义马煤业集团跃进煤矿初步毕业

前言采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学生深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计的参照矿井是义煤集团跃进煤矿，设计之前，我在该矿进行了为期24天的毕业实习，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个比较全面的认识。本次设计就是在超化煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征；矿井储量、年产量及服务年限；井田开拓；准备方式；矿井提升运输和排水；矿井通风与安全技术；矿山环保等七个方面。本设计以《毕业设计论文大纲》为依据，按照《安全规程》的要求，经过查阅相关资料和老师的精心指导而完成,由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，恳请审阅老师批评指正。目录第一章：

第二章：

第三章：

第四章：

第五章：

第六章：

第七章：

第八章：

第九章：矿井概况采区地质情况采区储量与生产能力采区方案设计采煤工艺采区生产系统采区施工设计安技术措施采区技术经济指标第一章矿井概况第一节井田位置、范围、自然地理及交通条件一井田位置、范围煤矿位于义马市南部，地理坐标为东径111°50'37〃~111跃进。56′15〃，北纬34°39’00〃~34°43'13〃。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及采矿许可证。表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XY1384341037577190)1838440803758183023843290375766201938441703758183033843290375760002038442203758144343841140375760002138446003757995053839830375805802238444503757987063839750375820302338442503757905073841200375828102438444803757860083841750375818102538445203757847593841640375814502638445703757824810384177537581255273844635375778751138417953758126028384465037577800123842010375809402938444803757741013384344037581440A38438903758123014384348637581468B38438223758143015384353237581628C38436503758141016384358037582000D38437703758117017384393037582000注：应扣除部分由A〜D拐点坐标确定。二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576km2o该河流量0~10.10m3∕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1-2。表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5~9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2~4m∕s，最大风速20m/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。三交通条件陇海铁路、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。图1-1跃进煤矿交通位置图水文：南涧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,据以往资料：本井田南涧河旱季一般无水，雨季山洪暴发流量可达1446.5m3∕s,为一般季节性河流。石河发源于井田北部山区，在矿井工业广场西部汇入南涧河。平时河床几乎无水，雨后山洪暴发，流量剧增，持续时间较短，为典型的间歇性河流。气象：（1）气候本井田为大陆性气候，夏季干热，冬季寒冷，四季分明，雨量较为充沛和集中。据渑池气象站资料（1957〜2004）：最高气温41.6℃（1966年6月20日），最低气温-18.70℃（1969年1月30日），年平均气温12．4℃。月均最高气温7月分达到24。C〜27.8℃;月均最低气温元月份0.5℃〜5.1℃,冬季寒冷天数平均为106天，夏季炎热天数平均为45天。霜冷期最早为9月30日，最晚11月21日，一般在11月中旬，解冰最早在1月7日，最晚为4月24日，一般在3月份，冻结天数为31〜93天。冻结最大深度为0.34m,一般0.15m至0.21m,最大积雪深度0.30m（1963年3月9日）。降水量年降雨最大约为1013.6mm（1964年），最小为244.6mm（1965年），平均为700.2mm。月最大降水量为301.4mm（1982年8月），历年各月平均降水量7月份最大，为164.9mm;7、8、9三个月降水量占全年降水量的54.8%。一日最大降水量为138.1mm（1982年7月30日），历年最大连续降水日数12天，降水量达132.1mm,最长连续无降水日数79天。蒸发量年均1951.0mm,最大为2368.7mm,最小为1583.3mm,月均蒸发量最大为293mm,（6月）、最小为81mm（1月）。风向5~9月以东〜东南风为主，1。月至次年4月以西〜西北风为主，平均风速3.3m∕s,最大风速16m∕s，西北风对本地区气候影响较大。地震：据洛阳地震办公室资料: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。第二节地质特征一'地层与含煤地层跃进井田地表为第四系黄土层复盖，基岩仅在一些沟谷中零星出露。据钻孔揭露，三叠系、侏罗系地层广泛分布。下部为含煤岩系，上部为粗碎屑岩系。各系、统之间的假整合或不整合面代表了中生代以来所发生的多次地壳运动。以燕山运动最为激烈，控制了井田沉积建造的形成和形变。新构造运动，井田大面积上升隆起，形成了低山丘陵地貌景观。中生代地层划分详见表1-3。表1-3义马地区中生代含煤地层划分沿革表中南煤田中南煤田北京地院中南煤田地山西焦作矿院中本报告采用149队104队豫西地层队质局127队区测队生代课题组1956-1196019611965-1966197219822004958时代划分时代划分时代划分时代划分时代划分时代划分时代划分J3上侏罗统KJ侏罗白垩J3上侏罗统J3上侏罗统J3J12东孟村组J22中侏罗统J侏罗统J2义马统J1J2中下侏罗统J1义马组J1下侏罗统J22义马组J12义马组J1下侏罗统第三组J2底砾岩组J2延长群第二组T3延长群T3谭庄组T3石佛组上段T3潭庄组第一组下段井田地层自老至新有三叠系、侏罗系、白垩系、第三系、第四系。