采矿工程专业鹤煤八矿矿井09Mta新井设计

本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分是鹤煤八矿矿井0.9Mt/a新井设计。全篇共分为十章：矿井概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式－采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升与运输、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。鹤煤八矿井田走向长约4.6km，倾向长约2.5km，井田总面积为9.8km2。主采煤层为二1煤，平均倾角为24°，煤层平均总厚为6.2m，井田地质条件较为简单。矿井工作制度为“三八”制。矿井的采煤方法主要为走向长壁综合机械化放顶煤开采，矿井开拓方式为双立井开拓方式。矿井布置一个工作面生产，一个工作面备用，年生产能力为90万t/a，工作面长度为150m翻译部分的英文题目为“”。关键词：综放工作面服务年限含煤地层储量顶板采出率ABSTRACTThegeneralpartisthenewminedesignofHeiMeiBaKuangwiththecapacityof0.9milliontonsperyear.isdividedinto10chapters:Overviewofmineandminegeology,minerealmandreserves,thesystemofmine,designandproductioncapacityandservicelife,minedevelopment,preparationmethod-paneldesign,miningmethods,undergroundtransportation,MineHoistandtransport,mineventilationandminesafetyandthemajoreconomicandtechnicalindex.HeiMeiBaKuangmine’srunoftheminefieldis4.6km,thewidthisabout2.5km，theareais9.8㎞2.Thetwoisthemaincoalseam,anditsdipangleis24degree.Thethicknessofthemineisabout6.2minall.“three-eight”workingsystemisadopted.Miningmethodsisfullymechanizedlongwalltopcoalcavingmining.Themineisexploredwithdoubleshafts.millionThelengthoffaceis150m.Thebiglaneoftransportationusestheadhesivetapetotransportthecoal,andthebiglaneassistancetransportationusestheelectriclocomotivetotransportmaterialandthegangue.Thewayforroadwayauxiliaryiscentralcompoundventilates..ServicelifeRoof;目录一般部分 11矿区概述及井田地质特征 21.1矿区概述 21.1.1矿井位置和矿区地形 21.1.2交通条件 21.1.3矿区气候 21.2井田地质特征 31.2.1井田勘探程度 31.2.2井田煤系地层概述 31.2.3地层概况 41.2.4井田地质构造 71.2.5井田水文地质特征 81.3煤层及煤质 91.3.1可采煤层特征 91.3.2煤的特征 91.3.3煤的化学性质和工艺性能 101.3.4煤的可选性 111.3.5瓦斯 111.3.6煤尘 121.3.7煤的自燃 122井田境界和储量 132.1井田境界 132.2矿井地质资源量 132.3矿井工业资源/储量 142.4矿井设计资源/储量 152.5矿井设计可采储量 163矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 183.1矿井工作制度 183.2矿井设计生产能力及服务年限 184井田开拓 204.1井田开拓的基本问题 204.1.1确定井筒形式、数目、位置 204.1.2工业场地的位置 224.1.3开采水平的确定及采带区划分 