采矿工程专业毕业设计（论文）平煤集团二矿初步设计

1、毕 业 设 计 论文 目 录目录 1第一章 矿井概况及井田地质特征3第一节 井田概况 3第二节 地质构造 5第三节 含煤地层及煤质5第二章 采区地质情况13 第一节、采区位置13第二节、 地质构造 13第三节、煤层及顶底板性质13 第四节、瓦斯、煤尘、自燃情况14 第五节、其他因素 14第三章 采区储量与生产能力16第一节、采区储量 15第二节、采区生产能力 16第三节、采区服务年限17第四章 采区方案设计 19第一节、采煤方法的选择19 第二节、采区巷道布置19第三节、采区硐室选择25第五章 采煤工艺30第一节、 落煤、进刀方式、割煤方式30 第二节、支护顶板管理及采空区处理31第三节、综采

2、工艺33第四节、生产技术管理34第五节、工作面机电设备37第六章 采区生产系统42第一节 采区运输 43第二节 采区通风48第三节 采区供电49第四节 压风系统50第五节 采区排水系统51第七章 采区施工设计52第一节、采区下部车场53第二节、采区中部车场54第三节、采区上部车场55第四节、硐室布置56第八章 安全技术措施60第一节、煤 矿安全 技 术 措 施 62第二节、灾害预防措施67第三节、其它措施 75第九章 采区技术经济指标 79 如需图纸，qq153893706第一章 矿井概况及地质特征第一节 井田概况一、 本矿井位于河南省平顶山市矿区中部，距市中心1km。东部以十矿为邻，西与三、

3、四矿为邻，北与一矿相联接。矿井工业广场有专用铁路与矿区专用铁路相接，并与国铁京广线、焦枝线相连。公路交通四通八达，有柏油公路与附近各县市沟通，交通便利。二、 平煤二矿是平顶山矿区开发的第一对矿井，属于有限煤田，1957年10月投产，愿设计立井单水平分区式开拓，开采浅部己组煤，立井使用1t单层单车罐笼提升，30m水平运输大巷使用架线电机车牵引1t矿车运输。到1979年，原计划范围内煤层已全部采完，后为延长二矿寿命，平煤集团公司多次从周围矿井给二矿划入储量，在主井提运方式不变的条件下，增设了86m二水平单轨电机车运输系统，两水平之间通过86m水平翻笼和东翼暗斜四部spj800普通胶带机连接，年产量

4、维持在0.6mt/a左右。1998年二矿对主提升运输系统进行了改造，新施工一条皮带斜井与己二皮带下山，地面煤楼分别搭接作为二矿出煤系统，2000年5月投入使用，实现了井下原煤皮带运输连续化，达到了增产增效的目的。二矿生产能力由原来的0.6mt/a提高到1.2 mt /a，由一个年产不足0.6mt的小型矿井一跃成为一个产量达1.2 mt 的中型矿井，成为平煤集团公司一个新的经济增长亮点。 目前矿井主要回采己15煤层，庚20煤层，己庚组四层煤联合布置开采，采用长壁后退式高档普采采煤方法，全部陷落法管理顶板。二水平己庚二采区及己庚一采区联合布置同时开采己，庚组两层煤。三、地形、地势、河流 该区地面相

5、应位置为平顶山山脊及南坡、北坡。平顶山山脊为分水岭，地面重要建筑物有：油库、下牛村；地面海拔标高200500 m。井田内无常年河流，发育有季节性冲沟，只有季节性冲沟，雨后有水，晴后断流。四、气象地震本区属于大陆性半干旱气候，根据平顶山历年气象资料，年平均降雨量为794 mm，最大降雨量1323 mm，雨季79月。年平均蒸发量2269 mm，年最大蒸发量2825 mm。年平均气温15，最高气温为42.3，最低气温-15。常年风向多为北风和北东，以北西的风速最大，最大风速达24m/s。最大积雪厚16cm。最大冻土深度22cm。五、煤田发展简史平煤二矿是平顶山矿区开发的第一对矿井，属于有限煤田，19

