兴县华润联盛关家崖煤业采区设计

②“围岩平衡法”判别在采场上覆岩层中有坚硬岩层时，上煤层应位于距下煤层最近的平衡岩层之上；当采场上覆岩层中均为软岩层时，上煤层应位于断裂带内。依据综合柱状图及ZK22924钻孔柱状图可知，距离13号煤层顶板8.3m处，存在“灰白色中砂岩主要成分为石英等～厚度为6.35m”。上行开采必要的层间距H＞M/(K-1)+hM—下煤层采厚，12.47m；K—岩石碎胀系数，K=1.15；h—平衡岩层本身厚度，取h=6.35m。计算H＞89.48m＞62.02m-63.32m依据上述分析，井田范围内蹬空区中的8-2号煤层已破坏不能进行正常回采。（3）大巷在8－2号井底煤仓上口沿煤层倾向布置胶带上山，平行胶带上山布置轨道、回风上山，胶带上山沿煤层底板布置，轨道、回风上山沿煤层顶板布置，巷道间距30m胶带上山通过8－2号井底煤仓和主斜井相连；轨道上山通过＋934m甩车场和副斜井相接；回风上山通过回风暗斜井和13号煤层回风大巷贯穿。至此形成8－2号煤层的运输、通风、排水系统。（4）水平划分各井筒均落底于主水平（13号煤层），主水平标高+857m；协助水平设在8－2号煤层，协助水平标高+934m。（5）运输井下大巷主运输均采纳胶带输送机运输方式。开采8－2号煤层时，协助运输采纳调度绞车牵引1t矿车运输；后期开采13号煤层时，举荐采纳无极绳绞车牵引1t矿车运输。（6）通风矿井采纳分列式通风系统，主、副斜井进风，回风斜井回风。矿井通风方式采纳机械抽出式。（7）采区划分井田共划分为三个采区，其中8－2号煤层布置一个采区（上一采区）；13号煤层布置二个采区（下一、下二采区）。方案二：井筒布置同方案一。8-2号煤层大巷：平行井田边界11、12拐点连线布置回风大巷，平行回风大巷布置轨道、胶带大巷，巷道间距30m。在井田拐点12旁边，正东西方向布置回风、轨道、胶带上山分别和回风、轨道、胶带大巷贯穿。回风大巷和“延长现有的8-2号回风巷”贯穿，胶带大巷通过8-2号井底煤仓和主斜井相连，轨道大巷通过副斜井甩车场相接，以此形成开采8-2号煤层的运输、通风、排水任务。13号煤层大巷布置方式同8-2号煤层。方案比较：方案一和方案二的开拓方式基本相同，均为斜井开拓；其主要差别在于井下大巷布置方面。表1-3-4开拓方案比较表方案指标方案一方案二主要优点①井田总开拓工程量少；投产工程量少；②工作面推动长度较大，可减小工作面搬家次数，效率相对较高；③下一、下二采区（南翼）为俯斜开采，有利于抑制煤层自燃；①三角煤留设较方案一少；②巷道爱护煤柱留设较小，资源回收率较高；主要缺点①三角煤留设较多；②巷道煤柱损失较大；资源回收率相对较低；①顺槽推动长度小，增加了工作面搬家次数，效率低；②井田总开拓巷道及初期巷道工程量大，工期长；③工作面为仰斜开采，增加采空区遗煤自燃可能性；综上所述，权衡利弊，设计举荐方案一。3.3、采区划分及开采依次依据举荐的井田开拓方案，全井田沿13号煤层设主水平，水平标高+857m，协助水平设在8－2号煤层，协助水平标高+934采区接替依次为：上一采区（号煤层）→下一采区（13号煤层）→下二采区（13号煤层）矿井水平采区接续详见表1-3-5。表1-3-5矿井采区接续表3.4、井田内受开采影响的村庄矿井在兼并重组后，井田范围内仅有1个刘家梁村，矿方为提高煤炭资源回收率，主动相应国家“新农村建设政策”，已和井田内的刘家梁村签定了搬迁安置协议。四、井筒4.1、井筒用途、装备及布置依据举荐的井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主、副、回风斜井三个井筒，其中主副井井筒为新建井筒，位于选定的东坡沟工业场地，回风斜井为改造利用原刘家梁煤矿回风斜井，井筒位于原刘家梁工业场地内。各井筒用途分述如下：主斜井（新建）：担负矿井煤炭提升及人员升降任务，兼做协助进风井。井筒倾角17°，净宽5.5m，斜长816m，装备带宽1.0m的带式输送机及架空乘人器。副斜井（新建）：担负矿井矸石提升、材料设备下放等协助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼做平安出口。井筒倾角21°，净宽5.0m，斜长697m，铺设600mm轨距、30kg/m单回风斜井（改造利用原刘家梁煤矿回风斜井）：半圆拱形，净宽5.0m，净高4.0m，倾角24°，斜长438.4m，担负矿井回风任务，设行人台阶及扶手，兼矿井一平安出口。兼并重组后对封闭报废井筒必需按“六条标准”实施关闭。4.2、井壁结构本区抗震设防烈度为6度，基本地震加速度值为0.05g。设计举荐斜井井筒表土段井壁采纳素混凝土砌碹支护，基岩段采纳锚（网）喷支护。表1-3-4井筒特征表序号井筒特征井筒名称主斜井副斜井回风斜井1井口座标(54坐标)纬距(X)426221742623004264374.14经距(Y)195129051951286819512848.612井口座标(80坐标)纬距(X)4262169.114262252.084264326.25经距(Y)19512834.4819512797.4219512777.952井口标高(m)+1107.0+1107.0+1174.03方位角(度)180°00′00″180°00′00″158°10'4井筒倾角(度)17°00′00″21°00′00″24°00′00″5落底水平标高(m)+818.5+857.0+1018.06井筒斜长或垂深(m)816697434.87井筒净径或净宽(m)5.55.05.08井筒支护支护形式表土段混凝土砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹基岩锚网喷锚网喷锚网喷支护厚度(mm)表土段500500500基岩1201201209断面积(m2)断面形态拱形拱形拱形净20.0517.2517.25掘进基岩22.0319.3518.57表土26.8823.9423.0410井筒装备装备带宽1.0m的带式输送机和架空乘人器。铺设600mm30kg/m单轨，装备JK-3.5/30E提升机11备注新建新建改造原刘家梁回风斜井五、井底车场及硐室5.1、井底车场形式的确定依据井田开拓部署，设计在副斜井井底（13号煤层）设置+857m水平井底车场，车场采纳平车场型式，设置凹凸道，井底车场线路坡度和长度以能满意副斜井提升要求设计，高道线路坡度取11‰，低道线路坡度取7‰；高、低道线路按副斜井提升1.5钩串车长度考虑取20m；进、出车线线路为直线，线路坡度为3‰下坡，长度按不小于6辆矿车考虑，结合车场和轨道大巷的连接线路布置，取15m左右。车场轨道线路能够满意矿井协助在8-2号煤层设置甩车场，车场水平+934m。车场均不设高、低道。5.2、井底车场硐室依据生产须要，在主斜井分别设置8-2号井底煤仓、13号井底煤仓，井底煤仓通过+857m水平清理；在副斜井+857m水平井底车场内设主变电所、主排水泵、管子道、井底水仓等硐室；在+934m水平设置8-2号甩车场；在距副斜井+857m水平井底车场约140m处的轨道大巷设置消防材料库，采纳巷道加宽式；距+857m水平井底车场1、井底煤仓形式、容量及主井井底清理撒煤方式8-2号、13号井底煤仓型式均选用净径φ=5.0m的园形直立式煤仓，煤仓高度分别为25m、40m，有效容量分别为600t、800t，均采纳452、井底水仓布置及容量、水仓清理方式依据采区巷道布置及主排水泵房位置，设计将井底水仓布置距副井井底车场约90m处，主、副水仓平行布置，水仓净断面6.81m2，长度约200m，有效容积井底水仓内铺设轨型15kg/m、轨距600mm的单轨，水仓采纳人工清理方式。3、井底车场主要巷道和硐室支护方式副斜井井底+857m水平井底车场巷道位于13号煤层中，该车场内的摘挂钩及信号硐室布置在煤层中；除管子道、避难硐室采纳锚网喷支护；其余硐室主变电所、主水泵房、消防材料库等均采纳混凝土砌碹