224.1.4主要开拓巷道 224.1.5方案比较 224.2矿井基本巷道 284.2.1井筒 284.2.2井底车场及硐室 294.2.3主要开拓巷道 305准备方式—采区巷道布置 375.1煤层地质特征 375.2采区巷道布置及生产系统 375.2.8采区采出率 425.3采区车场及主要硐室 426采煤方法 456.1采煤工艺方式 456.1.1采区煤层特征及地质条件 456.1.2采煤方法确定 456.1.3回采工作面参数的确定 456.1.4回采工艺及其设备 466.1.5工作面运输方式及运输机械 476.1.6工作面支护方式及支架选型 496.1.7端头支护及超前支护方式 516.1.8采煤工艺 526.1.9各工艺流程注意事项 536.1.10回采工作面吨煤成本 556.1.11回采工作面正规循环作业 566.2回采巷道布置 586.2.1回采巷道布置方式 586.2.2回采巷道参数 587井下运输 617.1概述 617.1.1井下运输设计的原始条件 617.1.2煤层及煤质 617.1.3矿井运输系统 617.1.4运输距离和货载量 627.2采区运输设备的选择 627.2.1设备选型原则 627.2.2采区运输设备选型及能力验算 637.2.3采区辅助运输 657.3.3辅助运输大巷设备选择 668矿井提升 688.1矿井提升概述 688.2主副井提升 688.2.1主井提升 688.2.2副井提升设备选型 699矿井通风及安全 719.1矿井通风系统的确定 719.1.1矿井概况 719.1.2选择矿井通风系统原则 719.1.3主要通风机工作方法的确定 729.1.4确定矿井的通风方式及方案比较 729.1.5采区通风 749.1.6工作面通风方式的确定 759.2采区及全矿井所需风量 769.2.1回采面所需风量的计算 769.2.2备用面所需风量的计算 779.2.3掘进工作面需风量计算 779.2.4硐室需风量 789.2.5其它巷道所需风量 799.2.6矿井总风量计算 799.2.7矿井风量分配及风速验算 799.3矿井通风阻力的计算 819.3.1矿井通风阻力 819.3.2矿井最大阻力路线和通风网络图 829.3.3矿井总风阻、等积孔计算 879.4矿井主要通风机选型 879.4.1矿井自然风压 879.4.2主要通风机选型 899.4.3电动机选型 919.4.4矿井主要通风设备的配置及要求 929.5防止特殊灾害的安全措施 939.6避灾线路 9410设计矿井基本技术经济指标 95参考文献 96专题部分 97煤矿瓦斯抽采技术研究 981煤矿瓦斯抽采利用意义重大 982矿井瓦斯的危害 993瓦斯抽采技术方案 993.1采前预抽技术方案 993.1.1地面钻孔瓦斯抽放技术 993.1.2顶板岩巷预抽煤层瓦斯技术 1033.1.3煤层网格抽放技术 1073.1.4低透气性煤层增透技术 1073.2边采边抽技术方案 1093.2.1卸压带钻孔边采边抽技术 1093.2.2高位钻孔抽放技术 1103.3采空区瓦斯抽放 1134抽采钻孔带压注浆封孔技术的研究与应用 1134.1带压注浆封孔技术 1144.1.1赛瑞封孔剂性能研究 1144.1.2带压注浆设备的研制 1144.1.3基本原理 1154.2现场应用 1164.2.1矿井概况 1164.2.2带压注浆技术应用 116翻译部分 118英文原文 119英文译文 128致谢 136一般部分八矿位于鹤壁市山城区鹿楼乡，北起小庄村，南到柴厂村，其地理坐标为：北纬35°50′16″～35°53′00″东径114°11′09″～114°12′42″交通条件便利，铁路，本矿向北可直达汤鹤线。汤鹤线在汤阴与京广线接轨，铁路运输方便。公路交通四通八达，新市区至九矿的大白线二级公路从本井田内通过，本矿至新市区16km。京广铁路、京珠高速公路、107国道均从新市区经过，交通十分便利。此外尚有汤（阴）鹤（壁）公路、安（阳）鹤（壁）公路、鹤（壁）林州公路等。图1—1—1交通位置图本区属北温带大陆性半干旱型气候。据鹤壁市气象站观测资料：1、气温：据1958年～1981年观测资料，年平均气温最高年份15.3℃（1961年），最低年份13.1℃(1964年)，一般为14.5℃左右。气温极值，最高42.3℃(1967年6月4日)2、湿度：据1958年～1981年观测资料，年平均绝对湿度11.63毫巴，年平均相对湿度为60%。3、降雨量：据1959年～1999年共41年观测资料，年最大降雨量1394.1毫米(1963年)，年最小降雨量266.6毫米（1965年）。