6、57年10月投产，原设计立井单水平分区式开拓，开采浅部己组煤，立井使用1t单层单车罐笼提升，-30m水平运输大巷使用架线电机车牵引1t矿车运输，年生产能力0.6mt/a。1998年对矿井主提升运输系统进行改造，新施工一条皮带斜井与己二皮带下山、地面煤楼分别塔接作为二矿出煤系统，2000年5月投入使用，实现了井下原煤皮带运连续化，经过近七年的运行表明，达到了增产增效的目的，原煤产量大幅度提高，矿井井型也由原来的小井迈入平煤集团公司大型矿井的行列。平煤集团二矿现开采西翼己庚二采区，经过几十年的开采，矿井剩余储量有限，采面布置高度集中，戊、己、庚组煤压茬关系复杂，采面布置困难，造成采掘接替紧张，20

7、01年集团公司调整了矿井西翼边界，将深部开采边界定为-450m标高，设计定为二水平己庚一采区，有效地缓解了采掘接替紧张的状况；但随着矿井产量的增加（保证矿井1.2 mt/a持续稳定），仍不能满足矿井今后发展的需要，2004年平煤集团公司领导召集有关单位分别在二矿、一矿、天力公司进行了三次论证，又及时地决定将天力公司无寨矿西半部的储量划入二矿，以平煤200436号文予以确定，划归二矿部分定为二水平己庚三采区。第二节 地质构造本采区为单斜构造，己组煤层走向120，煤层平均倾角11。断层以西北东南及北东南西向斜交正断层为主。由深部周边未开发，钻孔未控制有断层存在。本采区经调查尚未发现有岩溶陷落柱，岩

8、浆侵入体，古河床冲刷等现象。第三节 含煤地层及煤质a) 煤层本采区含煤层自下而上有石炭系太原组、二迭系山西组，主要可采煤层己17、己16、己15。 太原组：本组为一套海陆交相互的石灰岩及砂泥岩沉积，可分为三段：下部灰岩段、厚约23m、由浅灰色、深灰色生物碎屑、泥晶灰岩及砂质岩和煤组成，含可采煤层庚20煤，含石灰岩三层，其中l6、l7灰岩厚度共计818m，为本区底部主要含水层，l5灰岩为庚20煤顶板，厚45m，比较稳定。 中部砂泥岩段、厚16.2 m，由灰色及深灰色砂质泥岩，中细粒纱岩及不稳定的l4石灰岩组成，砂岩富含白云母片。上部灰岩段，厚14.5 m，由深灰色石灰岩、泥质灰岩及不稳定的薄煤层

9、组成，含l1、l2、l3三层石灰岩，其中l2、l3石灰岩厚约8 m，l1泥质灰岩厚约3.8 m，且厚度不稳定，有时变相为泥岩。山西组己组煤段：主要为一套深灰色及灰色泥岩，砂质泥岩，粉砂岩，细中粒专石石英砂岩组成，含煤四层，其中己14厚度较薄，不可采。己15煤层、己16煤层、己17煤层为主要可采煤层，己17煤层底板由深灰色粉砂岩，中粒砂岩，中粒砂岩及砂质泥岩互层组成；己16煤层顶板为深灰色泥岩和灰质泥岩组成，松软破碎；己15煤层以上一般为细中粒砂岩，是煤层的直接顶板，厚约6.2 m，上部为含己14煤层及25 m的中粒砂岩段。b) 煤质 己15煤层：主要为半亮型煤，煤呈黑色，玻璃光泽，性脆易碎呈碎

10、粒状及粉末状；其他化验指标： a：35.3629.52%。 v：32.4234.23% q：27.7223.92mj/kg s: 0.480.77% 粘结性45，煤种牌号1/3焦煤。 己16煤层：主要为半亮型煤，煤为黑色，亮煤为主，玻璃光泽，质脆松软，易呈粉末状。其他化验指标：s：0.662.96% a：12.8116.12% q：29.0730.99mj/ kg煤种牌号为肥煤。煤层及顶底板岩性c) 煤层 己15煤层：全区可利用钻孔12个，其中达到可采厚度钻孔9个，达不到可采厚度钻孔3个，钻孔分布不均匀，大部分分布在浅部，深部钻孔较少，根据钻孔资料及浅部开采资料分析，煤层最厚3.6m。，最薄2