其次章采区地质特征第一节矿井地质1、地层井田内地表大部为新生界上第三系上新统（N2）、第四系上更新统（Q3）所覆盖，只在沟谷出露有山西组（P1s）及太原组（C3t）地层，依据矿井钻孔及生产中揭露状况，并结合区域资料，井田内地层由老到新详述如下：①奥陶系中统上马家沟组（O2s）岩性主要为灰白色白云质灰岩和灰岩，局部夹有黄铁矿团块，岩质坚硬。井田内未出露。②石炭系中统本溪组（C2b）岩性主要为泥岩、砂质泥岩和灰岩。底部有较厚的铝铁质岩，局部夹1-2层煤线。含动植化石。厚度33.04m。和下伏的奥陶系灰岩呈平行不整合接触关系。③石炭系上统太原组(C3t)岩性主要为砂岩、砂质泥岩、泥岩，其次为炭质泥岩、粘土岩、石灰岩及煤，为本井田主要含煤地层之一。在顶部泥岩中含动物化石：Lingulasp（舌形贝）及植物化石、Neuropteris（脉羊齿）。本组地层厚度109.07-120.37m，平均118.51m，其底部的灰白色细砂岩称为晋祠砂岩（S1）和下伏的本溪组呈整合接触关系。太原组分三段，叙述如下：一段（C3t1）：由S1砂岩底至13号煤层顶部砂质泥岩，平均厚67.35m，以灰黒色、黑色泥岩、砂质泥岩为主，夹灰白色、灰色粘土岩及薄层细砂岩、石灰岩，上部发育稳定可采的13号煤层及不稳定不行采的14号煤层。泥岩及砂质泥岩中含植物叶化石及黄铁矿结核。二段（C3t2）：由13号煤层顶部的砂质泥岩顶至S3砂岩底，地层厚度26.35-37.65m，平均32.00m，岩性主要为灰白色粗-细砂岩，灰黒色、黒色泥岩、砂质泥岩以及灰色、灰黒色石灰岩、泥灰岩，发育有10、11、12号煤层，均为不行采煤层。三段（C3t3）：S3灰岩底至S4砂岩底，地层厚度15.37-22.95m，平均19.16m，岩性主要为灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰色粘土岩，含植物根叶化石，底部为不稳定的灰白色细砂岩。④二叠系下统山西组(P1s)岩性为深灰色、灰黑色、黑色泥岩、砂质泥岩，灰白色砂岩及煤组成，为本区主要含煤地层之一。本组地层厚度50.0-64.0m，平均56.78m，底部以一层灰白色中-细砂岩S4和下伏太原组整合接触。本组地层含煤6层，为4、6、7、81、82、83号煤层。其中82号煤层为可采煤层，其余为不行⑤二叠系下统下石盒子组（P1x）顶部为紫红色、暗红色泥岩、灰绿色、黄绿色中、细砂岩，中部为灰绿色巨厚层中粗粒砂岩，局部夹有灰绿色泥岩、粘土岩、砂质泥岩，斜层理发育。下部为灰黑色泥岩、砂质泥岩、粘土岩，夹灰色、灰白色中细砂岩，局部发育1-2层薄煤线。本组地层厚度126.99-140.27m，平均131.77m，井田内最大残留厚度118.93m。底部以灰白色中粗粒砂岩S5和下伏山西组整合接触。⑥上第三系上新统（N2）主要为棕红色亚粘土、亚砂土，底部常有冲、洪积石灰岩砾石层。厚度0-92m，和下伏地层呈角度不整合接触关系。⑦第四系上更新统（Q3）为浅黄色砂土、亚砂土，广泛分布于山顶或山坡上。厚度为0-97m，和下伏地层呈角度不整合接触关系。（二）构造本井田在大地构造位置上处于华北地台山西台背斜西缘、鄂尔多斯盆地东缘、河东煤田北部。井田内总体呈一单斜构造，地层走向总体呈北北西，倾向南西西，地层较平缓，倾角为7°-11°，一般为9°左右。井田内未发觉断层，仅在井下采掘中发觉4个环状陷落柱。（三）岩浆岩本区内未发觉岩浆岩活动迹象，综上所述，井田地质构造为简洁。其次节矿井水文地质1、地表迳流井田为黄土丘陵区，大部被第四系上更新统及上第三系上新统红土覆盖，只在沟谷中出露少部分下石盒子组、山西组及太原组地层。井田内无常年性河流地表水体，沟谷中只是在雨季时形成短暂的水流，雨后不久便干枯无水。2、井田含水层（1）奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层组井田内无出露，据关家崖煤矿K5供水井资料：孔深280.21m，静水位标高863.86m（1990年），单井出水量530.75m3/d，含水层为奥陶系中统上马家沟组，推想本井田奥灰水位标高863m-864m，水质较差。奥陶系岩溶水水质类型一般为HCO（2）石炭系太原组砂岩裂隙含水层组本组地层在井田东部边界见有零星出露，含水层主要为中、粗砂岩夹薄层灰岩，灰岩岩溶裂隙发育差，矿井充水主要来源于煤层上部砂岩，据钻孔揭露含水层平均厚度12.62m，最大厚度21.74m，最小厚度3.19m。该含水层接受补给差，富水性弱，依据ZK923孔抽水试验结果；单位涌水量0.004L/s.m，渗透系数0.0124m/d，水位标高据ZK21921孔观测结果为999.46m，水质类型为HCO3·SO4-Ca，Mg型，矿化度0.77g/L。（3）二叠系下统下石盒子组和山西组砂岩裂隙含水层该组地层在井田东部沟谷中见有少量出露，含水层主要为中、粗粒砂岩，钻孔揭露平均厚度33.25m，山西组平均厚度9.39m，下石盒子组平均厚度23.86m，含水层裂隙发育较差，富水性较弱，据ZK924水文孔抽水试验结果：单位涌水量（平均）0.024L/s·m，渗透系数（平均）0.0241m/d。水位标高据ZK21921孔观测结果为1001.37m，水质类型为SO4-Na，HCO3-Na·Ca·Mg型及HCO3·SO4-Na·Ca·Mg型，矿化度为0.57g/L-1.29g/L（4）第四系、上第三系孔隙含水层组上第三系上新统出露于沟谷两侧和沟顶的基岩顶面上，厚度不稳定，富水性弱，单井出水量一般＜5m3/d，水质类型为HCO3-第四系上更新统分布于井田，主要接受大气降水的补给，储水条件差，富水性极弱。3、井田隔水层井田隔水层主要为石炭统本溪组泥质岩隔水层组，岩性由粘土岩和泥层铝土岩组成，依据ZK22924号钻孔揭露，本溪组地层厚度33.04m，其中泥岩及粘土岩厚24.79m，占地层厚度的75%，为井田及区域含煤地层和奥灰水之间的主要隔水层。另外，相间于各灰岩、砂岩之间厚度不等的泥岩、砂质泥岩可起到层间隔水作用。4、井田地下水的补、迳、排条件奥陶系岩溶水的补给，主要是基岩袒露区大气降水和地表水的入渗补给，井田奥灰水属区域岩溶水径流区，岩溶水向北北西方向运移，最终排向保德县天桥黄河峡谷中，据该矿K5供水井资料，井田内岩溶水水位标高约为864m（1990年资料）。石炭系和二叠系砂岩裂隙水，在袒露区接受大气降水和地表水的补给，顺岩层倾向方向运移。上部含水层在沟谷中以侵蚀下降泉的开式排泄，泉流量一般不大；下部含水层顺层向西排出井田外，现采煤矿的矿坑排水和民井开采是其主要排泄方式。5、矿井充水因素分析（1）地表水体对矿井开采的影响井田内无常年性河流地表水体，沟谷中只是在雨季时形成短暂的水流，雨后不久便干枯无水。矿井兼并重组后，设计在东坡大沟场地合适位置新凿主、副斜井，依据现场踏勘及举荐的工业场地布置方案，设计新主、副斜井的标高均为+1107m。矿方在实际施工斜井过程中必需做到：（1）仔细检查帮顶淋水状况，发觉问题马上向矿调度汇报。（2）掘进施工中，合理布置沉水池，将工作面积水导入沉水池，并配备潜水泵进行排水。（3）掘进过程中务必坚持“预料预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则。（4）施工过程中发觉下列现象，必需马上停止工作，撤出人员，汇报上级部门听候吩咐。①发觉围岩变松，外移量大，底鼓，顶板压力聚增。②钻孔中有压力水和水叫声，淋头水增大。③顶板挂红、挂汗、空气变冷，巷道出现雾气。仔细做好排水工作，确认积水排净后，方可掘进。在地面设置临时排水沟和截水沟，防止雨水灌入井筒。(2)构造对井田水文地质条件影响井田内总体呈一单斜构造，未发觉断层，仅在井下采掘中发觉4个环状陷落柱，经巷道揭露，陷落柱不导水。井田地形切割较深，地表水易于排泄，不利于地下水补给，因此，构造一般不会对井田水文地质条件造成影响。（3）采空区对矿井的充水影响①相邻矿井采空区积水：井田南部和西坡煤矿、山西兴县华润联盛车家庄煤业有限公司为邻，其他方向无矿。据调查：西坡煤矿现已关闭，井田内13号煤层可采，4、8-2号为不行采煤层。13号煤层大部采空，该矿曾越界进入本井田，其采空破坏区已和本井田采空区连通，因其位置高，矿井水流到了本井田排出井外。东坡煤矿和程家沟煤矿已整合到山西兴县华润联盛车家庄煤业有限公司，井田内13号煤层可采，4、8-2号为不行采煤层。