年平均降雨量4、蒸发量：本区蒸发量远大于降雨量，据1959年～1999年，36年（缺五年数据）的统计资料，年平均蒸发量2091.79毫米，年蒸发量最大值为2698毫米（1965年），最小值为1637.4毫米5、风向和风速：本区每年8月至来年2月北风频率最高，最大风速为23米/秒；每年3月南风频率最高，最大风速14米1、钻探工程量：矿井范围内，1956年至1992年，共施工勘探钻孔222个，历次施工钻孔数及进尺见表2-2-1井田内历次勘探施工钻孔数及进尺一览表表2-2-1本区的含煤地层为石炭一二迭系煤系地层，包括石炭系中统本溪群、上统太原群，二迭系下统山西组，下石盒子组，二迭系上统上石盒子组，煤系地层厚920米。主要含煤地层为太原群和山西组。太原群为一煤组含煤3—12层，煤层总厚5.32米，其中部分可采者2层，（一、一），平均厚度1.68米，含煤系数4.5%。山西组为二煤组，含煤1～3层，平均总厚6.79米，其中二1煤为本区主要可采煤层，煤厚1.9～14.1米八矿井田为全掩盖区，地表为第四系及第三系。现将被钻孔揭露的地层由老至新叙述如下：1、奥陶系中统马家沟组（O2）马家沟组灰岩为含煤建造沉积之基底。井田内无出露，西山出露良好，研究较细。其岩性可分七个岩性段，其中第一段为贾旺页岩，第二、第四、第六段为角砾状灰岩，第三、第五、第七段为灰～深灰色中厚层～巨厚层之纯质石灰岩，含角石及松旋螺等化石，全厚450米2、石炭系（C）1)中统本溪群（C2）：底部为浅灰紫色鲕状豆状铝质泥岩；下部为灰色泥岩及砂质泥岩，中夹透镜状灰岩；中部为灰色细—巨粒硅质胶结的石英砂岩；上部为深灰及灰色泥岩、砂质泥岩，含铝质，具鲕状结构，产植物化石碎片，偶夹薄煤。煤层发育不稳定，亦不可采。灰岩中含化石，与其下伏的马家沟组灰岩为平行不整合接触。地层厚15～28米，一般厚23～25米。2)上统太原群（C3）：太原群地层由砂岩、砂质泥岩、石灰岩及煤层所组成。砂岩：下部砂岩灰色，粉粒—细粒—中粒结构，矿物成份以石英、长石为主，胶结物以钙质为主，中部砂岩灰色及灰色微发褐，细—中粒结构，矿场成份以石英为主，胶结物以泥质为主，上部灰色发褐，细—中粒结构，顶部以石英、长石为主，含菱铁质凝块，底部含长石较多。胶结物以钙泥质为主。砂质泥岩及泥岩：下部砂质泥岩及泥岩，深灰、灰黑至黑色，底部为浅灰色，含黄铁矿结核及植物化石，底部富铝质，偶具鲕状结构。C3L3灰岩底板为黑色浅海相钙质泥岩，含大量动物化石。中部砂质泥岩及泥岩，深灰色、灰黑至黑色，致密性脆，含黄铁矿结核及植物化石。上部砂质泥岩及泥岩为深灰—灰黑色、致密性脆，局部夹碳酸钙质鲕粒及透镜状菱铁质泥岩，含黄铁矿结核及植物化石碎片。石灰岩：太原群含石灰岩9层，自下而上为C3L1至C3L9。其中C3L8、C3L5、C3L3、C3L2四层发育较好，C3L9、C3L4、C3L1三层灰岩发育次之：以C3L7及C3L6石灰岩发育最差，仅个别钻孔所揭露。据钻孔资料C3L8、C3L5、C3L3、C3L2诸层灰岩的平均厚度分别为5.74米、1.65米、2.57米及7.19米。在井田西南角浅部。75-10孔至77-22孔一带，C3L8灰岩受河流同生冲蚀，被河床粗砂岩替代，缺失灰岩为为深灰—灰黑色。其中C3L1、C3L3下部、C3L5下分层、C3L6、C3L7及C3L9均含泥质，含燧石结核的有C3L2、C3L3、C3L4、C3L5、C3L8等层石灰岩，其中C3L2含燧石结核最多，C3L2、C3L5及C3L8等层石灰岩常驻具缝合线构造，缝合面上常含碳质。灰岩中产丰富的蜓科、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石：煤层：太原群所含煤层为一煤组，共含煤八层。自下而上依次为一1、一2、一4、一5、一6、一7、一8、及一9煤，即除去C3L3灰岩不压煤外，其它各层灰岩均压煤，在八层煤中，发育较好的为一1煤。在煤层顶底板附近的泥岩、砂质泥岩中，含丰富的植物化石，主要为鳞木、羊齿、轮叶及植物根化石。本群以一煤底浅灰色铝质泥岩为底界面，与本溪群呈整合接触。厚101.67米～151.48米，平均厚3、二迭第（P）：1)下统山西组（P）山西组由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层所组成。砂岩：本组含砂岩四层，从下而上为S9、S10、S11、S12。上中部砂岩为灰及灰褐色，局部微发绿色，中至巨粒结构，向下颗粒逐渐变细。