11、.2，平均3m，煤厚度变化规律是南部稍厚，向北逐渐变薄。 己16煤层：全区可利用钻孔12个，其中达到可采厚度8个，达不到可采厚度4个，钻孔分布不均匀，大部分分布在浅部，深部钻孔较少，根据钻孔资料和浅部开采资料分析，煤层最厚0.7 m，最薄0 m，平均0.5 m，煤层西部稍厚，东部变薄，东北部有大片不可采区。 己17煤层：全区可利用钻孔12个，其中达到可采厚度11个，达不到可采厚度1个，钻孔分布不均匀，浅部较密，深部较疏，根据钻孔资料分析，煤层属薄煤层，最厚1.35 m，最薄0 m，平均1 m，深部捎厚，约1.13 m，中部有一大片变薄带，浅部稍厚，约1.1 m。 顶底板岩性 1、己15煤层 顶

12、板：直接顶板为深灰色粉砂岩和细砂岩，局部砂质泥岩，厚约6 m，普氏硬度系数613，抗压强度622.61268.6kg/cm,老顶为中粒长石、石英砂岩及砂质泥岩薄层，比较坚硬。 底板：为灰色泥岩，遇水易膨胀、底鼓、厚约12 m，其下部为泥岩、砂质泥岩互层，比较松软，局部可见到粉砂岩薄层及火燧石包裹体。 2、 己16煤层 顶板：伪顶0.20.6 m厚的黑色灰质泥岩及劣质煤，松软破碎，直接顶为深灰色泥岩、砂质泥岩，岩性松软破碎，厚0.86 m。 底板：灰色泥岩及砂质泥岩，厚0.61.3 m，裂隙发育，其下为己17煤层。3、己17煤层顶板：灰色泥岩及砂质泥岩，厚0.61.3 m。一般无伪顶。地板：深灰

13、色泥岩及粉砂岩，老底为中细粒砂岩、石灰岩及砂质泥岩互层。瓦斯、煤尘、自燃、地温：1、瓦斯 根据河南省煤炭工业局“豫煤安2006251号”关于2005年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的文件的批复，天力公司吴寨矿、二矿为低瓦斯矿井。己二采区在-50300 m之间，相对瓦斯涌出量为3.45 m/t,绝对瓦斯涌出量为7.99 m/min，区内瓦斯由浅部向深部瓦斯含量有增大的趋势。己庚三采区煤层开采标高在-130470 m之间，矿井在生产过程中应及时对该区域的己庚组煤层的瓦斯等级进行再鉴定，以便在生产中采取相应的安全防范措施，确保安全生产。2、 煤尘 根据河南省煤炭工业局“豫煤安2006251号”关于2

14、005年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的文件的批复，本区己组煤层爆炸性指数测量结果3839%，庚20煤层为30%，开采的煤层均为有煤尘爆炸性危险性。3、 煤的自燃性 根据地质报告资料：本区煤层为肥煤和1/3的焦煤，己16煤层着火温度原样为355368，还原样370，差值t=6，属三类不易自燃发火煤层。根据河南省煤炭工业局“豫煤安2006251号”关于2005年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的文件的批复，本区庚组煤层属于有自燃倾向性发火煤层，自燃发火期为69个月。4、 地温 本采区地温3242.6，该地区地温梯度2.8/100m推测，属地温异常区。水文地质：（一） 采区水文地质特征1、 本采区内

15、开采己、庚组煤层的直接充水含水层特征： 己组煤层顶板砂岩裂隙承压含水层，以中、粗粒砂岩为主，钙质胶结。裂隙发育，补给条件差，以静储量为主，根据一、四、六矿外勘探报告及吴寨矿地质报告。该含水层k=0.0576m/d,q=0.0183l/s*m。 己组煤层底版灰岩岩溶裂隙承压含水层（l2），以灰岩为主，岩溶裂隙发育，补给水源主要来自基岩风化带和南部灰岩裸漏区接受大气降水补给，浅部含水丰富，-130 m水平以下含水条件较差，含水层厚度810 m 庚20煤层顶、底板灰岩岩溶裂隙含水层（l5l7）以薄层状灰岩组成，顶板l5灰岩厚45m，底板灰岩l6，l7灰岩厚度共计810m，本含水层下为铝土质泥岩，厚8

