一般硬度为1.53.0。煤层结构、夹层石岩性分布规律：煤层结构简单，见夹石厚度0.021.76m，分布在F1向斜轴部一带。一般夹石一层，局部含夹矸12层，多为粘土泥岩，有时亦为粉砂岩，黑色，玻璃光泽，由亮煤与少量暗煤组成，性脆，易碎。煤层性质详细情况见表2.2。表2.2 煤层性质煤层名称煤层厚度最小最大（平均）层间距煤层结构煤层稳定性煤质(一般值)煤类灰分 Ag(%)挥发分 Vr(%)全硫 Sq(%)发热量Qgr，daf(Mj/kg)20-12.07/2.759.9米简单较稳定10.2730.513.1182772.3.3采区储量计算1）采区特征见表2.3。表2.3 采区特征走向长度（m）平均倾角()斜长(m)采区面积(1104m2)备注350152006.40762）工业储量：Q=Shr/cos a （2.2）式中：Q地质储量；万tS井田投影面积；H采高；mr煤的容重；t/m3a煤层倾角；度 Q=Shr/cos a =640762.751.4cos15=26.74万吨3）可采储量为：z=(Q-p)c （2.3）式中：Q工业储量；万吨 P保护工业场地、井筒、采区境界；万吨 C采区回采率为0.8；z=(Q-p)c =（26.74-0.2）0.8 =21.23万吨2.3.4采区生产能力及服务年限的确定采区生产能力是采区内同时生产的回采工作面和掘进工作面产量之和，是矿井和采区集中化的一个重要标志。1）回采工作面单产计算本矿井炮采工作面日生产能力A0A0=NLSMC t/d （2.4）式中：N日工作面循环次数，1；L工作面的长度，100；S一次推进深度，0.8m；M采高，2.75 m；煤的容重， 1.4t/m3；C回采工作面的回采率，取0.90代入公式（2.4）得采工作面日生产能力A0=277.2t由于本矿井设计采用边采边准的生产方式，所以工作面的年推进度为：0.813000.8=192m。 2）采区内回采工作面数目的确定本采区只有一个回采工作面，一个备用工作面。本采区的年产量：277.2300=8.316万吨3）采区服务年限的确定 采区服务年限按公式(3.5)计算T=Z/A （2.5） 式中：T服务年限；Z采区可采储量取21.23万吨； A采区生产能力8.316万吨/年；T=Z/A=21.23 /8.316=2.553 (年)故取T=2.6年，即本采区服务年限2年6个多月。2.4 采区其它开采技术条件1）瓦斯：为低瓦斯矿井。瓦斯相对涌出量为5.84m3/（日 吨），绝对涌出量为2.06m3/min。2）煤尘：根据取样化验，煤尘具有爆炸危险性，控制爆炸的岩粉量为6575%，煤层爆炸指数为30.13%，属中等煤爆炸危险煤层。3）煤层自燃：煤层含硫量较高，易于氧化而引起自燃，在生产实际中，发火期一般为3-6个月，为容易自然发火矿井。2.5 采区开拓及生产工艺2.5.1采煤工艺的确定目前，我国长壁采煤工作面采用综采、普采和炮采三种采煤工艺方式，其优缺点和适应条件，见表2.4。表2.4采煤工艺比较表采煤工艺优 点缺 点适 用 条 件综采高产、高效、安全低耗，劳动条件好，劳动强度小。设备价格昂贵，对煤层赋存条件、操作与管理水平要求高煤层地质条件好、构造少的中厚及厚煤层。普采与综采相比对地质变化适应性强，工作面搬迁容易。与炮采相比设备相对昂贵、劳动组织相对复杂推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲发育，综采的优势难以发挥的工作面。炮采技术装备投资少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理简单。单产和效率低，劳动条件差一般情况下均可采用，但高瓦斯和突出矿井对防护措施要求高。由于本矿井的煤层厚度在2.75米之间，采区设计生产能力为8.316万吨/年。考虑湖南地方小矿不适应综采与普采，而炮采工艺在湖南地区较为成熟，综合考虑各方面因素，因此采用炮采。2.5.2采高的确定采高确定主要依据煤层厚度及顶板条件等因素确定。