井田采空区多处有积水，其积水区距本井田约500m以外，位置清晰，并有矿界煤柱相隔，其采空积水对本井田无影响。②本井田采空区积水：井田内8-2号煤层刘家梁煤矿仅送了巷道，无采空区，本次调查无积水。13号煤层中部采空区存在5处积水，估计5处积水量分别为9949m3、35990m3、13050m3、19765m3、4962m3。（3）最大导水裂隙带依据煤矿防治水规定举荐的阅历公式计算导水裂隙带，8-2、13号煤层上覆岩层由砂质泥岩、砂岩和泥岩等组成，为中硬岩性，运用公式：，计算最大导水裂隙带高度，8-2号煤层厚度为2.06m-3.00m，得出开采8-2号煤层时形成的最大导水裂隙带为39m-45m，仅可勾通上部含水层，产生水力联系，不会对地表产生影响。13号煤层最大厚度为11.20m-14.01m，得出开采13号煤层时形成的最大导水裂隙带为因此，矿井在开采13号煤层时，务必坚持“预料预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则；且应刚好对开采范围地表进行实地踏勘，发觉裂缝时，应刚好进行回填灌浆，防止水害事故发生。（4）含水层水对矿井的充水影响①含煤地层含水层8-2号煤层的充水主要来自巷道顶部山西组的干脆充水含水层，富水性弱，矿坑涌水量不大。13号煤层其干脆充水含水层是太原组砂岩裂隙含水层，据斜沟煤矿ZK923号水文孔抽水试验，单位涌水量为0.004L/s·m，富水性弱。矿坑充水的主要因素为其顶板以上砂岩裂隙含水层及第四系潜水层水沿顶板裂隙及塌陷裂隙向巷道的渗透。综上所述，煤层上覆含水层对矿井开采影响较小。②奥陶系含水层奥陶系岩溶水在井田的水位标高约为864m，13号煤层最低底板标高为820m，仅ZK22924钻孔旁边底板低于奥灰水位标高，井田西部边界旁边很小范围为带压开采。依据奥灰水突水系数计算公式：公式：Ts=P/M其中：Ts—突水系数（MPa/m）P—底板承受的静水压力（MPa）M—隔水层厚度（m）。13号的最大突水系数：Ts=（864-820+76.5）×0.0098/76.5=0.015MPa/m经过计算可知，13号煤层最大突水系数为0.015MPa/m，小于受构造破坏块段突水系数的临界值0.06MPa/m，开采13号煤层西部带压区时，受奥灰水影响较小。（5）井田水文地质类型8-2、13号煤层为顶板进水为主的砂岩裂隙充水矿床，其富水性弱；井田构造简洁；奥灰水对煤层开采影响较小；井田采空区局部存在积水。综上所述，井田水文地质条件为中等类型。6、矿井水害及防治措施兼并重组后，矿井投产于8-2号煤层，其水主要来自巷道顶部山西组的干脆充水含水层，涌水量不大；在后期开采13号煤层时，应亲密留意8-2号煤层采空区积水及13号煤层采空区积水，防止突水事故发生。在井下采煤时，驾驭突水征兆，其征兆有以下几点：1、煤层发潮发暗，正常状况下煤层是干燥光亮的，当有水渗入时，使之潮湿变暗，说明旁边有积水。2、煤壁出汗，煤层是隔水的，当煤层旁边或其上方有积水，使得煤壁温度低于巷道空气温度，在冷热交换作用下而出汗。3、工作面温度低，迎头必有积水区，当煤层渗透进水后，汲取热量而使工作面温度降低。4、煤壁挂红、毒气增生，留意积水老窑，积水年久煤质变松，裂隙面生锈，由于积水年许久，水渗入裂隙中挤出气体，这些气体如硫化氢、沼气等在未采掘前被迫压缩于裂隙中，巷道开拓后，获得释放，溢出巷道。上述突水征兆一经呈现，应马上报告有关部门刚好组织查明状况，以便及早实行有效措施，妥当处理。矿井水防治方法：①井口要建在历年最高洪水位线以上，并在井口四周建好防洪堤坝及水流通道。②加强对采空区积水的探放工作。③结合矿井地质工作，加强对矿井水文状况的观测分析，以防构造引起地下水的沟通而引起突水全生产。7、矿井涌水量预料（1）据“地质报告”及采纳富水比拟法预料，矿井开采8-2号正常涌水量平均为400m3/d，最大涌水量为533m3/d，富水系数为0.1099-0.1465m3/t。开采13号煤层矿井正常涌水量平均为（2）考虑井筒淋水、消防洒水及提高矿井抗灾变实力，设计预料矿井兼并重组投产后矿井正常涌水量80m3/h，最大涌水量120m36、钻孔封闭状况本次施工钻孔均已封闭。用C425号水泥和砂子、水按1：1：0.7的比例搅拌成砂浆，用钻具注入孔内由下至上渐渐对基岩段地层进行封闭，并提浆检查，新生界松散地层用岩粉、黄土充填，但孔口以下5m范围内用水泥砂浆封闭并埋标（废钻杆、条石等）。第三节煤层和煤质(一)煤层1、含煤性井田内含煤地层为石炭系上统太原组(C3t)和二叠系下统山西组(P1s)，分述如下：山西组为一套陆相含煤地层，含煤6层，编号自上而下为4、6、7、8-1、8-2、8-3号煤层，井田内8-2号煤层为稳定可采煤层，其余为不稳定不行采煤层，地层平均厚度56.78m，煤层平均厚度4.63m，含煤系数8.15％。可采煤层平均厚度2.55m，可采煤层含煤系数4.49％。太原组为一套海陆交相互含煤地层，含煤5层，编号自上而下为10、11、12、13、14号煤层。地层平均总厚度118.51m，煤层平均总厚度14.44m，含煤系数12.18％。可采煤层平均厚度12.47m，可采煤层含煤系数10.52％。井田内山西组、太原组地层平均总厚度175.29m，煤层平均总厚度19.07m，含煤系数10.88％。2、可采煤层井田内稳定可采煤层为山西组8-2号煤层和太原组13号煤层。①8-2号煤层：位于山西组底部，下距S4砂岩7.19-8.03m，平均7.61m，煤层厚度2.06-3.00m，平均2.55m，结构较简洁-困难，含1-3层夹矸，该煤层井田北东部剥蚀，为赋煤区稳定可采煤层。煤层顶板为泥岩、砂岩，底板为泥岩、砂岩。8-2②13号煤层：位于太原组一段顶部，上距8-2号煤层62.02-63.32m，平均62.67m，煤层厚度11.20-14.01m，平均12.47m，结构困难，含4-5层夹矸，井田北部少量剥蚀，为赋煤区稳定可采煤层，为一型。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、粘土岩，底板为粘土岩。13号煤层中东部已采空，北部有少量采空区表2-3-1可采煤层特征表地层单位煤层编号煤层厚度煤层间距煤层结构顶板岩性底板岩性煤层稳定程度可采性最大-最小平均(m)最大-最小平均(m)夹矸层数类别山西组（P1s）8-22.55下距S4砂岩7.611-3较简洁-困难泥岩砂岩泥岩砂岩稳定稳定可采太原组（C3t）1312.47上距8-2号62.674-5困难砂质泥岩泥岩粘土岩泥岩稳定稳定可采3、煤层对比煤层对比主要采纳标记层法、层间距法，煤层自身厚度及其稳定性、煤层结构和组合特征、旋回特征等进行对比，相互参照，综合鉴别。1、标记层法山西组顶界S5砂岩及底界S4砂岩为具有相应岩性特征及其对比意义的砂岩标记层，太原组自上而下的L3、L2、L0石灰岩均可作为较好的标记层。8-2号煤层下距S4砂岩7.61m左右。13号煤层之厚度大和其它煤层易于区分。L3、L2灰岩为灰黑色隐晶质结构，是对比13号煤层的重要标记。2、层间距法井田地层，特殊是含煤地层厚度、煤层和标记层间距改变不大，山西组底部和太原组尤为稳定，采纳层间距和标记层法相结合进行煤层对比在本井田内是一个有效的方法。8-2号煤层位于山西组底部，煤层厚度2m左右，为稳定可采煤层。13号煤层位于太原组一段顶部，其厚度巨大，结构困难，多含4-5层夹矸，其本身就是良好的标记层。3、旋回特征山西组为陆相沉积，太原组为海陆交相互沉积，旋回结构明显，利用旋回特征进行煤层对比，也较牢靠。综上所述，依据标记层、层间距及煤层结构和组合关系，可采煤层8-2、13号煤层对比结果牢靠。(二)煤质1、煤的物理性质及煤岩特征（1）物理性质井田内各煤层的物理性质基本相同，表现为黑色、黑褐色，条痕为棕黑色、黑褐色，沥青—玻璃光泽，硬度一般为2-3，有肯定的韧性，参差状、参差状断口、贝壳状断口，视密度3，内生裂隙较为发育。（2）煤岩特征①宏观煤岩特征各层煤的宏观煤岩特征相近，宏观煤岩组分以亮煤为主，次为镜煤和暗煤，丝炭少见。宏观煤岩类型主要为半亮型和半暗型，光亮型次之，少量暗淡型。