16、12m，与寒武系灰岩相隔，寒武系灰岩为庚组煤层开采的间接充水含水层。2、采区充水因素分析 本采区与二矿西部三水平己庚一采区水文地质条件和充水条件基本一致，属水文地质条件简单，采区主要充水因素有以下几个方面： （1）己组煤层顶板砂岩裂隙含水层，补给条件差，以消耗静储量为主，充水方式以初采，初期老顶初次垮落，以淋水方式进入采面，涌水量一般在10 m/h左右。 （2）庚20顶板l5灰岩含水层，在回采期间，遇小构造或裂隙溶洞时，常有淋水和滴水，水量23 m/h。庚20煤底板l6，l7灰岩含水层与下伏的寒武系灰岩岩溶裂隙含水层之间隔水层较薄，受断层构造及采动影响，庚20煤层底板灰岩含水层与寒武系灰岩含水

17、层之间产生了水力联系。受区域地质构造控制和二矿长期疏水降压的影响，石灰系，寒武系灰岩的补给条件简单，仅在丰水期有明显的渗漏越流补给现象，平时以消耗含水层静储量为主。-130 m水平以下庚组采区在遇构造时，底板有不同程度的涌水或突水现象，水量在5090 m/h之间，并有下部突水，上部突水点水量明显减少和干枯的现象。 （3）采空区老空水主要来源于采面顶板淋水和采面结束的防灭火注水及生产用水，对下阶段采掘工作面有一定的影响。（1） 寒武系灰岩对开采庚20煤层威胁程度分析：寒武系灰岩为本采区开采庚20煤层的主要补给水源,该含水层厚度大,在本采区及上部露头部分总厚度超过120米,裂隙溶洞发育,在井田南部

18、露头部分接受大气降水,沿裂隙溶洞向深部运动。受开采出水影响,在井田内形成局部降压漏斗。目前,受7.25东翼探巷突水影响,已形成以东翼探巷突水点为中心的降压漏斗,水面标高最低在-240米左右,该降压漏斗在采区西部边缘,直接影响该采区地下水运动,分析采区-240以上部分寒武系灰岩水已经疏干,-240以下部分灰岩水仍处于承压水状态,其最大水压理论可达3.1mpa，越向深部水压越大，在开发该采区过程中仍会成为庚20煤层的主要突水因素。因庚20煤层底板隔水层厚度在20米左右，并且还会遇到断层、裂隙等因素影响，已不能抵抗高达3.1 mpa的高承压水头，其突水概率将随开采深度的增加而增大，因寒武系灰岩裂隙溶

19、洞发育的不确定性，其突水地点很难预测，特别是在-390标高以下，如遇构造、裂隙溶洞，将很有可能发生灾害性突水。(5)庚20煤层底板寒武系灰岩突水特征：庚20煤层涌（突）水特征：顶板突水主要以静储量为主，特点是水量小，一般在315 m3/h左右，持续时间短，一般在35小时之后变为淋水，随着巷道的延长而逐渐干涸。地板突水特点：突水量大，最大可达3200 m3/h，一般突水量与地下水压力呈正比利关系，即地下水压力越大，突水量越大，地下水压力越小，突水量越小。突水地点的不确定性：原因是地板突水与地板实际隔水层厚度有关，与地板溶洞裂隙发育程度及开采对底板的破坏程度有关，与底板溶洞、裂隙发育有关，与构造断

20、层对底板的破坏程度有关，只能定性分析，而定量定点预测困难。突水量与开采面积关系不明显，原因是地下水范围广，补给来源稳定，寒武系灰岩含水层沟通性好，往往是一次大的突水将改变地下水的降压漏斗，改变地下水的流向。（二）采区正常涌水量计算：本采区是由吴寨矿矿井范围划转来的，采区正常涌水量和最大涌水量采用吴寨矿矿井地质报告计算数据，计算公式如下：1.己组煤顶板涌水量：q=kl式中：k：渗透系数。 l：采区走向巷道长度。h：己组煤采区上限-200400水头高度200m.m:含水层厚度，采用大占，香碳砂岩总厚度21.76米。s：最大水位降深为200米。r=10s =10 200 =2000 0.24=480

21、mq=41.15 m3/h2.庚组煤采用相关因素比拟法计算:计算公式：q0=q1q0：二水平己庚三采区庚组煤预计正常涌水量。q1：二水平庚二采区实际涌水量，采用218m3/h.s1：二水平庚二采区上限-130至下限-300，高度170米。s0：二水平己庚三采区庚组煤上限-100至下限-470米，高度370米。f1：二水平庚二采区面积，采用2624750m2f0：二水平己庚三采区庚组煤面积，采用2527630m2代入公式：q0=218=456.91m3/h3.采用值： 根据以上计算结果，己组煤正常涌水量41.15m3/h，庚组煤正常涌水量为456.91m3/h，两者相加采区正常涌水量498.06