本煤层顶板岩层为随采随落，而煤层厚度不大，设计采用炮采一次采全高，即2.75m。2.5.3 回采工艺简述1）落煤方式：以放炮落煤为主，手工落煤为辅。2）装煤：以放炮自装与人工装煤相结合。3）运煤方式：采面及溜子巷以SGWD-17B型或SGW-22型溜子运煤为主，对于运距小于20m的配合使用“V”型溜子。4）支护形式：工作面采用DZ-22单体液压支柱配兀型梁走向棚式支护。（1）工作面支护强度及支护密度计算：根据经验估算法计算支护强度PKMr，式中：K为承载系数，取K=6；M为采高，取2.75米；r为顶板岩石容重，取2.5吨/立方米。P=62.752.5=41.2吨/平方米。 采面所需支护密度G=P/Fn ，式中：F为单体支柱工作阻力，30吨/根；n为单体工作阻力实际利用系数为0.85。G=41.2/300.85=1.61根/平方米。确定采面实际支护密度n=1/ab式中a为采面排距，b为采面柱距，因工作面实际支护密度不得小于工作面所需支护密度，即Gn，炮采面排距为0.8米，b1.06米，根据采面设备尺寸和开采条件，取柱距为0.8米，采面实际支护密度为1.56根/平方米。（2）工作面支护形式：采面为倾斜棚式支护。支架结构为一梁三柱二箭梁六背板。每架棚子下抬一付钳子，竹帘背顶背满，棚子要架出35度的迎山角，架棚、抬钳必须放垫筒。支架成排成行，牢固受力。5）移溜工序（1）清干净浮煤，包括靠老塘一控及靠煤墙一控。（2）撤除煤墙过来第二控支柱。（3）每架棚子打个木马桐。（4）移溜。GWD-17型溜子采用整体移溜。6）回采工艺流程安全检查 移柱 打眼 装药 放炮 移梁架棚 清理浮煤 移溜。7）支护说明书（1）采面支护图：见图2.1；图2.2；图2.3。图2.1 47采区工作面支护图图2.2 47采区工作面剖面图图2.3 47采区工作面剖面图（2）支护要求机头支护：SGWD-17型溜子超过柱排距，应采用两对四梁的支护形式，“”型溜子不影响正规支护，仍按正规支护进行。上下出口超前支护：上下出口都要求架超前棚子支护，超前距规定为沿工作面走向超前一控(0.8m)。沿工作面倾向超前架棚子(4m)，上下出口的高度不得低于1.6m，宽度不得小于0.7m，引巷内的支架不得低于安全出口高宽的最低值。否则进行处理。（3）特殊支架及架设木垛：因支护材料性能的差异，木垛一般不宜用于工作面支护，但可用于工作面的上下出口及其它的特殊位置。木垛的具体要求：四周从底向上码成直线，靠顶板的两根码成顺山方向，材料采用14cmx1.2m的坑木。斜撑：当工作面出现支架向老塘和煤墙一边倾倒的趋势时，需对工作面支架逆着倾斜方向打斜撑。抬钳：工作面基本支架下面采用抬钳加强支护，稳定支架。抬钳要靠近每架棚子的中点柱子附近抬。（4）备用材料：在材料场必须有不少于全工作面材料百分之十的备用坑木、竹帘、杂木棍及茅柴。而在距工作地点10m处至少有架两架的备用材料，备用材料必须堆码整齐，挂牌计数准确，不影响通风，行人和运输，材料场设置于-260大巷内、距安全出口20m以外。（5）上下两巷支护及超前支护加强上下两巷的正常维护，减少大修的工程量。上下两巷支架较好，而高度不足时，一般要采取落溜子和出空的方法解决。上下两引巷使用鸭嘴棚子和梯形金属支护时，在20米范围内要用单体液压支柱抬钳加强支护。工作面下出口机头溜子处，要靠运输巷上帮抬四根长梁交替迈步前移，便于移溜。上引巷替换梯形金属，超前工作面4m进行，采用单体兀型梁架新采棚子形式支护，下抬八字钳子加强支护。（6）工作面支护要求。工作面严禁不同性能类型的支柱混用。严禁使用失效的支柱、顶梁，发现失效柱、梁要及时更换。所有支柱升紧升牢。迎、对山恰当，抬钳亦要求搞好迎对山。支柱下挖柱窝。柱窝深0.15m，硬底凿麻面，严禁将支柱打在浮煤、浮矸上。架棚时必须放垫桐。工作面支护要先套临时棚子，严禁一次性架成正式棚子。顶板破碎时架棚必须排尖。放炮后、架棚前要先清理干净浮煤，检查加固附近支架，架棚时小工应配合作业，防止倒棚伤人。采煤工作面必须用稳绳将同排所有支柱串成一体，防止倒柱。工作面的煤层如