煤层主要为线理状、条带状结构，层状构造，有时也可见均一状结构，块状构造。②显微煤岩特征8-2号煤为微镜惰煤，13号煤层为亮暗煤型为微三合煤、微镜惰煤。镜质组油浸最大反射率（R0max）：8-2号煤层为0.75％-0.77％、13号煤层为0.78％-0.79％。2、煤的变质阶段井田内各主要煤层的变质阶段均为Ⅱ阶段，即相当于气煤阶段，据《河东煤田北部远景调查地质报告》资料可知，在区域上由浅到深R0max值渐渐增加，表明煤的变质程度渐渐增高，从而说明的变质主要受深成变质作用的限制。3、煤的化学性质、工艺性能及煤类依据勘探的煤质资料及井下工作面煤层煤样化验结果，8、13号煤层煤质特征如下：（1）8-2号煤层水分（Mad）原煤1.10％－1.21％，平均1.16％；灰分（Ad）原煤18.75％－19.13％，平均18.94％；挥发分（Vdaf）原煤38.14％－38.60％，平均38.37％；全硫（St.d）原煤0.21％－0.25％，平均0.23％；磷（Pd）原煤0.015％－0.080％，平均0.040％；发热量（Qgr.vd）原煤24.31－24.72MJ/kg，平均24.52MJ/kg；粘结指数（GR.I）58－59，平均58.5；焦油产率（Tar.d）原煤7.10％－9.50％，平均8.12％；胶质层最大厚度（Y）8.0－10.0mm，平均9mm。（2）13号煤层水分（Mad）原煤0.95％－2.73％，平均1.37％；灰分（Ad）原煤17.56％－24.52％，平均19.53％；挥发分（Vdaf）原煤34.90％－38.30％，平均36.00％；全硫（St.d）原煤1.42％－2.08％，平均1.82％；磷（Pd）原煤0.022％－0.071％；发热量（Qgr.vd）原煤24.86－27.32MJ/kg，平均26.72MJ/kg；粘结指数（GR.I）59－65.54，平均61.46；焦油产率（Tar.d）5.04％－9.08％，平均7.06％；胶质层最大厚度（Y）9.0－12.0mm，平均10.83mm。元素分析：Cdaf82.81％－83.90％，平均83.11％；Hdaf4.96％－4.98％，平均4.97％；煤的灰成分分析：以二氧化硅（SiO2）、三氧化铝（Al2O3）、氧化钙（CaO）及三氧化二铁（Fe2O3）为主，其中SiO2为45.65-49.97％，平均47.81％；AI2O3为33.81-41.22％，平均37.52％；CaO为3.89-4.13％，平均4.01％；Fe2O3为2.73-4.72％，平均3.73％；氧化镁（MgO）为0.31-0.37％，平均0.34％；二氧化钛（TiO2）为1.32-1.34％，平均1.33％；灰熔点DT＞1460℃，ST＞1460℃，FT＞煤类的确定依据“中国煤炭分类国家标准（GB5751－86）”进行，参和分类的指标有浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（GR.I）。8-2号煤层浮煤挥发分（Vdaf）31.69-33.69％，平均32.69％，粘结指数（GR.I）58.0－59，平均58.5，因而确定井田内该煤层煤层为中灰、低硫分、中热值之气煤。13号煤层浮煤挥发分（Vdaf）34.37-35.80％，平均35.39％，粘结指数（GR.I）59.0-65.54，平均61.46，因而确定井田内该煤层煤层为低灰—中灰、高硫分、中热值—高热值之气煤。4、煤的可选性本次地质勘探时，在井下开采工作面采集了13号煤层煤样，并且以中部粘土为界，将煤层分为上、下两层各取一个样，进行了简选试验。筛分试验结果表明，13号煤上层6－3mm粒级的产率低，占全样的17.96％，其它几个粒级基本相近；原煤的灰分（Ad）分布较为匀称；全硫（St.d）则随着粒级的减小而渐渐增高。13号煤层下层13－6mm粒级的产率最高，占全样的38.73％；原煤灰分（Ad）33－6mm粒级产率最低，为16.16％，其它三个粒级比较接近；全硫（St.d）分布较为匀称。由浮沉试验结果来看，13号煤层上层和13号煤下层均选用理论灰分为10％，分选比重均1.36，计算结果±0.1含量：13号煤上层为82.0％，13号煤下层为59.5％，均应评定为极难选。5、煤的风氧化依据该矿扩建勘探有关资料，8-2、13号煤层的垂直风氧化深度为：从基岩顶面算起至煤层中点14m，从今深度起到煤层露头线确定为煤层的风氧化带。6、煤质及工业用途评价8-2、13煤层为气煤，经洗选后可作为炼焦配煤、动力用煤及民用燃料。第四节其它开采技术条件8-2号煤层：顶板以泥岩为主，物理力学试验结果为抗拉强度1.4-7.2Mpa，平均3.8MPa，抗压强度70.3-104.6MPa，平均91.4MPa，为坚硬岩，属中等稳定顶板。底板泥岩抗拉强度1.0-1.4MPa，平均1.2Mpa，抗压强度83.8.3-141.9MPa，平均112.9MPa，为较坚硬岩－坚硬岩；底板砂岩抗拉强度1.7-5.9MPa，平均3.8MPa，抗压强度98.5-134.1MPa，平均116.38MPa，为坚硬岩。（二）瓦斯1、钻孔瓦斯测试结果本次勘探中，分别在ZK22921、ZK22923、ZK22924钻孔中实行了8-2、13号煤层瓦斯样共4个，依据测试结果，8-2号煤层瓦斯带为氮气—二氧化碳带。13号煤层为氮气带、氮气—二氧化碳带。2、矿井瓦斯据山西省吕梁市煤炭工业吕煤安字[2008]539号文件，刘家梁煤矿2008年度瓦斯等级鉴定结果，8-2号煤层瓦斯相对涌出量为1.08m3/t，肯定涌出量0.28m3/min，二氧化碳相对涌出量为3.2m3/t，肯定据山西省吕梁市煤炭工业吕煤安字[2010]110号文件，关家崖煤矿2009年度瓦斯等级鉴定结果，13号煤层瓦斯相对涌出量为2.11m3/t，肯定涌出量1.61m3/min，二氧化碳相对涌出量为3.03m3/t，肯定依据山西省综合测试中心于2010年10月编制的《山西兴县华润联盛关家崖煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预料报告》，在矿井年生产实力为1200kt/a时，生产8-2煤层时矿井最大肯定瓦斯涌出量10.28m3/min，最大相对涌出量为4.07m3/t；生产13煤层时矿井最大肯定瓦斯涌出量6.31m3/min，最大相对涌出量为2.50m（三）煤尘的爆炸性及煤的自燃倾向性1、煤尘爆炸危急性山西煤矿矿用平安产品检验中心2010年6月5日对山西兴县刘家梁煤矿8号煤层煤尘爆炸性进行测试，山西煤矿设备平安技术检验中心2010年2月5日对关家崖煤矿13号煤层煤尘爆炸性进行测试，其结果如下表。表2-4-1煤层爆炸性测试煤层号火焰长度（mm）加岩粉量（%）有无爆炸性8-23060有13＞40075有从上表可看出，本井田8-2、13号煤层具煤尘爆炸危急性。2、煤的自燃倾向性关家崖煤矿自开采13号煤层以来，无论井下巷道还是地面堆煤均发生过自燃现象。山西煤矿矿用平安产品检验中心2010年6月5日对山西兴县刘家梁煤矿8号煤层煤尘爆炸性进行测试，山西煤矿设备平安技术检验中心2010年2月5日对关家崖煤矿13号煤层进行了自燃倾向性测试，其结果如下表。表2-4-2煤层自然倾向性测试结果表煤层吸氧量（cm3/g）倾向性质自燃等级8-20.6667Ⅱ自燃130.86Ⅰ简洁自燃从表中可看出，井田内8-2号煤层为自燃煤层，13号煤层为简洁自燃煤层，13号煤层自燃发火期为6-12个月。因此矿井在今后生产中，要做好防灭火管理工作，防止火灾事故发生。（四）地温、地压据各矿井实际开采阅历来看，井下未发觉地温、地压异样现象，本区应属地温、地压正常区。