1、三叠系谭庄组J)井田内揭露的最老地层，在石佛一带出露较好，总厚约563.4m常村井田钻孔揭露的最大厚度为409m,其它钻孔多小于100m。顶部以灰黑、灰黄、黄绿色泥岩为主，夹薄煤层多达15层，不可采，富含植物化石。厚约51.50m。中上部以灰白色、灰黄色和粉红色长石石英砂岩为主，夹灰色泥岩、粉砂岩及薄煤层；粉砂岩和泥岩中含较多的植物化石。厚约387.50m。下部以黄色、粉红色泥岩、长石石英砂岩为主，夹两层中酸性火山喷出岩及薄煤线。厚约124.40m。本组植物化石主要有：拉契波斯基枝胲蕨CladophlebisraoiborskicZeiller、葛利普照枝脉蕨C.grabuianapan、纤细枝脉蕨C.graciissze、蔡耶贝尔瑙蕨BernoulliaZeillerpan、列克勒带羊齿TaeniopterislecleiXeiller、蟹形新芦木NeocalmitesCarcinoidesHarris、卡勒莱新芦木N.carrerei(zeiller)Halle、费尔干似木贼EguisetitesferganensisSeuard、多实拟丹尼蕨DanaeopsisfeeundaHalle、诺登斯基阿德丁菲羊齿ThinnfeldianordenskiloldiNathorSt、陕西似托第蕨Toditesshsnsiensis(Pan)等。本组顶面有一明显的风化带，风化深度最大7.81m，一般2m，为印支运动的证据之一，上覆地层义马组与其呈角度不整合接触。2、侏罗系J）中侏罗统义马组J1）：详见含煤地层。2中侏罗统（J2）：为一套紫红色夹灰绿色杂色碎屑岩系。2东部以砾岩为主，夹紫红、灰绿等粉砂岩和细砂岩。砾石成份以石英岩、石英砂岩为主。西部以紫红色粉砂岩、泥岩为主，夹灰绿、绿灰色细砂岩、砾岩，砾石成份以石英岩为主，中下部紫红色砂岩中偶含瓣鳃及骨骼化石。底部一般有一层砾岩或含砾砂岩，富含团块状黄铁矿结核。在常村井田有个别钻孔在顶面见有风化界面，厚89.65~238.31m。与Jι平行不整合接触。侏罗系上统J）：为一套巨厚的杂色粗砾岩。东部以石英岩、3石英砂岩为主，西部以石灰岩为主，底部夹紫红色粉砂岩，含叶肢介化石等。厚58.50~579.30m，与J23呈平行不整合接触。3、白垩系（K）为一套红色碎屑岩系，不整合于老地层之上，分布在16线以西义马煤田的核部，略呈盆形，地面仅有零星露头。厚0~269.98m。上段为杂色粗砾岩，以青灰色为主，夹紫红色。砾石成份以岩浆岩砾岩为主，石英岩、石英砂岩、石灰岩次之。厚0~185.60m。下段为杂色砂砾岩，夹砾岩，以肉红色为主，其次有紫红、青灰等色，具韵律层理和交错层理，分选性差。主要成份为岩浆岩及石英砂岩，其次为石英、化长石等，泥质胶结。厚0~110.40m。4、第三系R)为泥灰岩，角度不整合覆盖于各老地层之上略，带肉红色，多以同生砾石为主，发育有蜂窝状洞穴。局部地段底部为粗砾岩，砾石成份以石英砂岩、石英岩为主。0~27.25m。5、第四系Q)顶部为土壤层，具针状孔隙；上部为褐红色粘土，局部为粉砂质含钙质砂姜；中部为灰黄色砂质粘土及褐红色粘土，含钙质砂姜及湖泊相螺壳；底部砾石层以石英砂岩、石英岩、岩浆岩砾为主，局部为粘土砾卵石层。角度不整合覆盖于各地层之上，厚0~26.00m。二、岩相组合特征：前已述及，中生代侏罗系义马组为本区含煤沉积，煤系厚度较薄，最大厚度仅百余米，但却赋存着厚〜巨厚煤层多层。含煤沉积发育在近东西方向的聚煤拗陷中，经过后期改造，仅保存在义马向斜之北翼，沉积厚度由北向南逐渐变薄，含煤层数合并并减少。义马组地层沉积期的古地理环境为一东西向狭长的山间盆地，是典型的陆相含煤建造，跃进井田位于现存盆地的中东部，煤系下部由河流相构成，中上部则为湖泊相、湖滨三角州相、沼泽相。相结构随煤层分叉到合并，由复杂到简单。相旋回类型下部为河流〜湖泊型，中上部为湖泊型。其岩性、岩相及其沿走向、倾向的变化见图1-4、图1-5。图1-4跃进矿27勘探线义马组岩性岩相剖面图W2-1煤E1-2煤2-1煤2-3煤图1-5跃进矿义马组走向岩性岩相剖面图三、煤层形成机理跃进井田含煤两组，其分布特点是北部煤层分叉多，向南先后合并于2-1煤，其成煤次序由旋回结构可知，在义马组沉积早期，聚煤盆地内河流发育，沉积了河床和河漫滩沉积物，在河流发展后期，在河漫滩相之上，广布了沼泽与泥炭沼泽，为成煤创造了先决条件，由于泥炭堆积速度和地壳下降速度长期保持均衡，形成了厚〜巨厚煤层2-3煤层。2-3煤成煤后期，由于井田深部地壳下降速度加快，形成的凹陷被湖水淹没，沉积了JKI黑色泥岩之湖泊相，直接覆于2-3煤之上，而井田北部地壳下降速度相对较慢，沉积了湖泊三角洲相，细粒砂岩为2-3煤之顶板。湖泊三角洲之细砂岩为第二、第三次成煤奠定了良好的环境，当利于沼泽、泥炭沼泽形成时，继而形成了2-2煤和2-1煤层。之后，地壳下降速度再次加快，2-1煤之上被湖水淹没，沉积了JKI黑色泥岩与中深部的泥岩连成一片，全井田处于湖水之下，二煤组沉积至此结束。湖泊发展至后期阶段，湖水逐渐变浅普遍沼泽化，但聚煤作用大为减弱，旋回厚度变小，仅形成了局部可采煤层，即一煤组，后因地壳上升，一煤组煤层部分遭受剥蚀，在井田平面分布上显得残缺不全。第三节矿井水文地质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576km2o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+748〜+1463m。南涧河南岸有一近东西向高地构成的三级分水岭，标高+520〜+670m，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。一含水层1、第四系孔隙潜水含水层本井田厚0~15.0m，岩性以砾、卵石为主，根据其成因可分成二类：一类以冲〜洪积为主的河床、河漫难相沉积，一般厚0~11.36m分布于河床漫滩之中，以砂砾为主，砾石多为浑圆状石英岩、石英砂岩及岩浆岩等，最大砾径达0.4m,与南涧河水相沟通,接受南涧河补给较强,据千24号孔抽水试验成果：q=0.301L∕sm,K=3.76m∕d,静水位标高+442.10m,受南涧河水位影响较大，单井出水量为10~20m3∕h,富水性中等，水质为HCO3~Ca型。另一类是以风化残积卵砾层和坡积角砾层为主的沉积，厚。〜2.0m,以基岩风化残积物为主，有时混杂粘土及砂姜。主要分布于南涧河的阶地及井田南部丘陵地区,上覆黄土及红色粘土，与基岩风化带构成同一含水层组，主要接受大气降水和基岩下降泉水补给，水位随季节变化0.13~2.51m，水质为HCO-Ca型，水温13°~15°C。富水性较弱。32、第三系孔隙~裂隙及岩溶潜水~承压含水层井田内厚0-21.25m,平均8.70m，呈条状不连续分布，泥灰岩具同生角砾状结构，蜂窝状溶洞发育。砾石以石英岩、石英砂岩及石灰岩砾组成，多为钙质胶结。水质为HCO3-Ca型。据抽水试验成果：q=0.0434L/s∙m,K=1.097m∕d,静水位标高+477.98m,水温13°~15°C,水质HCO3~Ca型，富水性弱。本层在露头处直接接受大气降水补给，在第四系覆盖区与第四系底部卵砾层水交替剧烈。3、白垩系孔隙〜裂隙潜水〜承压含水层厚0-269.98m,平均132.78m,井田内大面积发育。