22、m3/h，采区最大涌水量按正常值的2.0倍计算为996.12m3/h。2005年7月25日二矿东翼探巷东900米处发生突水，经分析计算前三小时突水量达到3200m3/h，以后水量逐渐变小，两天后减少到1001100 m3/h，4天后减少到1000 m3/h左右，到8月初水量稳定在600700 m3/h，11月20日下降到500550 m3/h。考虑到寒武灰岩承压的不确定性，含水层在二矿井田内具有明显的袭夺性的特征，为此己庚三采区正常涌水量498 m3/h，最大涌水量按照996m3/h作为采区排水系统和设备选型的依邻区实际地质及水文地质情况本采面浅部已经开发，现留有原己一采区三条下山，一条240

23、大巷。通往一矿，现做泄水巷使用.浅部己一风井一座与三条及二矿管子井相通。南部二矿逆断层以南已经采完，东部与吴寨矿相连。吴寨矿现已开采到27勘探线附近，车采区中上部有地方煤矿一座，开采戊组，己组煤层，开采情况不祥。浅部采区范围以东有地方煤矿一座，开采己组煤，开采情况不祥。该采区己组煤由于煤层薄，地面建筑物多。80年代和90年代一矿二矿均有开采，几经反复，最终没有大面积开采。目前几条下山还存在，但已有严重损坏，己一风井井筒水及原采空区水经几条下山汇入-240大巷，从一矿排出，浅部，二矿逆断层以南采空区水由二矿-130水仓排出。储量计算储量计算统计表，附表1本次储量计算的煤层有己15，己16，己17

24、，庚20共4层煤。（一） 计算范围：南到二矿原一水平采空区边界。西部到一矿工业广场煤柱和一矿下山煤柱，东部到天力公司吴寨矿西边界，北部到450m标高。己庚三采区南部由于地方矿林庵煤矿侵入己组煤层，己组煤层部分块段遭到破坏，在本次计算储量时，遭到破坏的块断没有计算储量（二） 最底可采厚度及最高可采灰分：己15煤层、己16煤层、己17煤层和庚20煤层均为缓倾斜煤层，己15煤层，己16煤层，己17煤层为炼焦用煤，最底可采厚度为0.7米，庚20煤层因硫分含量较高不能作为炼焦用煤，最低可采厚度为0.8米，各煤层最高可采灰分不能大于40。（三） 储量级别的划分：划分各级储量的基本线距a、b、c级分别为50

25、0米，1000米，2000米。（四） 容重： 各煤层的容重采用吴寨矿矿井地质报告的容重，己15煤层：1.39t/m3,己16煤层，己17煤层，庚20煤层均为1.35t/m3。(五)储量计算方法：储量计算采用块段法进行计算，因煤层倾角均小于15，计算公式为：储量=平面积块段煤厚煤层容重。（六）储量计算结果：己庚三采区南部由于地方矿林庵煤矿侵入己组煤层，己组煤层部分块段遭到破坏，在本次计算储量时，遭到破坏的块断没有计算储量。现有正常块段工业储量为858.8万吨，全部为a+b级储量，高级储量占100，井田边界煤柱有78.1万吨。地质勘探程度及存在问题 （一）、采区地质说明书编制情况 己庚三采区地质说

26、明书由二矿地测科于2005年编制并上报，平煤办以200637号“关于己、庚三采区地质说明书批复”，该报告作为矿井设计和生产的依据。 （二）、对勘探类型和勘探网度的评价 根据地质报告，本井田地质构造复杂程度属类，采区共有钻孔14个，布孔密度、勘探基本网符合探明各级储量所用的勘探线距。 （三）、地质构造对开采影响的分析断层以走向逆断层及斜交正断层为主，逆断层走向变化较大，不易控制，正断层以北西向及南东向两组断层为主。由深部周边未开发，钻孔未控制有断层存在。（四）、煤层对比的可靠性和稳定性分析及对开采的影响 己15 属较稳定的煤层，己16-17煤层结构较为复杂。采区中部和采区东边深部各有一块不可采区