第三章采煤方法及采区巷道布置第一节采煤方法一、采煤方法的选择及依据(一)基本条件井田地处华北地台山西台背斜西缘、鄂尔多斯盆地东缘、河东煤田北部。井田内总体呈一单斜构造，地层走向总体呈北北西，倾向南西西，地层较平缓，倾角为7°-11°，一般为9°左右。井田内未发觉断层，仅在井下采掘中发觉4个环状陷落柱。本区内未发觉岩浆岩活动迹象，井田地质构造简洁为一类。本井田内可采煤层为8-2、13号煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井；8-2号煤层自燃倾向性为Ⅱ类、属自燃煤层，13号煤层自燃倾向性为Ⅰ类、属简洁自燃煤层，煤尘具有爆炸危急性。井田内水文地质条件为中等类型。（二）首采煤层及采煤方法的选择关家崖煤业有限公司矿井开采8-2、13号煤层，其中8-2号煤层位于山西组底部，下距S4砂岩7.19-8.03m，平均7.61m，煤层厚度2.06-3.00m，平均2.55m，结构较简洁～困难，含113号煤层位于太原组一段顶部，上距8-2号煤层62.02-63.32m，平均62.67m，煤层厚度11.20-14.01m，平均12.47m依据煤层的赋存特征确定井田开采依次采纳下行开采，即先开采8-2号，后开采13号煤层。结合矿井设计生产实力，设计8-2号煤层采纳长壁综采采煤法，13号煤层采纳综采放顶煤采煤法。二、回采工艺参数1、工作面长度及走向长度的确定依据上一采区8-2煤层赋存状况、开采技术条件，参照《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定、国内同类型矿井生产阅历及结合首采工作面位置，设计将回采工作面长度确定为172、日循环数在工作面长度确定的状况下，日循环次数可依据下列公式计算：＝8.9式中：Q—工作面平均日产量，1200000t÷330=3636.4tK—工作面正规循环率，K＝0.9L—工作面长度，L＝1H—煤层厚度，H＝2.55B—循环进尺，B＝0.80mγ—容重，1.43t/m3C—工作面回采率取95％；日循环次数为9个循环。3、采煤工作面年推动度依据矿井工作制度，年工作日330天，井下工作制为“四六”制，作业方式为三班采煤，一班打算。循环进尺为0.8m，每班3个循环，日循环数为9个，日循环进度为7.2m，正规循环率按0.9计算，回采工作面的年推动度为2138.4m采煤工作面年推动度按下式计算：L=日循环进度×年工作日×循环率=7.2×330×0.9=2138.4(m)三、工作面顶板管理方式1、工作面顶板管理方式依据确定的采煤方法，工作面顶板采纳全部垮落法管理。四、回采方式和超前关系回采方式为采区内采纳前进式开采，工作面采纳后退式开采，同一翼相邻工作面间采纳依次开采。五、采区及工作面回采率井田内8-2号煤层为中厚煤层，13号煤层为厚煤层，依据《煤炭工业矿井设计规范》，8-2号煤层采区回采率取80%，13号煤层采区回采率取75%；8-2号工作面回采率为95%。13号工作面回采率为93%。其次节采区布置一、采区数目、位置和工作面生产实力的计算1、生产采区数目和位置依据矿井开拓部署，结合矿井规模和采煤工作面装备水平，矿井移交生产和达到设计生产实力时，共布置一个生产采区。为削减井巷工程量，尽快投产，首采区就近选择在8-2号煤层上一采区，该采区位于井田主、副井筒东部，采区内煤层赋存稳定，储量牢靠，对矿井达产稳产均非常有利。2、矿井生产实力计算矿井兼并重组整合后移交生产及达到设计产量时，在8-2号煤层上一采区布置8101综采工作面；布置二个顺槽综掘工作面来保证矿井设计规模和正常生产接替。矿井实际生产实力即为回采工作面生产实力和掘进工作面掘进煤量之和。（1）回采工作面生产实力计算回采工作面生产实力按下式计算：A采=M·l·L·r·C式中：A采——采煤工作面年产量，t/a；M——采煤工作面机采高度，M1=2.55l——工作面机采长度，l=17L——采煤工作面年推动度，L=2138.4mr——煤的容重，r=1.43t/m3；C——采煤工作面机采回采率，取95％；则A采=2.55×170×2138.4×1.43×0.95=1169324(t/a)≈117.0万t/a(2)掘进工作面掘进煤量计算掘进煤量按回采煤量的5%计算，则掘进煤量为：A掘=117.0×0.05=5.85万t/a(3)矿井生产实力计算A矿=A采+A掘=117.0+5.9=123.0万t/a可满意矿井1200kt/a设计生产实力的要求。矿井达到设计生产实力时采区回采工作面特征见表3-2-1表3-2-SEQ表3-2-\*ARABIC1达到设计生产实力时采区工作面特征表采区名称8101采煤工作面个数装备煤层平均厚度(m)长度(m)年推动度(m)年生产实力（kt）上一采区1综采2.551702138.4117.0二、煤层分层、分层关系和开采依次矿井为“一井一面高产高效”矿井，依据8-2、13号煤层赋存状况（煤层厚度、间距等参数），确定开采依次为下行开采，投产于协助水平+934m开采8-2号煤层；后期开采13号煤层（主水平+857m）。三、采区尺寸、巷道布置1、采区尺寸矿井兼并重组整合移交生产及达到设计生产实力时，布置一个8101综采工作面（位于上一采区），采区南北走向长1.5～2.05km，东西倾斜宽0.6～0.89km，采区面积约1.8km2。采区内8-2号煤层设计可采储量592.6万t，采区设计生产实力按1200kt/a2、采区巷道布置上一采区8-2号煤层采纳双翼布置，长壁开采，胶带、轨道、回风上山即为该采区的打算巷道。在上山的南北两侧、垂直大巷布置回采工作面，回采工作面顺槽采纳单巷掘进。工作面胶带、轨道顺槽均沿8-2号煤层底板布置，分别和胶带、回风上山干脆沟通，并通过顺槽绕道和轨道上山沟通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。四、采区煤炭运输、协助运输、通风及排水系统1、运煤系统8101综采工作面(可弯曲刮板输送机)→胶带顺槽(可伸缩胶带输送机)→胶带上山(带式输送机)→8-2井底煤仓(给煤机)→主斜井(带式输送机)→地面生产系统。8102顺槽综掘工作面(掘进机－转载机)→掘进顺槽(可伸缩胶带输送机)→胶带上山(带式输送机)→8-2井底煤仓(给煤机)→主斜井(带式输送机)→地面生产系统。2、井下材料、设备和人员等协助运输系统井下采区正常生产所需的材料、设备由副斜井(单钩串车)→8-2号甩车场→轨道上山(调度绞车)→轨道顺槽(无级绳绞车)→回采工作面。地面下井人员→主斜井(架空乘人器)→8-2号行人进风巷→胶带上山→胶带顺槽→回采工作面。3、通风系统工作面所需的簇新风流由主、副斜井→8-2号行人进风巷、8-2号甩车场→胶带、轨道上山→胶带顺槽→回采工作面工作面乏风→轨道顺槽→回风上山→回风暗斜井→回风大巷→总回风巷→刘家梁回风斜井→地面。4、排水系统工作面顺槽(小水泵)→联络巷(小水泵)→胶带、轨道、回风上山(水沟)→副斜井井底水仓(主排水泵)→副斜井(排水管)→地面→井下水处理站调整池。

第四章采区运输、防排水和供电第一节运输方式的选择一、运输方式的选择依据矿井开拓布置及特点，采纳胶带输送机担当运煤任务。和矿车相比，采纳胶带输送机运输具有运量大、连续性好、转载环节少、运营费用省、事故率低等主要优点，而且操作简洁，易于实现集中限制和自动化管理，特殊适用于平安高效工作面及大、中型矿井。因此本矿的井下煤炭运输采纳胶带输送机输送。本矿井工作面生产出的煤炭经顺槽胶带输送机、上山胶带输送机送至井底煤仓。为使矿井达到生产管理现代化、科技化，运输系统的电气限制既能实现主机就地限制，也能实现远程操作，且可将其全部检测、监控信号均引进调度室。为保证胶带输送机平安牢靠运转，输送机的主要配置部件均选用目前国内外最新科技成果。二、井下协助运输方式的选择依据开拓巷道布置、煤层赋存状况，结合目前国内井下协助运输技术装备发呈现状及该矿井下协助运输量、运距的状况，设计举荐矿井兼并重组后投产8-2号煤层时，井下协助运输方式采纳JD-1.6型调度绞车牵引1.0t系列矿车运输方式。绞车功率：25kW，牵引力：16kN。三、主要运输巷道断面及支护方式设计兼并重组后，依据可采煤层储量及服务年限，设计主水平设置于13号煤层的+857m水平，8-2号煤层设置协助水平+934m水平。矿井初期主要开拓巷道为13号煤层的胶带、轨道、回风大巷、改造总回风巷、回风暗斜井及8-2号煤层的胶带、轨道、回风上山。设计综合考虑设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，确定13号煤层大巷断面均为半圆拱形断面，8-2号煤层大巷断面均为矩形断面，支护方式采纳锚网喷支护。