岩性上段以杂色粗砾岩为主，厚0-185.60m,平均75m,泥质基底式胶结，部分为铁钙质胶结，胶结松散，成分以圆〜次圆状岩浆岩为主，砾径16~24mm;下段以肉红色砂砾岩为主，钙泥质胶结，成分以长石石英岩为主，一般粒径3~10mm,具韵律及交错层理，厚110.4m。该层分布于16线以西，略呈盆型不整合于侏罗系上统砾岩之上。在3406、3103、2701、2103号一线沉积较厚,向西侧变薄,剥蚀边界在3404、3308、3101、2905、2703、2601、2507、2003及1602孔以南。据延深勘探钻孔简易水文观测，该层循环液漏失量均小于5m3/h,富水性弱。水位随地形起伏而变化，年变幅在0.4~0.6m之间，泉流量季节变化大，在0.239〜2.631L∕s之间，水温15°C,水质为HCO3~Ca型。本含水层主要靠零星露头接受大气降水补给和上覆第三系泥灰岩、砾岩水的补给。4、侏罗系上统孔隙、裂隙承压含水层本井田厚38.50-579.50m，平均372.12m,全井田分布，岩性以紫红、青灰色为主的粗砾岩，钙质胶结，砾径32~64mm，砾石成分东部以石英岩、石英砂岩为主，岩浆岩、石灰岩次之；西部以石灰岩为主，石英岩、石英砂岩及浆岩岩次之。呈次圆状〜圆状。据3201号孔涌水试验成果：q=0.0626~0.178L∕s∙m,K=0.20~1.470m∕d°静水位标高+472.34~+498.65m,水温15.5C,水质为HCO3~Ca型。钻进中冲洗液消耗量一般为〜5ma∕h,有26个层段漏失量超过泵量1(5m√h),浅部露头区接受大气降水直接补给，其次为深部第三系泥灰岩及砾岩水的越流补给，补给水源不充沛，富水性较弱。5、侏罗系中统厚层砾岩孔隙裂隙承压含水层本井田厚13.30-154.38m,平均81.42m,岩性以中粗砾岩为主，砾岩成分为次圆状〜圆状的石英砂岩、石英岩、石灰岩，其分布呈东厚西薄、浅部厚、深部变薄的现象。砾径32〜64mm,最大300mm;受沉积环境影响，在垂向上可分上下两部分。上部砾岩层在井田内厚度变化大,分布不稳定,据邻区3402号付孔抽水试验成果：q=0.0056L/∙m,K=0.012m∕d静水位标高+439.96m水质为HCO3~Ca•Mg型，水温18°C,富水性弱。下部砾岩层分布相对稳定，厚1.90-75.4m,平均40.00m,东厚西薄。井田内有2601、2602、2703、2905和3002等孔,在本层钻进时,冲洗液全部漏失。据邻区3402主孔抽水试验：q=0.00071L∕∙m,K=0.0004m∕d静水位标高+450.3356水质为HCO3~K•Na型，水温12°C;中部则以粉砂岩、细砂岩、泥岩组成一稳定隔水层。本层在零星露头处承受大气降水的直接补给和南涧河水经河漫补给,其次为上统砾岩和本层上部砾岩水越流补给。6、侏罗系中统义马组底砾岩孔隙裂隙承压含水层厚0-46.4m,平均10.00m,本井田厚0.80-27.45m,平均8.69m,岩性为浅灰色钙质胶结的砾砂岩及砾岩，分布不稳定，砾岩成分以石英岩、石英砂岩为主，砾径16〜64mm,多呈次圆状〜圆状。。在20~29线沉积较厚，在30线及F断层下盘沿断层带附近相变为含砾泥岩及粉砂岩。在33线16两侧砾岩成为2-3煤的直接底板。本层在矿井采过程中多处揭露而无水。据邻区抽水试验资料q=0.000219L∕s∙m,k=0.00055m∕d。静水位标高+444.55m,水温13°C,水质为HCO3~K∙Na型，富水性较弱,对矿井开拓无威胁。本含水层主要接受上覆的上、中统砾岩水经过断层破碎带越流补给。二隔水层1、第四系隔水层本井田厚0~23m。由黄土、红色粘土和砂质粘土组成，红色粘土和砂质粘土中含有团块状砂姜。除基岩露头外，区内广布。黄土中含有白色淡水螺壳，多分布于丘陵的低洼处，覆盖在红色粘土之上，黄土柱状节理发育，红色粘土塑性强，隔水性能良好，阻隔大气降水对基岩的直接补给。2、侏罗系中统中部隔水层：井田内厚30.94-109.35m,平均74.75m,由紫红色粉砂岩、泥岩及细砂岩等组成，在自然状态下，阻隔了本统上下砾岩层的水力联系。3、侏罗系下统2-1煤层顶板泥岩隔水层：本井田厚5.00-43.55m,平均19.26m,灰黑色、致密，具水平层理，局部夹粉砂岩薄层，井田内沉积稳定，仅在西部剥蚀变薄。当下伏煤层开采后,冒落带的发育使该层失去隔水性。4、侏罗系中统义马组2-3煤底板隔水层厚14m左右，由砂质泥岩、泥质砂岩组成。井田内分布不稳定。5、三叠系上统延长群隔水层根据区域资料，厚度大于1700m，井田内没有钻孔打穿该隔水层，仅1604孔在F16断层上盘揭露本层较厚，厚度大于215.62m岩性以粉砂岩、细砂岩、中粒砂岩互层为主，间夹深灰色泥岩，本群为侏罗系下部良好隔水层。由于F断层的作用，16使得本井田煤系地层与对盘延长群隔水层对接,组成南部隔水边界。三区域地下水的补给、迳流和排泄条件各含水层在区内均有不同程度的出露,承受大气降水的直接补给,在冲沟中,含水层露头还接受洪水期地表水的补给。在侏罗纪煤系中,上、中统砾岩含水层部分露头上覆涧河河滩,长年接受涧河水的稳定补给,且沿倾向顺层迳流,其中一部分排泄到矿井中。矿井生产观察发现，采空区上方地表都存在不同程度的地表塌陷裂隙，承受大气降水汇流补给。四断层的导水性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2〜3m3∕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1~4cm，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。由此可以看出，断层在本井田内是含水层水渗入井巷的主要通道。断层的错动破坏了岩层的连续性和完整性，使断层破碎带具有一定的含水能力和导水能力。五矿井主要充水水源1、大气降水当开采低洼处且埋藏较浅的煤层时，大气降水往往是矿井涌水的主要水源。开采高于河谷处地表的煤层，它往往是唯一水源。大气降水的渗入量的大小，与矿区的气候、地形、岩性、构造等因素有关，当其成为矿井涌水水源时，一般是有规律可寻的，具体体现在以下三个方面。（1）矿井涌水的程度与矿区降水大小、降水的性质、强度和延续时间有相应关系，降水量大和长时间降水对渗入有利，因此矿井涌水量亦大。（2）矿井涌水量随气候具有明显的季节性变化，但涌水量高峰出现的时间则往往后延。（3）大气降水渗入量随开采深度增加而减少。即同一矿井不同的开采深度，降水对矿井涌水的影响相差很大。2、地表洪水该矿自1959年投产以来，至1982年前从未发生大的突水事故。1982年由于洪水经东井采空区溃入矿井造成重大淹井事故。3、该矿及相邻矿老空水跃进矿北部、西部与千秋矿相邻。千秋矿西二下山采空区位于跃进矿六采区上山方向，1965〜1988年间回采，2-1煤、2-3煤积水标高+229.5〜+320m,原积水量约55万m3。经石河滩小窑及该矿的排水，预计仍有水量约30万m3。该采空区与跃进矿的井田隔离煤柱约200m。在该采空区西侧有新建联办矿，如果该小窑破坏井田隔离煤柱，将给矿井带来严重灾害。跃进矿东部与常村矿相邻。常村矿西二下山采后积水约40万m3,积水标高+40〜+310m,与跃进矿以F8断层为界，相距约50m。该采空区西侧有小窑香山矿和香峰矿，一旦小窑将两矿采透,会将采空积水引入,给跃进矿造成威胁。