矿物成份以石英及长石为主，唯二1煤顶板S10砂岩含长石较多。山西组砂岩的特点为黑褐色菱铁质凝块，沿层面富含大白云母片，胶结物多为钙泥质。泥岩及砂质泥岩：多为深灰至灰黑色，唯顶部偶具紫斑，微含铝质，具鲕状结构。其顶为A层铝土岩。泥岩及砂质泥岩中，偶见硅质结核，常富含植物化石。煤层：山西组所含煤层为二煤组，下部含煤1～3层，底部的二1煤层为本区的主要可采煤层。煤层厚度较稳定，井田内厚1.9（13041工作面）～14.0米（11041四横川），平均厚6.75米。除二山西组产丰富的植物化石，主要有细羊齿、翅羊齿、羊齿、苛达叶、芦木、轮木、瓣轮木及楔叶等完整的植物化石及碎片。本组以S9砂岩底与下伏太原群分界，为整合接触，厚73～134米，平均厚89米2)下统下石盒子组（P）下石盒子组由砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。砂岩灰至灰绿色，细～粗粒结构，矿物成份以石英为主，长石含量较多，其它为绿色、暗色矿物及棕云母片。具波状层理及斜层理，胶结物以泥质及钙质为主。砂质泥岩及泥岩多为灰及青灰色夹紫斑，含铁质结核，产植物化石。本组以S13层砂岩底与下伏山西组分界，层厚90～104米，平均厚97米3)上统上石盒子组（P）由砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。砂岩多为灰白、灰及灰绿色，细至粗粒结构，矿物成份以石英为主，次为长石，胶结物为钙质、硅质及泥质等。下部有S15、S16砂岩，顶部为平顶山砂岩。在砂岩之间为青灰色、紫色、灰紫色、灰绿色的砂质泥岩及泥岩，泥岩中偶含鲕粒、铁质结核及植物化石碎片。本组以S15底与下伏下石盒子组分界，整合接触。地层厚591米4)上统石千峰组（P）由紫色、暗紫红色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成。砂质泥岩中偶夹薄层石膏及泥灰岩。地层厚度大于1000米4、新第三系（N）井田内仅出露有新第三系（N）鹤壁组，其岩性主要为土黄色、黄褐色粘土，黄褐色、灰白色粉质粘土，黄色～灰色～中粒泥质砂岩、浅灰色～灰白色淡水湖泊相泥灰岩、钙质粘土，薄～厚层状砾岩等。鹤壁组地层厚度，钻孔揭露厚度103.25～222.80米5、第四系（Q）主要由次生黄土状砂土、褐黄色粉质粘土、褐红色粘土及砾石等组成，厚度发育不稳定，变化在0～32米之间。八矿位于鹤壁矿区的南部，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E的单斜构造，倾角一般20°～36°。沿走向发育了轴向NE～NEE宽缓的向、背斜褶曲构造，NE及NEE向断表明发育。1、褶曲经勘探和采掘实际控制的褶曲有三个向斜和三个背斜。1)张庄向斜：位于677—22、77—1、76—13、687—1钻孔一线，向斜轴为八矿与六矿的井田分界线。延伸长度2800米。轴在-350米以浅为SEE，在-350米以深为NEE，向E倾伏。向斜轴在-300米左右被F51断层切割错位。南翼地层走向130°～170°，倾向40°～80°，倾角20°～30°，北翼地层走向30°～50°，倾向120°～140°，倾向26°～34°。该向斜已经被2)鹿楼背斜：位于76—20、52—2钻孔一线，延伸长度2km，轴向NEE，向东倾伏，倾伏角24°。南翼地层走向175°～195°，倾角24°北翼地层走向340°～350°，倾角24°。该背斜两翼对称，已经为12021、12041、12101、12121、12141、2401等工作面以及76—20、52—2等钻孔控制，控制严密。3)桐家庄向斜：位于71—3、72—8、鹿60、78—12等钻孔一线，延伸长度1.8km、轴向NE60°，深部转成EW向，向NE倾伏。该向斜褶皱舒缓，南翼地层走向170°左右，北翼地层走向350°～20°，对称性差，有的地段褶皱不明显。4)扒厂向斜：位于78—24、78—36、78—57等钻孔一线，延伸长度2.0km。轴向NE60°，向NE倾伏。倾伏角22°南翼地层走向150°～180°。北翼地层走向350°～10°。褶皱宽缓，向斜南翼受F53、F53-1等大断层破坏。该向斜浅部由煤层露头、13011、13031、23011、23051工作面以及78—38、78—57、92—2等孔控制，控制严密。-400米5)柴厂背斜：位于78—51、78—52钻孔一线，延伸长度1.9km。轴向NE70°，向NE倾伏，倾伏角22°。