27、，对开采会有一定的影响。（五）、地质储量的复核、验算；高级储量的范围、储量是否满足设计的要求 截止到2005年末，己庚三采区工业储量858.8万t，其中己组煤739.2万t；庚20煤119.6万t。设计可采储量618.3万t。储量计算参数合理，块段划分及储量级别确定基本合理，计算方法正确，结果可靠，能够满足设计的要求。 （六）、水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度及其归开采的影响。水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度较高，为开采提供了可靠的依据。（七）、存在问题及应补充勘探工作的建议 1、瓦斯：该区钻孔较少，且没有瓦斯资料，其瓦斯含量数据仅参考相临矿井及采区瓦斯数据，有待在开发

28、过程中测定瓦斯压力、透气性系数等有关参数，根据测定结果采取相应措施，保证安全生产。 2、水文地质：由于底板隔水层仅20 m左右，目前地下水位标高在-240 m左右，到深部边界还存在着3.1mpa左右的水压，2005年7月25日东翼探巷突水时在突水点处水压在1.5mpa，所以该区必然还会突水，建议开发时间时考虑地下水疏水降压问题，防止发生灾害性突水造成重大损失。 3、建议采用多种物探手段进一步查明采区内的构造发育情况，以便提前做好过断层的防治水工作。 4、在生产中建立该区域二灰水文地质观测孔或测压孔。 安全煤柱及各种煤柱的留设 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，

29、按地面建筑物及主要井巷保护暂行规程留设。地面重要建筑物主要有油库，下牛村及一矿铁路。（1）工业广场煤柱己庚三采区只考虑己一风井工广煤柱的留设，根据地面设施的保护级别，确定其维护带宽度20 m，然后按岩层移动角，通过作图的方法确定其煤柱尺寸及位置。本采区岩层移动角的采用值如下：=45=70=62、是建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中规定分别为上山、下山和走向方向的岩层移动脚。根据上述参数，确定己一风井工广煤柱为：0.565mt（2）边界煤柱 采区边界煤柱按20 m计算为：0.0314 mt（3）下山煤柱己庚三采区下山煤柱与一矿戊七采区下山保护煤柱共用，其皮带、轨道（回风）下山东

30、侧保护煤柱线即为划定的己庚三采区西边界。（4）村庄煤柱 采区内村庄有下牛村等，位于庚三上山采区，目前暂不考虑开采。第二章、采区地质概况 第一节、采区位置 该采区位于矿井东翼，采区北部与一矿为临.标高到-90，南部接二矿原一水平采空区边界，西部到一矿工业广场煤柱和一矿下山煤柱，东部与天力公司吴寨矿为临。采区可采煤层走向长为2000m，平均倾斜长度约1000m，煤层平均倾角11，平均厚度3.0m，容重为1.39t/m,设计采高3.0m，可采储量792万吨。该区地面相应位置为平顶山山脊及南坡.北坡。平顶山山脊为分水岭，地面重要建筑物有；油库，下牛村，地面海拔标高200500米。发育有季节性冲沟，无常

31、年流水。第二节、 地质构造本采区为单斜构造，己组煤层走向120，倾角815，平均倾角11，属缓倾角煤层。断层以西北东南及北东南西向斜交正断层为主。第三节、煤层及顶底板性质采区内煤层有己15煤层、己16和己17煤层，其中己15煤层厚度平均约3m，煤层内有少量夹矸，基本无影响；己16和己17煤层厚度为0.6m并含有夹矸，为不可采煤层。故设计只采己15层煤。己15煤层：主要为半亮型煤，煤呈黑色，玻璃光泽，性脆易碎呈碎粒状及粉末状；其他化验指标： a：35.3629.52%。 v：32.4234.23% q：27.7223.92mj/kg s: 0.480.77% 粘结性45，煤种牌号1/3焦煤。顶板

32、：无伪顶，直接顶板为深灰色厚层状石灰岩，致密坚硬，普氏硬度系数1015，岩石不宜破碎，完整性好，能够维持较大的面积和较长的时间不垮落，厚度57米，东部稍厚，西部稍薄，下层面起伏不平。老顶为石灰岩与沙泥岩及薄煤互层。底板：直接底板为砂质泥岩及细砂岩，厚1.74米，其下为深灰色石灰岩，厚812米。第四节、 采区的瓦斯、煤尘、自燃情况 二矿己三采区在-50-300之间，瓦斯相对涌出量为3.45 m3/t，瓦斯绝对涌出量为7.99 m3 /min，区内变化趋势为浅部向深部有增大的趋势，煤层厚度越大、瓦斯越大。二矿现在是按低瓦斯采区管理的。根据豫煤安200566号河南省煤炭工业局关于2004年度国有重点