第四节开采技术条件一顶板条件井田内主要可采煤层为2-1煤层和2-3煤,在18线以东及井田深部两层煤合并。合并区煤层仍称为2-1煤。1、2-1煤顶板伪顶多为薄层状细砂岩，厚0~0.3m,一般随煤层的回采而冒落。局部为复合伪顶，厚0.8~1.2m,在井田的东部采区较为常见。直接顶板为灰黑色泥岩，厚5.00~43.55∕19.26m,全井田普遍发育,分布较稳定,且有自西向东变厚的趋势。该泥岩成分均一，岩性致密，性脆，具水平层理，含FeS2结核，构造裂隙不发育。据1807、2703号孔及常村矿井下采样试验成果：该泥岩比重为2530~2760kg∕m3,容重2340~2610kg∕m3,抗压强度为1404~4312Mpa,抗拉强度为49~284Mpa。回采工作面均采用全部垮落法管理顶板。据开掘实际资料得知，直接顶板垮落步距为2~3m,端面顶板允许暴露面积为3~4m2,允许暴露时间小于2小时。故该泥岩顶板应属于I级顶板。老顶岩性为较坚硬的砾岩，厚度大。在泥岩偏薄的浅部，老顶初次来压步距为25~30m，二次来压步距为20~25m，为∏级老顶；向深部和东部因泥岩厚度大于3~5倍采高，老顶来压不明显，为I级老顶。2、2-3煤顶板伪顶为炭质泥岩，粉砂岩，厚。~。.5m,随采随落。直接顶板多为粉砂岩、中细粒砂岩及泥岩，厚0~24.54∕6.7mo其中砂岩多为泥质胶结，具缓波及楔形交错层理，含植物化石及碎屑，构造裂隙不发育。据2703号孔及常村矿井下取样试验结果获得的砂岩容重2600kg∕m3，平均抗拉强度为137.2Mpa,平均抗压强度为3714Mpa。泥岩容重为2392kg∕m3,平均抗拉强度为98Mpa,平均抗压强度为1450Mpao因此，在泥岩地段属I级顶板，随采随落，便于管理；在砂岩地段属∏级顶板，需人工放顶。二底板条件2-3煤底板岩性较复杂，由泥岩、粉砂岩、中细砂岩等组成。总厚度0-40.85m,平均23.3m,自东向西逐渐变薄，至32线以西尖灭；2-3煤的直接底板岩性变化为砾岩、含砾粘土岩及砂质粘土岩。据1801、2703、3503号孔及常村矿井下取样试验：泥岩比重2620~2770kg∕m3,容重2390~2550kg∕m3,抗压强度1813Mpa,抗拉强度106.2Mpa。2-1煤的底板即2-3煤的顶板，前边已叙述。在矿井生产过程中，经常发生巷道变形和底鼓等现象，尤其是当直接底板为泥岩、含砾泥岩时，由于其岩性松软、见水易胀，底鼓问题就明显的较为突出。三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，见表5-1。相对瓦斯涌出量一般在3~5m3/t左右，最高达7.87m3/t。表5-1 跃进矿历年瓦斯鉴定结果表年份相对瓦斯涌出量m3/1鉴定结果备注年份相对瓦斯涌出量m3/1鉴定结果备注CHCO2CH4CO219613.26低瓦斯19834.688.62低瓦斯19621.84低瓦斯19844.207.50低瓦斯19634.78低瓦斯19852.424.86低瓦斯19640.584.12低瓦斯19861.915.32低瓦斯19652.9714.35低瓦斯19873.273.04低瓦斯19664.1613.35低瓦斯19885.019.65低瓦斯19671.803.60低瓦斯19895.7615.18低瓦斯1968未鉴定19903.295.35低瓦斯19693.4010.30低瓦斯19911.433.00低瓦斯19700.915.44低瓦斯19923.227.61低瓦斯19712.564.10低瓦斯19933.346.68低瓦斯19722.976.00低瓦斯19942.296.04低瓦斯197未鉴1995.410.1低瓦3定526斯197未鉴1997.412.9低瓦4定622斯197未鉴1997.814.3低瓦5定775斯19765.505.40低瓦斯1998未鉴定19776.8012.00低瓦斯19994.058.90低瓦斯19784.309.00低瓦斯20003.165.10低瓦斯19795.7313.20低瓦斯20011.272.16低瓦斯19803.087.25低瓦斯20021.071.93低瓦斯19815.308.30低瓦斯20030.942.21低瓦斯19824.1512.45低瓦斯20041.692.64低瓦斯井下实测资料表明，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0.03~1.35cm3∕g，可燃质一般低于1cm3∕g;沼气成份占0.25~64.33%，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。四煤尘本矿在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8，2-3煤为47.14%。五煤的自燃本井田在延深勘探阶段利用煤芯样进行煤的自然倾向性鉴定，其结果见表煤层名称着火温度着火温度降低值T(°C)煤的自然倾向性等级原样氧化样还原样2-1煤28626732861很易自然2-3煤31228032949很易自然二煤31226432864很易自然跃进矿煤炭自燃发火严重，自然发火期一般为1~~3个月，最短20天。自然倾向性等级均属1级，应采取预防措施为宜。根据义马侏罗纪厚煤层综采面自然火灾的规律及防止措施的研究(王正木，1997年)，随着综采面由一次采全高的煤层向特厚煤层转移，自然发火将会更加频繁，成为威胁综采面安全生产的突出问题，且是推行放顶煤综采的拦路虎。对综采面煤层自然应以防为主，采取可靠措施，形成完整工艺，消除导致没自然的原因，如黄泥或类似材料灌浆工艺，阻化剂防治煤层自燃工艺，注氮预防煤自燃等。千秋矿曾于14022回采工作面开展了成功的均压灭火（南社平，竺光明，2000）。曾分析认为采空区漏风是造成自然发火的主要的原因，要改变漏风方向，使有害气体向小煤窑方向流走，就必须增加工作面的绝对压力。为此，在14022工作面进风巷打一道带风门的木板墙，墙体上嵌入一台局扇作为供风源，风门用作行人。同时，在工作面回风巷安设一调节风门，一提高工作面的绝对压力，实践证明，采取上述措施后，工作的有害气体明显下降，而且工作面采空区火源逐渐熄灭，从而是工作面生产实现正常推进。目前矿井已经建立了黄泥灌浆防灭火系统，灌注浆液水土比为3：1~5：1。多年的实践证明，黄泥灌浆对防止煤层自然火灾效果较好，但由注浆工艺技术措施和操作质量监控系统需要进一步完善，不断摸索更为有效的方法和经验。（1）氮气火火是处理综采放顶煤工作面火灾的最有效手段，由于顶煤厚近20m,插钎注胶到达不了最顶部的阴燃火点，而氮气比空气轻，可以向最顶部的阴燃火区扩散，降低顶煤中氧气含量，隔绝与阴燃火点的接触,从而抑制一氧化碳的生成,阻止阴燃火点的再次复燃。同时,随着顶煤采空区氮气压力的进一步升高向顶煤采空区的漏风得到减弱,从而更进一步惰化火区,加速火区的熄灭。注胶灭火对处理综采放顶煤工作面火灾起到积极的辅助作用，由于胶体溶液很难达到顶煤中的最高处，渗透不到最高出的阴燃火点，灭火有其局限性，只能对顶煤中的底部位，采空区起辅助的灭火作用。综合研究表明，预防性灌浆是本区最基本的防灭火措施，成本最低，防灭火可靠，但需要另做工程，工艺操作麻烦，且有污染下顺槽运输系统的可能。