8-2号煤层巷道胶带上山采纳锚网喷支护；净宽4.0m，净高3.0m，净断面轨道上山采纳锚网喷支护；净宽4.0m，净高3.5m，净断面回风上山采纳锚网喷支护；净宽4.5m，净高3.0m，净断面工作面顺槽采纳矩形断面，锚网支护，胶带顺槽巷道净宽4.2m，净高2.4m，净断面10.92m2；轨道顺槽巷道净宽4.0m，净高2.4m，净断面9.6m其次节矿车一、矿车选型依据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，协助运输矿车选用1.0t系列矿车。为了便利液压支架等大型设备的运输，设计配备了重型平板车。各类矿车规格特征详见表4-2-1。表4-2-1达产时各类矿车规格特征表矿车名称矿车型号容积(m3)名义载重(t)外形尺寸(mm)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)长宽高MGC1.1-6A1.1120008801150600550592矿用材料车MLC2-6A220008801150600550494矿用平板车MPC2-6A22000880410600550464自制重型平板车载重27t2700120030060010003000二、各类矿车的数量矿车的数量，以矿井达到设计生产实力时井上下用车地点实际所需车数按排列法计算而得，计算结果见下表表4-2-2各类矿车数量表矿车名称矿车型号矿车数量(辆)备注生产备用合计固定箱式矿车MGC1.1-6A602080主要运输矸石矿用材料车MLC2-6A201030主要运输支护材料和设备修理材料矿用平板车MPC2-6A25530主要运输一般中、小型机电设备和长材料重型平板车载重27t8210主要运输支架、采煤机等大型机电设备

第五章采区通风和平安第一节矿井通风平安状况一、井田瓦斯、煤尘、自燃、煤和瓦斯突出及地温等状况（一）瓦斯据山西省吕梁市煤炭工业吕煤安字[2008]539号文件，刘家梁煤矿2008年度瓦斯等级鉴定结果，8-2号煤层瓦斯相对涌出量为1.08m3/t，肯定涌出量0.28m3/min，二氧化碳相对涌出量为3.2m3/t，肯定据山西省吕梁市煤炭工业吕煤安字[2010]110号文件，关家崖煤矿2009年度瓦斯等级鉴定结果，13号煤层瓦斯相对涌出量为2.11m3/t，肯定涌出量1.61m3/min，二氧化碳相对涌出量为3.03m3/t，肯定（二）煤尘的爆炸性及煤的自燃倾向性1、煤尘爆炸危急性山西煤矿矿用平安产品检验中心2010年6月5日对山西兴县刘家梁煤矿8号煤层煤尘爆炸性进行测试，山西煤矿设备平安技术检验中心2010年2月5日对关家崖煤矿13号煤层煤尘爆炸性进行测试，其结果如下表。表5-1-1煤层爆炸性测试煤层号火焰长度（mm）加岩粉量（%）有无爆炸性8-23060有13＞40075有从上表可看出，本井田8-2、13号煤层具煤尘爆炸危急性。2、煤的自燃倾向性关家崖煤矿自开采13号煤层以来，无论井下巷道还是地面堆煤均发生过自燃现象。山西煤矿矿用平安产品检验中心2010年6月5日对山西兴县刘家梁煤矿8号煤层煤尘爆炸性进行测试，山西煤矿设备平安技术检验中心2010年2月5日对关家崖煤矿13号煤层进行了自燃倾向性测试，其结果如下表。表5-1-2煤层自然倾向性测试结果表煤层吸氧量（cm3/g）倾向性质自燃等级8-20.6667Ⅱ自燃130.86Ⅰ简洁自燃从表中可看出，井田内8-2号煤层为自燃煤层，13号煤层为简洁自燃煤层，13号煤层自燃发火期为6-12个月。因此矿井在今后生产中，要做好防灭火管理工作，防止火灾事故发生。本次设计按煤层自燃等级Ⅰ级设计。（三）地温据各矿井多年实际开采阅历来看，井下未发觉地温、地压异样现象，本区应属地温、地压正常区。二、矿井瓦斯涌出量预料依据山西省综合测试中心于2010年10月编制的《山西兴县华润联盛关家崖煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预料报告》，在矿井年生产实力为1200kt/a时，瓦斯预料结果如下。表5-1-3回采工作面瓦斯涌出预料结果表回采工作面瓦斯含量（m3/t）日产量(t/d)瓦斯涌出量开采层（m3/t）邻近层（m3/t）合计（m3/t）（m3/min）8-22.5034541.551.092.646.33132.4034541.400.161.563.74表5-1-4掘进工作面瓦斯涌出量预料煤层煤厚（m）瓦斯含量（m3/t）瓦斯涌出量（m3/min）煤壁落煤合计8-22.552.500.970.151.121312.472.400.690.130.82表5-1-5生产采区瓦斯涌出量预料结果生产采区日产量(t/d)采区瓦斯涌出量回采(m3/t)产量（t）掘进(m3/min)采空区系数合计(m3/t)(m3/min)8-236362.6434541.121.203.548.941336361.5634540.821.202.175.48（1）8-2、13回采工作面瓦斯涌出以开采层为主、邻近层为辅，其中，开采层瓦斯涌出分别占58.77%、89.84%,邻近层瓦斯涌出分别占62.45%、70.02%；（2）8-2、13采区瓦斯涌出都以回采工作面瓦斯涌出为主、掘进瓦斯涌出和采空区瓦斯涌出为辅，其中，回采工作面瓦斯涌出分别占70.80%、68.25%，掘进瓦斯涌出占12.53%、14.96%，采空区瓦斯涌出占16.67%、16.79%；（3）矿井8-2、13瓦斯涌出都以生产采区瓦斯涌出为主，已采采区瓦斯涌出为辅，其中，生产采区瓦斯涌出占86.96%、86.85%，已采采区瓦斯涌出占13.04%、13.15%；（4）关家崖煤业生产实力为1200kt/a产量时，生产8-2煤层时矿井最大肯定瓦斯涌出量10.28m3/min，最大相对涌出量为4.07m3/t；生产13煤层时矿井最大肯定瓦斯涌出量6.31m3（5）依据《煤矿平安规程》第133条的规定，关家崖煤业在开采8-2、13号煤层时，属低瓦斯矿井。其次节矿井通风依据8-2、13号煤层的赋存状况及服务年限，在矿井投产约3.5a后，开采13号煤层，因此本次通风设计兼顾13号煤层。一、通风方式及通风系统依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采纳分列式通风系统，通风方式为机械抽出式。主、副斜井进风，回风斜井回风。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井在移交生产时共布置主、副斜井、回风斜井三个井筒，主、副斜井位于东坡沟工业场地内，回风斜井位于原刘家梁场地内，三井筒服务同矿井服务年限约26.5a。三、掘进通风及硐室通风矿井投产达到设计生产实力时，共配备二个掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供应。井下主变电所、主排水泵房、消防材料库等硐室均采纳串联扩散通风。第三节矿井风量、风压及等积孔计算(一)矿井风量依据《煤矿平安规程》第103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矿进=4·N·K矿通式中：N——井下同时工作的最多人数，102人；K矿通——矿井通风系数，取1.4。则Q矿进=4×102×1.4=571.2m3/min=9.52(m2、按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际须要风量的总和计算Q矿进=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿通式中：ΣQ采——采煤工作面实际须要风量的总和，m3/s；ΣQ掘——掘进工作面实际须要风量的总和，m3/s；ΣQ硐——硐室实际须要风量的总和，m3/s；ΣQ其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷须要进行通风的风量总和，m3/s。