33、煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复，一矿、二矿、吴寨矿为低瓦斯矿井。 根据豫煤安200566号河南省煤炭工业局关于2004年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复，二矿煤尘爆炸指数为32.3238.26%、开采煤层定为有煤尘爆炸性危险，故生产中应采取有效的预防措施，以保证安全生产。二矿煤层自燃发火期4-6个月，自燃发火等级为不易自燃。第五节、其他因素本采区经调查尚未发现岩溶陷落柱，岩浆侵入体，古河床冲刷等现象。根据该地区地温梯度2.8/100m推测。依据二矿矿井地质报告本采区地温3242.6，属地温异常区。己组煤层顶板砂岩裂隙承压含水层，以中、粗粒砂岩为主，钙质胶结。裂隙发育，补给条件差，以静储量为主，

34、己组煤层底板灰岩岩溶裂隙承压含水层（l 2），以灰岩为主，岩溶裂隙发育，补给水源主要来自基岩风化带和南部灰岩裸露区接受大气降水补给，浅部含水丰富。第三章、采区储量与生产能力第一节、采区储量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1.39t/m,设计采高3.0m，可采储量792万吨。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。见表3-1：如下 采区煤层巷道护巷煤柱尺寸巷道类别薄及中厚煤层巷道一

35、侧/m厚煤层巷道一侧/m备注水平大巷20302550煤层倾角较大时，煤柱尺寸可小些主要回风巷20左右2030采区上（下）山20左右3040区段平巷8201520采区边界310目前不留煤柱较大断层1015到3050根据断层具体情况而定表3-1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 1.39 =834万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）=834（1-5） =792万t第二节、采区生产

36、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97

37、85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= 150115231.3995 =68.45万ta=na0bk1=168.451.11 =75万t第三节、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

38、，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=cqa （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=80792/75 =8年设计符合规定。第四章、采区方案设计第一节、采煤方法的选择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。据规范规定：综采面长度一般不小于15

39、0m。故取150m的工作面长度。第二节、采区巷道布置（一）采区设计方案选择采区，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，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，瓦斯涌出量较小，故无需布置专门的回风上山。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15m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，每一个区段设置两个溜煤眼分别与两条上山连接，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

40、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15m。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，综采工作面因运输平巷设置转载机、带式输送机、泵站以及变电站等电气设备，维护大断面平巷有困难时，可掘两条断面较小的平行巷道，1条设置带式输送机，1条设置电气设备，形成双巷布置。实际上下侧双巷布置是把邻近工作面的回风平巷提前掘出，为本工作面服务，或放置设备，或排水运料，或兼而有之

41、。它与单巷布置相比并没有多掘巷道，只是延长了回风平巷的维护时间。故采用双巷布置，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。第二方案中输送机上山布置在煤层中，故不需设置溜煤眼，而轨道上山在岩层中，需设置溜煤眼、石门等。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

42、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

43、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）10002 395 790000上山到煤层，15m395592571100100022765520000溜煤眼（=2m）体积，m单价，元/m每区段费用，元总费用（6）4612552331203、 维护巷道长度，m单价，元/ma维护时间，a费用，元10002+1523.629661371000241.29741600费用总计，元93

44、05491293600通过经济技术比较可以看出，第二方案工程量小，施工容易，投产期短，但第二方案中因煤质松散性脆易碎对支护起来不易，况且服务年限长，第一方案经济上相对较省，维护工程量少，维护费用低，从经济安全角度考虑故选择第一方案。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。采煤工作面前进时开采时，虽然能使采区早投产，但存在以下明显的缺点：在采煤工作面生产的同时，必须超前一定距离掘进区断运输平巷和回风平巷，采掘之间相互影响干扰严重；区段平巷维护困难，而且向采空区漏风，可能造成工作面风量不足；当采空区发生火灾时，必将危及工作面。因此采用后退式开采顺序。综合机械化采煤工作面双巷布