压注凝胶是处理局部高温，堵漏的主要手段；压注胶体泥浆是快速处理大冒顶空洞，直接灭火的有效途径；均压，喷洒阻化剂是延缓采空区遗煤自燃的补充措施，聚氨掂喷涂是工作面顺利拆除支架可靠保证。注氨防灭火技术先进，工艺简单，操作方便，工艺质量控制手段先进可靠，防灭火效果好，但设备，装置价格昂贵，成本高。六地温本区共9个测温孔，平均地温梯度为1.48~1.92/1.78℃/100m,较一般沉积岩层的地温梯度偏低，属地温正常区。经曲线校正，井底温度在27.4~32.℃8之间，2-1煤底板温度在26.0~31.℃之间。2005号孔，2-1煤底深935.31m对应标高-376.40m底板温度为31.5C,该处进入一级热害区。煤层赋存随深度的增加，底板温度生高，5表-2。表5-2地温随深度变化钻孔测定结果一览表孔号20012002200320042-1煤底深m)576.75659.32761.09935.31底板标高m)-16.02-115.38-217.55-376.40温度(C)24.4026.028.431.5七矿井主要充水水源大气降水当开采低洼处且埋藏较浅的煤层时，大气降水往往是矿井涌水的主要水源。开采高于河谷处地表的煤层，它往往是唯一水源。大气降水的渗入量的大小，与矿区的气候、地形、岩性、构造等因素有关，当其成为矿井涌水水源时，体体现在以下三个方面。般是有规律可寻的，具（1）矿井涌水的程度与矿区降水大小、降水的性质、强度和延续时间有相应关系，降水量大和长时间降水对渗入有利，因此矿井涌水量亦大。（2）矿井涌水量随气候具有明显的季节性变化，但涌水量高峰出现的时间则往往后延。（3）大气降水渗入量随开采深度增加而减少。即同一矿井不同的开采深度，降水对矿井涌水的影响相差很大。地表洪水该矿自1959年投产以来，至1982年前从未发生大的突水事故。1982年由于洪水经东井采空区溃入矿井造成重大淹井事故。该矿及相邻矿老空水跃进矿北部、西部与千秋矿相邻。千秋矿西二下山采空区位于跃进矿六采区上山方向，1965〜1988年间回采，2-1煤、2-3煤积水标高+229.5〜+320m,原积水量约55万m3。经石河滩小窑及该矿的排水，预计仍有水量约30万m3。该采空区与跃进矿的井田隔离煤柱约200m。在该采空区西侧有新建联办矿，如果该小窑破坏井田隔离煤柱,将给矿井带来严重灾害。跃进矿东部与常村矿相邻。常村矿西二下山采后积水约40万m3,积水标高+40〜+310m,与跃进矿以F8断层为界，相距约50m。该采空区西侧有小窑香山矿和香峰矿，一旦小窑将两矿采透，会将采空积水引入，给跃进矿造成威胁。第五节矿井储量计算一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：Q=SXmXDQ一计算块段的储量；S一块段的面积；m一块段的平均煤厚；D一煤的容重。二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2-13、2-32、2-33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。三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6-1、2）。表6-1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563.215778.246.1025.71.5760_2-3煤1191243.243409.2843.48.985.60_合计1751458.321655.3869.54.683.1_0二水平2-1煤892.1938.2832805633.31.550.21692-3煤0501.4501.127四边形028.3_0合计892.2439.3334077406.26.845169总计2643898.6544731127640.458..0169四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=~ZrA•K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=12。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。第二章采区地质情况第一节采区位置该采区位于跃进矿二水平，开采二1煤煤层，采区2—5煤层露头线，南与西至井田边界，东和2-3采取相邻，北与2-0采区相邻。采区走向长2000米，倾斜长1000米，煤层走向为N80°E，煤层平均厚度为4m,倾角为10°,容重1.4t/m3。采区瓦斯绝对涌出量2m3∕t（掘）及12m3/t（采），正常涌水量2m3∕h,煤层自然发火期为6个月,煤尘有爆炸性,煤质坚硬。该采区内开采煤层底板标高为-1。。米〜-220米，开采深度为250米〜320米，地层基本形态为一简单的单斜构造，产状平缓,走向近东西,倾向南,地层倾角度为11°左右。第二节地质构造本采区根据勘探和邻近采区揭露的资料显示构造尚属简单。第三节煤层顶底板性质伪顶为啥质泥岩，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，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；直接底为砂页岩，浅灰色，致密坚硬。第五节采区的瓦斯煤尘及其他情况瓦 斯：相对涌出量小于12m3∕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8，应注意综合防尘。煤的自燃：易自燃，发火期为6个月左右，应加强防灭火管理。地温：系正常区，无热害第三章采区储量与生产能力第一节采区储量采区储量可分为采区的工业储量及可采储量由于采区范围内无较大的构造，煤层埋藏稳定，其计算式为：Zg=h**Ar其中：h 煤层厚度m,取4;A 采区煤层面积，m2r 煤体容重，t∕m3,取1.4故工业储量Zg=4*2000000*1.4=11200*108（吨）可采储量指能利用储量中可以采出的那一部分储量。其计算式为;Z=（Zg-p）*C其中：Z 可采储量，万tZg 工业储量，万t;P 煤住损失，万tC 采出率。国家对采区采出率做出了如下规定：薄煤层的采出率不低于85%;中厚煤层不低于80%;厚煤层不低于75%。故Z=（1120-11.6）*75%=831.3万t储量计算表煤层地质储量（万吨）可采储量（万吨）可利用地质储量永久煤柱合计二2112011.61108.831.3备注第二节采区生产能力带区设计年工作日330天，每天三班作业，三班生产。采区生产设计一个采煤队。回采工作面生产能力的确定@、回采工作面日生产能力A1=L×h×b×r×K1×K2=180×4×5.4×1.4×0.95×0.8=4136.8(t)式中A——日生产能力，吨L——工作面长度，mb——工作面推进度，mh——工作面平均采高，mr——煤的容重，取1.4/m3K1——工作面回采率，取95%K2——正规循环率，取80%b、掘进出煤量掘进出煤量一般为采面出煤量的5%，故掘进出煤量为A2=4136.8×5%=206.8(吨)故采区日出煤量为：4136.8+206.8=4343.6(吨)c、生产能力确定采区设计年生产能力为A=(A1+A2)×D=4343.6×330=1433388(t)式中A——带区生产能力，吨D——年生产日数，取330天根据以上计算采区生产能力为150万吨。