(1)采煤工作面须要风量计算①瓦斯涌出量计算依据山西省综合测试中心于2010年10月编制的《山西兴县华润联盛关家崖煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预料报告》可知，8-2号煤层回采工作面肯定瓦斯涌出量为6.33m3/min，综掘工作面肯定瓦斯涌出量为1.12m3/min；13号煤层回采工作面肯定瓦斯涌出量为3.74m3/min，综掘工作面肯定因8-2号煤层肯定瓦斯涌出量大于13号煤层肯定瓦斯涌出量，故本次风量计算采纳8-2号煤层肯定瓦斯涌出量计算。以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%为标准，且应低于最高风速4m/s。Q采=100·q′回·K采通式中：K采通—采煤工作面瓦斯涌出不匀称的风量备用系数，取1.40；q′回—采煤工作面肯定瓦斯涌出量，m3/min。则Q采=100×6.33×1.40=882m3/min=14.7m3/s，取Q采②按工作面温度计算Q采=60×V×S×K式中：Q采—工作面配风量，m3/min；V—风速；S—回采工作面平均有效断面面积，取8.0K—回采工作面长度系数，取1.20；则：Q采=60×1.5×8.0×1.2=864m3/min＝14.4③按回采工作面同时工作的最多人数计算Q采=4NQ采——工作面配风量，m3/min；N——回采工作面同时工作的最多人数，按36人；则：Q采=4×36=144m3/min＝2.4投产后矿井井下共布置一个综采工作面，则ΣQ采＝15.0m3备用工作面所需风量为ΣQ采/2=7.5m3④按风速验算按最低风速Q采≥15SC=15×11.48=172.2m3/min=按最高风速Q采≤240SC=240×11.48=2755.2m3/min=46.0阅历算：Q采=15.0m3/s，(2)掘进实际须要风量计算①综掘工作面须要风量计算Ⅰ、瓦斯涌出量Q掘=100·q掘·K掘通式中：K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，综掘取1.8，则Q综掘=100×1.12×1.8=201.6m3/min=3.4Ⅱ、按人数计算Q掘=4N式中：4—以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供应4m3N—掘进工作面同时工作的最多人数8人。Q掘=4×8=32m3/min=0.53m3Ⅲ、按局部通风机吸风量计算取以上计算结果的最大值，即取Q掘=7.8m3井下共布置二个综掘工作面，则ΣQ综掘＝27.8=15.6m3Ⅳ、按风速验算按最低风速Q采≥15SC=15×10.92=163.8m3/min=按最高风速Q采≤240SC=240×10.92=2620.8m3/min=阅历算：Q综掘=7.8m3/s，(4)硐室实际须要风量计算采区变电所3m3/s则ΣQ硐=3m3(5)其它巷道须要风量的计算依据采区巷道布置形式，矿井其它巷道需风量为15m3/s；包括联络巷Q矿进=10m3/s，停掘面Q矿进(6)矿井总进风量Q矿进=(15+7.5+15.6+5+3+15)×1.4=85.5m3/s，取86综合(1)、(2)计算结果，矿井总进风量为86m3/s，其中主斜井进风量26m3/s，副斜井进风量60m3/s(二)风量安排将矿井总进风量安排到井下各用风地点，详细配风量安排如下：综采工作面：22m备用工作面：10m3掘进工作面：2×10=20m3采区变电所4m3其它巷道：30m3(三)矿井通风负压计算矿井通风负压采纳下式计算：h=Σα·L·P·Q2/S3+h局式中：h——矿井通风总阻力，mmH2O；α——井巷摩擦阻力系数，kg·s２/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面面积，m2；Q——通过井巷的风量，m3/s；h局——局部阻力，h局=15%·h，mmH2O。经计算，矿井在兼并重组投产时，矿井通风负压为1351.5Pa；在矿井后期开采13号煤层时，通风负压为1141.8Pa。矿井等积孔采纳下式计算：A=0.38Q/h0.5式中：A—等积孔，m2；Q—风量，m3/s；h—风压，mmH2O。经计算，矿井投产时等积孔分别为0.89m2，后期开采13号煤层时，等积孔为0.97m第四节通风设施、防止漏风和降低风阻措施1、矿井通风设施的设置(1)在主要进、回风巷道之间的联络巷中设置了双道双向连锁风门，以免风流短路。(2)在进风、回风巷道的终点联络巷中设置了调整风门，以限制通风风量。(3)在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。2．防止漏风和降低风阻的措施(1)在开拓巷道的进、回风巷道间，留有35m宽的隔离煤柱，防止了裂隙处漏风；回采工作面上、下隅角设置风帘，有效阻挡了向采空区漏风；通风设施受采动影响后刚好修复，削减(2)各进、回风联络巷中的风门、调整风门等通风设施要常常维护，保持完好，常常检查风门的关闭状况。(3)尽量削减局部阻力，开掘巷道时主动采纳光面爆破技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。(4)适当加大了井巷净断面积，优化了井巷支护形式，尽量削减主要通风巷道的断面改变及弯道。

第六章采区巷道规格及支护方式第一节概述1、采区尺寸矿井兼并重组整合移交生产及达到设计生产实力时，布置一个8101综采工作面（位于上一采区），采区南北走向长1.5～2.05km，东西倾斜宽0.6～0.89km，采区面积约1.8km2。采区内8-2号煤层设计可采储量592.6万t，采区设计生产实力按1200kt/a2、采区巷道布置上一采区8-2号煤层采纳双翼布置，长壁开采，胶带、轨道、回风上山即为该采区的打算巷道。在上山的南北两侧、垂直大巷布置回采工作面，回采工作面顺槽采纳单巷掘进。工作面胶带、轨道顺槽均沿8-2号煤层底板布置，分别和胶带、回风上山干脆沟通，并通过顺槽绕道和轨道上山沟通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。其次节采区巷道规格及支护方式一、巷道断面和支护形式矿井兼并重组投产时，在8-2号煤层布置的巷道有胶带、轨道、回风上山；在13号煤层布置的巷道有胶带、轨道、回风大巷和总回风巷。综合考虑设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，确定各类巷道断面形态及支护方式为：胶带上山(沿8-2号煤层底板布置)，轨道、回风上山(均沿8-2号煤层顶板布置)巷道断面形态均采纳矩形断面，支护方式采纳锚网喷支护。工作面顺槽形态采纳矩形断面，支护方式采纳锚网支护。主要巷道断面特征见表6-2-1。表6-2-SEQ表6-1-\*ARABIC1主要巷道断面特征表序号巷道名称断面形态断面尺寸（m）支护方式支护厚度(mm)净断面（m2）掘进断面（m2）净宽净高1胶带上山矩形40003000锚网喷12012.013.62轨道上山矩形40003000锚网喷12012.013.63回风上山矩形45003000锚网喷12013.514.84胶带顺槽矩形42002400锚网10.910.95轨道顺槽矩形40002400锚网9.69.66开切眼矩形45002550锚网11.5115二、巷道掘进进度指标井筒：80m/月～120m综掘：400m/月～500m/月；硐室及交岔点：300m3/月～5三、掘进工作面个数及装备依据回采工作面推动度及各类巷道掘进进度，本着掘进设备选型先进、高效、敏捷、运用平安，保证矿井合理的采掘关系的原则，为保证矿井开拓工程、打算巷道及回采工作面的正常接替、移交及达到设计产量时，全矿井共配备一个综采工作面和2个掘进工作面，均为顺槽综掘工作面。掘进工作面主要设备配备见表6-2-2。表6-2-2设备名称煤巷综掘工作面型号功率(kW)台数掘进机EBZ-160TY2502胶带转载机QZP-200/6507.52双向掘进胶带输送机DSJ80/20/2×55H2×552局部通风机×152×154锚杆锚索打眼安装机MYT-120/320C154气动帮锚杆钻机MQTB-55/1.7C4湿式除尘机KCS-550型372探水钻MYZ-200222小水泵BQW25-60/2-7.57.52