45、置，可减小巷道断面，减少支护困难。作为下区段回风巷。双巷布置可将带式输送机和电器设备布置在两条巷道内。输送机随采随废，电器设备平巷加以维护，作为下区段回风巷。，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

46、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。见图4-1采区中部车场薄及中厚煤层采区，轨道上山布置在岩层中，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，上山提前下扎，并在大巷底板处逐步变平，周围围岩条件好，宜采用大巷装车底板绕道式下部车场。见下图4-2：第三节、采区硐室选择采区煤仓：煤仓的形式有垂直式，倾斜式，混合式，水平式。 煤仓的高度以20m为宜，位置在轨道下山，和运输下山底部。采用圆形断面形式，主要优点是受力性能好，断面利用率高，施工方便，便于维护

47、，不易堵仓。根据采区的地质情况及采区的生产能力，采区煤仓应选择垂直式圆形断面煤仓，该形式煤仓仓体受力性能好，不容易发生堵塞现象，便于维护，施工速度快。采区煤仓的容量大小取决于采区生产能力，采区下部车场装车站和运输大巷的通过能力。按煤炭设计规范规定，采区煤仓容量一般为采区上山输送机半小时左右的运量，但实际使用中，采区煤仓容量一般选用50t300t。煤仓容量与采区生产能力的关系参考表44.表44 煤仓容量与采区生产能力采区生产能力，万t/a30以下3045456060以上采区煤仓容量，t30100100150150250250300按装车站的装车间隔时间来计算采区煤仓容量：q=agt0kb （41

48、） 式中 ag采区高峰生产能力，t/h，一般为平均产量的1.52.0倍； t0装车间隔时间，一般可按1530分钟计算； kb运输不均衡系数，机采取1.151.20，炮采取1.5。 q=agt0kb =17820.51.2 =214t按循环产量计算煤仓容量：q=llh （42）式中 l工作面长度，m； l循环进度，m； h采高，m； 煤的容重，t/m。 q=llh =1500.631.39 =375.3t综合考虑，煤仓容量选择300t。煤仓的结构及支护：煤仓上口：由于煤仓断面较大，为了保证煤仓上口安全，选用混凝土收口。为了防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓1、 绞车房 采区绞车房的位置应选择在坚

49、硬、稳定的岩层或煤层中，应避开较大的地质构造、较大的含水层以及有煤和瓦斯突出的煤层，同时应考虑不受正常开采岩层移动的影响，绞车房与相邻巷道间应留有不小于10m的岩（煤）柱。并且滚筒直径为2m及以上的绞车房，电气设备应与操作室割开。 绞车房应有两个出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.02.5m.二是通风巷道，宽度一般为1.21.5m. 绞车房的宽度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，一般为34.5m,高度h可用以下式计算： h=h1+h2+h3+h4+h5式中 h1部件起吊高度，m h2部件高度，m h3起吊葫芦长度，m h4工字梁高度，m h5工字梁至顶高度，m。

50、一般取200500m。 该采区采用jtb1.61.2绞车型号，净宽8000m，离左侧人行巷700m，右侧人型巷1020m。自地面起墙高1150m，拱高4000m，净高5150m，前面人行道宽1200，后面人行道宽1000，净长7800。绞车房断面一般设计成半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土拱料石墙砌拱。有条件采用锚喷支护。2、 变电所 采区变电所应在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水地点及用电负荷中心。 井下机电硐室必须设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m、入口宽度不小于1.5m,而无瓦斯涌出时，可采用扩散通风。当硐室长度超过6m，必须在硐室的两端个设一个出口，当变电所设在两条上山之间时，其中

51、一个出口应与轨道上山相连。 采区变电所的形式有一字形，l型和ii型等。 采区变电所的尺寸是根据变电所内设备布置，设备外形尺寸，设备维修和行人安全间隙来确定的，宽度一般为3.6m，长度一般为824m。 硐室内的设备排列，一般将高压和低压设备分别布置在硐室两侧，其间过道宽度大于0.8m 硐室高度是根据人，设备及吊挂电灯的高度要求确定。一般为2.53.5m 通道高度一般为2.32.5m采区变电所硐室一般为半圆拱形，用混凝土砌筑。有时采用梯形断面，用钢筋混凝土支护。4、中央水泵房水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：（1）管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小。（2）一旦井下发生水患，人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。（3）要求具有良好的通风条件根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处