第三节采区服务年限采区的生产能力要求与采区的储量相适应，使采区具有合理的服务年限。按照掘进先行、以掘保采、采掘并举的原则，避免开采强度过大，确保带区正常生产接替。带区生产能力与服务年限有如下关系：T=ZC/A式中：Z——采区可采储量T——采区设计服务年限A——采区设计生产能力C——采区采出率T=1108.4×0.75∕150=5.5a第四章采区方案设计第一节采煤方法的选择本矿的煤层赋存条件简单稳定，地质特征简单，参照附近矿井的实际经验，并遵循以下原则：煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；安全劳动条件好；尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；材料消耗少，生产成本低；便于生产管理。主采煤层煤层倾角为10度，欲采用走向长壁采煤法，煤层结构简单，赋存稳定，主采煤层平均厚度4m,因此可以考虑采用分层综采和大采高一次采全厚综合机械化采煤工艺。下面对两者进行比较。1）分层综合机械化采煤工艺的特点A.优点：分层综采是我国使用成熟的一种采煤工艺,采煤设备配套,类型齐全,性能完好,操作方便,管理简单；液压支架及配套的采煤机设备体积小,轻便,回采工作面搬家到面方便；c.采高一般为2.。-3.5m,回采工作面煤壁增压区小，煤壁稳定,生产环节良好；回采工作面回收率高,煤炭含矸率低,一般不大于1.5%,且相对综放开采煤尘浓度低；顶板易管理,工作面巷道维护难度小,上分层跟顶掘进,回采。下分层跟再生顶板掘进、回采,顶板（煤）冒漏,自燃等问题较少。f.B.缺点:工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，上、下分层开采，人工铺网，劳动强度大，铺网费用高，煤巷掘进工程量大，回采工作面搬家次数多，搬家费用高；区段分层周期长，多次启闭，自燃发火频繁；下分层开采需要留内错式隔离煤柱，因而采区回采率降低；加剧接续紧张的矛盾，这是由于需要等待再生顶板的生成；生产区域大，影响不同煤系的开采，相对不能合理集中生产，也影响地面建设的合理进行。C.适用条件煤层顶板不是十分坚硬，直接顶具有一定厚度的煤层。2）大采高一次采全厚综合机械化采煤工艺的特点A优点:工作面产量和效率大幅度提高；回采巷道的掘进量比分层减少了一半，并减少了假顶的铺设；工作面搬迁的次数减少，比分层开采减少一半以上，节省搬迁费用，增加了生产时间；B.缺点：煤壁片帮甚至架前漏顶较为严重，控制片帮是大采高采煤工艺的关键性技术问题；支架防倒防滑工作显得尤为重要端头支护和超前支护比分层开采更为重要。C.使用条件：一般适用于地质构造简单、煤层厚度3.5〜5m、赋存稳重、倾角小于12。和顶板较稳定的煤层。主采煤层平均厚度为4m，煤自燃期较长，从以上分析可以看出大采高一次采全厚采煤工艺优点更加突出。其不利方面可采取一定的技术加以解决。（1）控制片帮的措施一般有以下几点：①加快工作面推进速度；②用快硬膨胀水泥尼龙绳等锚杆加固煤壁；④提高液压支架的初撑力，以求改善近煤壁处围沿的应力状态，减小端面顶板的下沉量及减轻煤壁片帮程度。（2）加强端头和超前支护的做法有：①上、下端头的巷道末端采用纵柱切顶、挡矸；②排头排尾各三架，采用伸缩梁或护帮板作临时支护，其移架落后于中间支架一个步距，待移机头、机尾后再移架，使工作面梁端保持一致；③上下顺槽采用单体液压支柱配铰接顶梁超前支护30m，平行巷道架设，一般回风巷设三排，运输巷设三排，均为一梁二柱。第二节采区巷道布置一采区形式采用大采高一次采全厚综合机械化采煤法，要有一定的走向长度。采取的走向长度为2000米，采用双翼采区布置，每一走向长度为980米，已经满足综采工作面长度，故采区形式采用双翼采区布置形式。二采区上山根据采区煤层赋存稳定，采区地质构造简单的条件，采区上山可以提出两种方案。第一方案：在煤层中布置两条上山，两条上山间距30米。第二方案：在岩层中布置两条上山，两条上山间距30米。方案比较Jj-方案项目 jjj一第一方案双煤上山第二方案双岩上山掘进工程量工程量小工程量大工程难度■较容易"困难管理环节■多少巷道维护煤层上山，支架受采动影响大，维护工程量大，费用高维护工程两低，维护费用低支架回收可以回收，70%可以复用无法回收ɪ程期■工期短工起较长根据已提出的方案及方案比较原则，两个方案中相同的部分可不参加比较。但是由于本采区发火期较短为六个月，所以用双煤上山存在的问题比较大，相对来讲经济损失较大。由于条件有限只能提供上述表格中的比较内容，对于经济比较无法进行，蛋壳粗略估计出双煤上山经济损失较大。综上所述可以看出采用第二方案比较合适，故采取两条岩巷作为上山。三区段巷道根据本采取煤层的条件，决定采用留三米小煤柱的沿空掘巷的布置方式。四采煤方法及工作面长度的确定采区煤层厚4m,倾角10°,属近水平煤层。由于煤层属于厚煤层，采用综采一次采全高技术开采。根据《规范》规定：综采面长度一般不小于150m。但结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为180m可以满足产量的要求，确定采区工作面的长度为180m。五采区内同采工作面数的确定综合考虑煤层开采条件、开采顺序、运输能力、机械化程度、管理水平、采掘接替等因素,当采用综采时,采区内布置一个工作面。即“一矿一面”,一面生产,一面备用。5.3采区车场选型设计采区煤层倾角小,平均10度,采区上山布置,顺槽直接和回采巷道连接，采用1.5t矿车辅助运输，在顺槽和大巷连接处需抹角，抹角大小为3x3m，与大巷成45°角，以便于矿车的拐弯。顺槽与大巷均为胶带输送机运煤，顺槽胶带输送机通过溜煤眼与运输上山胶带输送机相连，下部车场采用大巷装车下部车场，下部车场设采区煤仓。当煤层倾角较大时，一般在12度以上时，可采用顶板绕道；在煤层倾角较小时，即12度以下时，可采用底板绕道。采区上部车场常用的有甩车场和平车场，平车场又有顺向和逆向等形式，根据绞车房上山和回风巷的相互位置决定采用甩车场。第三节采区硐室1、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，不易堵仓。采区煤仓容量：Q=（Ag-An）TgKb式中Q一采区煤仓容量，tAg一采区高峰生产能力，t/h。高峰期间的小时产量为平均产量的1.5〜2.0倍An一装车站通过能力，t/h。为平均产量的1.0〜1.3倍Tg一采区高峰生产持续时间，人机采取1.0〜1.5h,炮采取1.5〜2.0h,Kb—不均匀系数，机采取1.15〜1.20h,炮采取1.50。1、绞车房采区绞车房的位置应选择在坚硬、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2.0〜2.5m.二是通风巷道，宽度一般为1.2〜1.5m.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3〜4.5m,高度H可用以下式计算：H=h1+h2+h3+h4+h5式中h1一部件起吊高度，mh2一部件高度，mh3一起吊葫芦长度，mh4一工字梁高度，mh5一工字梁至顶高度，m。一般取200〜500m。