第七章采区设备选型及计算第一节采煤机选型设计针对8-2、13号煤层的赋存条件，结合吕梁地区综采工作面设备配备状况，选用性能良好、牢靠性高，并适合于矿井详细条件的较先进设备，依据这一基本原则，对工作面采、装、运设备进行选型。1、按采煤机单位能耗计算采煤机装机功率为：N=60Kb·B·H·V·Hw式中：N——采煤机装机功率，kW；Kb——备用系数，取1.5；B——采煤机截深，0.8m；H——采煤机割煤高度，m（8-2号为2.55m，13号为3.5m）；Hw——采煤机割煤单位比能耗，Hw3，取Hw=0.75kWh/m3V——采煤机最小割煤速度，取V=3.0mN1=60Kb·B·H·Vmin·Hw=60×1.5×0.8×2.55×3.0×0.8=413.1kWN2=60Kb·B·H·Vmin·Hw=60×1.5×0.8×3.5×3.0×0.8=578.4kW依据上述计算，依据采煤机总装机功率大于578.4kW的原则选用MG300/730-WD型沟通电牵引采煤机，其主要参数见表7-1-表7-1-SEQ表7-1\*ARABIC1MG300/730-WD型沟通电牵引采煤机采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(mm/个)截深(mm)牵引速度(m/min)整机重量(t)2.0-4.02×300＋2×40＋202.0/28000～6.4/10.846其次节运输设备选型1、原煤输送系统胶带输送机可实现连续运输，运输实力大，便于自动化管理，有利于发挥综采的高产优势，因此，本设计井下煤炭运输采纳胶带输送机运输。运输主要工艺流程：工作面顺槽来煤经上山胶带输送机送至井底煤仓，然后由仓下给煤机给煤至主斜井胶带输送机，送至地面。2、胶带输送机运输设备选型（1）选型依据上山胶带输送机：输送物料原煤＝900kg/m3；输送距离L＝350m；皮带机倾角а=-13°；提上升度H＝-80m(下运)；输送实力Q＝800t/h；带式输送机的工作制度330d/a，16h/d。布置示意图如下：（2）选型计算①胶带上山胶带输送机预选参数带宽B＝1000mm，带速v＝2.5m/s，承载托辊组为35度槽形托辊Φ133mm，回程托辊组为平型托辊Φ133mm，钢绳芯胶带ST800（阻燃），头部液压自动拉紧装置。②胶带上山输送机圆周驱动力计算依据带式输送机的实际工作条件及国内设备生产厂家的加工水平，并考虑到现场的管理水同等因素后，确定采纳并计算出如下参数模拟摩擦系数f＝0.012(下运)传动滚筒摩擦系数μ＝0.35传动滚筒上的围包角f＝200°带式输送机最大提升速度V＝2.5m/s初选胶带强度800N/mm每米物料重量qG＝88.89/m每米胶带重量qB＝19.5/m承载托辊布置间距a0=1.2m回程托辊布置间距au=3.0m上托辊每米长转动部分质量qRO=15.75kg/m下托辊每米长转动部分质量qRU=5.36kg/m带式输送机实力满意要求式中：—物料的最大截面积，取0.11267m2—折减系数，取0.91该胶带机为下运皮带，经过多工况分析计算，该胶带机按最大负工况运行时，为最不利工况，其计算过程如下主要阻力FH＝Lfg[(2qB+qG)*cosα+qRO+qRU)]=6004.46N主要特种阻力FS1＝Fε+Fgl=427.09式中：Fε=Cεμ0gLε(qG+qBFgl=μ2Iv2ρgl/v2b12Cε—槽形系数，取0.43μ0—托辊和输送带间的摩擦系数，取0.35Lε—装有前倾托辊的输送机长度ε—托辊前倾角度，取0°μ2—物料和导料板间的摩擦系数，取0.6Iv—输送实力，0.25l—导料槽栏板长度，取6mb1—导料槽两栏板间宽度，取0.61m附加特种阻力FS2＝3.5APμ3=1470N式中：a—个清扫器和输送带接触面积，取0.01m2，P—清扫器和输送带间的压力，取7000N/m2μ3—清扫器和输送带间的摩擦系数，取0.6倾斜阻力FSt＝qGHg=70461.85N传动滚筒所需圆周驱动力Fu＝C•FH+FS1+FS2-FSt＝-60531.25N式中：C—系数，取1.338电动机功率计算带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行功率：PA＝Fu×V/1000＝151.33kW(发电状态)带式输送机驱动电动机功率：PM＝KdPAη/x＝189.24kW式中：Kd—电动机的备用系数。Kd=1.2η—传动滚筒到驱动电机的传动效率。η=0.99x—电压降系数。x=0.9为此，选择1台200kW异步电动机。③输送带张力计算胶带上山输送机采纳尾部单滚筒单电机传动。确定传动滚筒围包角α＝200°。设F1和F2分别为传动滚筒输送带绕出点和绕入点的张力；F3、F4分别为尾轮输送带绕出点和绕入点处的输送带张力，FA为起动状态传动滚筒圆周力。其中FA=FU×KAKA为启动系数，取值KA=1.2输送带不打滑最小张力计算F2min≥FA/（eμα－1）＝36409.92重载段允许最小张力计算：Szmin=a0(qG+qB)g/8(h/a)max=15949.59N空载段允许最小张力计算：Skmin=auqBg/8(h/a)max=7173.6N依据满意不打滑条件及垂度条件，本条皮带机按满意不打滑条件时取F2=36409.92N，此时F4=F1+(qB*cosα+qRU)Lgf-HqBg=90751.46N﹥15949.59N(满意重载段垂度条件)F3=1.04F4=94381.5N﹥7173.6N(满意空载段垂度条件)F1＝F2＋FU＝96941.41N输送带的平安系数：n=B×St/F1=8.2制动力矩计算最大制动力Fbmax≥1.5（Fstmax-FHmin）=96686.45N制动力矩：MZ=Fbmaxr/i=48.34kN.m式中：r取0.5i取1n﹥7，故平安系数满意要求。④软驱动形式的选择由于井下所用胶带输送机运距长、运输实力大，为降低起动和制动胶带的动张力，削减起动对电网的冲击和起动过程中各承力部件的动载荷，延长减速器、电动机和工作机构等关键部件的运用寿命，实现电机间的功率平衡，应对带式输送机的起动加速度进行限制，因此《煤矿平安规程》规定，带式输送机应加设软启动装置，下运带式输送机应加设软制动装置。国内井下胶带输送机软驱动主要有CST、低压变频、带后辅腔及侧辅腔限矩型液力偶合器、调速型液力偶合器和液体粘性软驱动等几种方式。其中液体粘性软启动和CST和变频驱动相比，启动性能略差，但投资费用低；和带后辅腔和侧辅腔液力偶合器相比，投资费用相对较高但软启动性能好，可便利实现多驱动单元功率平衡；和调速型液力偶合器相比，投资费用相当，但软启动性能较好。综合多方面因素及本矿井井下胶带输送机驱动特性，本矿井上山胶带输送机选用液体粘性软启动方式。制动器选用KZP型自冷盘式制动器，平安牢靠性高。⑤拉紧装置的选型为改善带式输送机的启动特性，延长胶带的运用寿命及便于自动限制，采纳尾部液压胶带自动张紧装置。⑥带式输送机的爱护和供电胶带上山输送机选用一套集监测、限制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统，具有较高的运行牢靠性和运用敏捷性，显示功能强，联网便利，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、温度、烟雾、撕裂、电动机过载、电机超温等项爱护功能，以及沿线拉线开关和起动预报信号装置，满意《煤矿平安规程》的有关规定，并能和井下顺槽胶带输送机实现闭锁集中限制。⑦输送带的选型结合井下的实际状况，输送带采纳阻燃型的钢丝绳芯输送带，其阻燃、抗静电、符合MT668-2008《煤矿用阻燃钢丝绳芯输送带技术条件》的要求。考虑到运用环节的重要性及国内接头的工艺水平，今后在本胶带输送机的安装过程中，应加强对胶带硫化的质量限制和检测，以确保接头强度满意有关规定的要求。（3）输送机主要参数表7-2-1上山胶带