该采区采用JTB1.6×1.2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，其中一个出口应与轨道上山相连。采区变电所的形式有一字形，1型和1【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8〜24m。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2.5〜3.5m通道高度一般为2.3〜2.5m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附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。对中央水泵房硐室施工方面以及安全方面的要求如下：（1）必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可是用锚喷支护，但不得有淋水。（2）出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门。从硐室出口密闭门起5米内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。（3）泵房硐室的地平应高出通道与车场连接处地板0.5米，设有流水坡，以防硐室积水。（4）水泵工作的总能力应满足20小时内排出矿井24小时的正常涌水量。5、井底水仓井底水仓是按照矿井正常涌水量计算的，《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在1000m3∕h以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓的有效容积不得小于四小时的矿井正常涌水量。矿井主要水仓必须含有内水仓和外水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用，特殊情况应设多条水仓。据上述可知，本矿设计正常涌水量m3/h，其容量:V=Q∙8m3V——水仓容积,m3；Q——矿井正常涌水量，m3∕h;V=Q∙8=2×8=l6m3本矿井水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡，其坡度常为1%。〜2%。，在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。6、等候室在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。7、其他硐室其他硐室主要有：调度室、医疗室、架线机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站第五章采煤工艺第一节落煤、进刀方式、割煤方式1、落煤：使用 型双滚筒采煤机割底煤和支架摆动后尾梁，伸缩后插板放顶煤的综合落煤方式。2、截割方式：本工作面采取双向割煤往返一次进两刀。3、进刀方式：本工作面采取端头斜切进刀方式（附进刀方式示意图）进刀方式采用隔三角煤端部斜切进刀方式图6—1—1 采煤机进刀方式图第二节支护、顶板管理及采空区处理一支护：1支护方式：工作面采用 型支撑掩护式液压支架支护顶板，本工作面支架间间距为1.5米，支护方式为本架操作及时支护。支架强度计算：P1=8MR=8×4×1.4=44.8T/m2式中P1为需要支护强度M为平均采高4米R为煤容重1.4m3∕tP=P1∕K=44.8÷0.8=56T∕m2=0.686Mpa式中：P为工作面需要支护强度K为载荷不均衡系数0.81T∕m2=9.8X10-3MPa支护强度验算：根据工作面矿压观测资料，在周期来压时，顶板压力最大为0.80Mpa支架的支护强度为0.85MP大于经验值0.80MPa和计算值0.686Mpa故可满足支护要求。二上、下巷端头支护及超前替棚支护工作上、下巷替棚：回采后，由于上、下巷采用供形支架支护，因此要从上、下安全出口向外替棚，棚距0.6米，保证替棚距离超前机头，前机尾5-8米，替棚采用圆木（Φ18×3500）配单体柱一梁两柱支护，支护扎角为75°,两帮腿要求成一直线，并用防倒绳把柱腿拴在棚梁上，圆木梁上方要铺设彩条布,根据实际情况的需要,可在圆木上方沿走向备设圆木,保证接顶结实。老塘及时垒煤袋强,要打稳打牢。上、下巷断头支护上端头采用3.5米长的长工字钢梁配单体液压支柱一梁三柱支护,长工字钢梁成对使用,分别在前后溜机尾部架设两对四根抬棚,交替迈步前移,工作面机尾架与端头辅助抬棚间距不得超过0.6米,每超过0.6米,增加一对长工字钢梁抬棚。下端头采用5米长的滑移抬棚配辅助抬棚,成对使用,分别在前后溜机头处两帮架设三对辅助抬棚,迈步前移,前、后溜机头处上帮架设两根滑移抬棚,下帮架设三根滑移抬棚,工作面机头排头架与端头辅助抬棚间距不得超过0.6米,每超过0.6米,增加一对辅助抬棚。上、下端头抬棚棚梁柱腿要架设齐全,柱腿打直升紧,初撑力不低于90KN,及时更换有漏、穿液柱子失效的柱腿，并用防倒绳打柱腿拴在棚梁上。上、下巷超前支护上巷超前替棚5-8米范围内，使用3米工字钢梁配单体支柱，一梁三柱支护，在巷道上、下帮距梁口0.2-0.5米间分别架设一排，该范围内要求巷道不低于1.8米，有0.7米宽的人行道。上巷超前替棚5-8米外，原巷道不动，支护强度达到要求。下巷超前替棚5-8米范围内，使用3米工字钢梁配单体支柱，一梁三柱支护，在巷道上、下帮距梁口0.2-0.5米间分别；架设一排，该范围内要求巷高不低于1.8米，有0.7米宽的人行道。下巷超前替棚5-8米，原巷道不动，支护强度达到要求。三顶板管理方法：采用自然跨落法管理顶板。1采空区处理：随着采煤工作面不断向前推进，顶板悬露面积越来越大，为了工作面的安全和正常生产，就需要使用全部跨落法处理采空区。其方法是，当工作面从开切眼推进一定的距离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，是直接顶自然跨落。以后随着工作面推进，每隔一定距离就预定计划回柱放顶。这样，不仅可以及时减少工作面的控顶面积，而且由于顶板跨落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。其主要工序是配合工作面推进定期进行回柱放顶工作。第三节综采工艺1、移架方式：为本架操作，先降后移带压檫顶移架支护顶板，移架滞后割煤机3〜5架进行追机作业，顶板破碎处可跟机组进行超前支护，移架步距为0.6米。2、移溜方式：移前溜：推前溜在机组后10—14架进行，推溜后，保证溜子平直，移机头机尾必须停溜子进行。移后溜：拉后溜必须单向进行，严禁从两头向中间移，且滞后放煤7—10架进行，不放煤时，滞后前溜8—10架进行，确保弯曲段不小于10架。3、机电设备的管理和措施：（1）所有入井设备都必须取得防爆合格证，方可入井。（2）工作面必须保证“双风机、双电源、自动切换”，局扇必须安装“三专两闭锁”设施，机电副队长要每天检查，保证备用局扇时常完好，随时能够正常运行。（3）严禁带电作业，严禁带电移动设备，检修电气设备时，瓦检员必须检查附近瓦斯，瓦斯浓度不超限时，方可开盖检修，否则，严禁检修电气设备，同时要遵守《煤矿安全规程》第445条的规定。（4）工作面电缆线、信号线严格按《巷道断面标准图册》进行标准吊挂，每1m一个电缆钩。悬挂整齐，不准使用铁丝捆绑，电缆悬挂高度不低于1.8m，信号线悬挂于电缆线上方0.1m处。电缆、信号线不允许与风筒管路挂在同一侧，必须在侧一时，电缆应在上方保持0.3m以上的距离。同时，遵守《煤矿安全规程》第469条之规定。（5）工作面电气设备的运行和检修，必须符合防爆性能的各项技术要求，防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用。（6）工作面所有设备实行包机制，责任到人，挂牌留名，确保设备的完好状态，做到设备清洁，附件齐全，合理润滑，定期保养，杜绝跑、冒、滴、漏现象发生。（7）包机人员要认真执行设备维护、保养制度和计划检修制度，做好设备的日常保养和计划检修工作，确保设备处于完好状态。（8）小班维护工每班要对所有设备认真巡回检查，看有无异常变化，发现问题，寻找原因，及时处理，并向跟班队干汇报。（9）机电副队长对工作面机电检修、维护工作负全面责任，要经常检查设备的运行状态，负责组织好设备的安装、维修、维护工作，消灭失爆，消灭不完好设备。（10）供电系统及设备严格执行“三无、四有、三全、三坚持”等各项规定。（11）信号综保、煤电钻综保必须安设合格的接地极和辅助接地极，距离大于5m,信号系统都必须采用信号综保，禁止甩掉保护。（12）工作面实行独立供电。（13）电缆线、信号线的铺设必须遵守《煤矿安全规程》第468条、第469条的规定。（14）在安装或检修、维护设备时,必须遵守《停送电管理制度》、《三大保护管理制度》、《负荷变动电源调整管理制度》,严禁明火操作,严禁违章作业。（15）机电部门必须进行远距离漏电试验。（16）各类司机要经过培训,持有合格证后方可上岗操作各种设备。4、转载机：（1）拉移转载机前要检查鸡头处巷道两帮及顶板情况，注意电动接线嘴和电缆距煤壁的距离，若有擦帮、碰壁现象，必须提前处理，禁止硬移。（2）移转载机前，若皮带尾大架子斜歪，机头前巷低窄而阻碍机头移动时，必须进行处理，严禁硬过，还必须清理推移装置及转载机周围浮煤、杂物。（3）移转载机过程中，要注意转载机与皮带尾的塔接情况，机头必须爬在机尾的承载段上，同时注意观察转载机尾，防止拉过后溜子机头。（4）拉移转载机时，应使两侧的千斤顶拉力平衡避免偏重，移动时转载机两侧禁止行人停留或作业，防止击伤人员。（5）拉移完毕，工作人员要控制按钮的开启，防止误动作发生事故。第四节生产技术管理1、循环方式：（1）工作方式：四、六制作业，三班生产，一班检修。（2）回采工艺流程：采煤机割煤——移架——推移刮板运输机——清理浮煤——采煤机割（3）循环进尺及循环产量：循环进尺按：0.6m循环产量工序见工作面正规循环图表：50一100二150二180二图例2、劳动组织：割煤检修 试运转一］推移输送机拉架工、移溜工分段作业，放煤工专职放煤，端头工、司机、电工及检修工定岗包机专职作业，具体人员配备见表劳动组织表χ^班次工种名称、出勤人数合计生产一班生产二班生产三班检修班班长11114采煤机司机22228移架工444416巷道维修工333413胶带机司机11114转载机司机11114输送机司机11114泵站工11114运料工55油脂管理工11端头及巷道管理工333211清煤工2226送饭工1113质量验收员11114电工11125合计23232326953、技术经济指标表6—1—12工作面主要技术经济指标指标数量指标数量工作面走向长/m180日进刀数/刀9工作面倾向长/m1000循环率/%90割煤高度/m4作业方式三采一准日产量/t4343.6煤层倾角/(°)10月产量/t130308采煤方法综采回采率/%93采煤机截深/m0.6日出勤人数/人95循环进度/m0.6第五节工作面机电设备1、采煤机：（1）在开机前应做好准备工作，如检查各部件是否齐全，各部位油位是否符合要求，各螺丝、螺栓是否紧固。操作受柄、按钮是否灵活可靠，并空载试运行3-5分钟，如发现问题及时处理，严禁带病运转。（2）坚持“开机先开水，无水不割煤，停机停水”制度，保证机组正常运转和不增加毛煤水份。（3）运行中司机要经常观察压力表，注意各连接螺丝紧固情况，细听电机各部声音，发现异常，立即停机处理。（4）割煤机割煤时，距前、后滚筒5米范围内，严禁有其他人作业。（5）工作面发生片帮冒顶时，不许开机，待处理好后，方可割煤。（6）停机时，先停牵引，后停电机，确保机组空载启动。（7）坚持内外喷雾装置的正常使用。（8）打开机盖检修设备时，要搭面蓬，防止煤块或杂物掉入机体内。（9）加油或换油时要专桶专用，专人负责，液压油必须滤油（经滤油机），严禁两种不同牌号伪油混合使用。（10）检修机组前，必须先敲帮问顶，处理好一切不安隐患，才能进入煤墙侧检修。（11）采煤机在机头或机尾安全出口处停机，采煤机必须摘掉离全器，将隔离开关手把打到零位。（12）要及时更换丢失、失效截齿，停机检查或更换截齿时，必须切断电源，摘掉离合器，将隔离开关手把摆零位，开机前认真检查滚筒前后有无人员。（13）开机前必须向上、下工作人员发出信号，待人员撤离后，方可开机。（14）采煤机上方有大渣块，大煤块时，及时闭锁溜子开关，停机处理，防止卡断链条，挤坏机组或砸伤人。（15）采煤机必须对刮扳机有专用闭锁装置，必须保持完好。2、支架(1)及时更换不完好的安全阀、单向阀及串漏液的立柱千斤顶等液压元件，保证支架有足够的初撑力和工作阻力。(2)移架前，要清理支架内和邻架间的浮煤，拉架后，打支架升柱手把，待初撑力达到以后再复位。(3)移架时，要注意液压管道及照明线路和电缆不被挤、压拉坏。(4)支架移动后要成一直线，误差不超过±50mm(5)实行追机移架，移架距离距采煤机后滚筒不超过10m(即7架)。移架时，支架立柱下降150—200mm之间，顶板破碎时，拉移支架，实行跟前滚筒拉架；带压拉架遇到拉架阻力过大时，不可强拉硬移，等查明原因，处理完毕后方可移架。(6)支架操作为本架操作，支架工要站在前后立柱之间，防止架间掉渣伤人。(7)拉架过程中，要随时注意调整架间距，使中心距在1.5±100mm之内，并使顶梁顶板平行接触，其仰俯角小于7°o(8)支架工操作本架时，邻架人员要离开，拉架人员注意水平千斤顶受力情况，不得强拉硬移，防止是梢子切断伤人。(9)放煤时应收回小插板，若放煤量小，再摆动尾梁，遇大块煤时，反复摆动尾梁，伸缩插板以挤破大块煤。（10）放煤工要适当控制煤量，听清信号，均匀放煤，既要把煤放净，又要减少含矸率。3、运输机（1）严格掌握运输机的“平直”遵循顺序推溜原则，不得任意分段，不准由两头向中间推移。（2）溜子推不动时，要及时查找原因进行处理，不准硬推，以免损坏零部件或推错接口。（3）移机头机尾时，要清净机头，机尾和过滤槽与煤墙侧的浮煤，严防挤压电缆和管路。清浮煤时要严格执行“敲帮问顶”制度，并设专人监视顶板，严防顶板落渣伤人。（4）机头、机尾移动后，既不超前，也不能落后，应与工作面成一直线，移机头、机尾后，必须停割煤机。（5）溜子停止运转时，不得移溜。（6）溜子机头移动后，要保证机头与转载机塔接长度在0.1米左右，卸载高度在0.6米左右，防止溜子拉回头煤。（7）移溜子时，追机移溜，移溜距离采煤机不超过12m,拉后溜距放煤点10—15m。（8）开溜时要点动两次，开停5秒钟后，才准正常开机，司机要做好开机前准备工作，司机的位置正对机头。开机时，精力要集中，开机停机及时，防止误动作