南翼地层向180°～190°，北翼地层走向340°～355°。此背斜在二1煤层露头附近被F53、F53-1断层破坏，-350米以上痛斜形态不太明显，但-350米之下形态明显。该背斜控制程度差，2断层八矿井田实见断层统计表序号新编号旧编号落差(米)倾角走向倾向延展长度(米)124F-2OF515～1865°NENW1000（二水平内540m）224F-3OF41060°NENW900（二水平内500m）3F45F4521～4060°NNE～SNW4504F51F515～6027°～60°NNE～SNNW11505F58F584073°NESE1050（二水平内750米6F53F5380～10020°NNENW12007F53-1F53-19030°NE～NEENW＞2000（二水平内1100米8F53-3F53-315NENW550在八矿范围内，由于第三系砾岩含水层底部沉积了有一定厚度，沉积广泛、连续、稳定的粘土隔水层，其意义非常重大。它不但大大减小了第三系砾岩含水层对八矿浅部煤层开采的直接威胁，而且切断了太原群二层灰岩、八层灰岩和二1煤层顶板砂岩含水层通过煤系地层露头接受大气降水和砾岩水补给的通道，对八矿井田范围内充水含水层的边界条件，起了决定性的作用。八矿砾岩含水层涌水量历年变化情况统计表单位m3/h6-3-1年份最大值最小值平均值最大值最小值1981359.9343.75335.451.0731982389.19334.50367.771.0581983385.0320.8354.371.0861984417.0330.0369.81.1281985365.3331.0351.131.0761986393.6391.0332.671.1831987477.1377.3427.481.1161988534.5377.8440.81.2131989399.1275.0330.141.2091990459.9317.0376.121.2231991388.0332.0349.31.1111992334.0299.0313.81.0641993403.0297.5353.291.1411994441.5341.0391.11.1291995428.2336.8370.141.1571996438.4332.2393.371.1141997408.0355.0392.651.0391998427.5321.0370.061.1551999408.0358.0368.261.1082000423.0344.0377.331.1212001417.0350.0380.171.0972002374.0330330.01.133二1煤层顶板砂岩含水层，浅部含风化裂隙水，向深部裂隙逐渐减少，含水量逐渐减小。由于煤系地层露头被第三系底部粘土隔水层所覆盖，浅部缺少补给来源，富水性很弱，以消耗静储量为主，并随着二1煤层的开采逐渐被疏干。自1961年到现在，二1煤层顶板砂岩突水17次，最大突水量18.0m3/h，最小0.3m3田范围内，主要可采煤层为二1煤层，其次为局部可采煤层一煤及一煤。1、二1煤层二1煤层位于山西组底部，层位稳定。在-400米以上，据分布比较均匀的379个见煤点统计，煤厚1.9～14.0米，平均煤厚6.15米，变异系数25.7%，可采性指数为1，属较稳定煤层。煤厚分布范围主要在4.01～9.0井田范围内，煤厚变化规律是北翼煤层较厚，南翼煤层较薄（南翼与北翼以中央进风井分界）分述如下：北翼据216个见煤点统计，煤厚2.5米（12101下顺槽）～14.0米（11041横川），平均煤厚7.43米，变异系数21.13%，可采性指数为1，属稳定煤层。煤厚分布范围主要在6.01～9.0南翼据163个见煤点统计，煤厚1.9米（13041工作面）～10.42米（78—13孔），平均煤厚5.87米，变异系数26.23%，可采性指数为1，属较稳定煤层。煤厚分布范围主要在3.01～8.0二1煤层结构简单，局部地段下部含夹矸1～2层，夹矸为黑色泥岩，厚0.02～1.4米二1煤层的伪顶为黑色泥岩，厚0～1米，一般厚0.2～0.3米，直接顶为6米左右的灰黑色砂质泥岩，富含植物化石，局部为砂岩（S10）。老顶为褐灰色中细粒长石石英砂岩（S10），厚1.0～39.5米，平均厚9.81米。底板为灰黑色泥岩和砂质泥岩，厚0～10.95米2、一煤层一煤层位于太原群底部，上距二1煤层105.10～157.80米，平均131米。煤厚0～1.87米，局部可采。含夹石1～3层，厚0.02～0.43米，为结构中等复杂的煤层。煤层顶板为黑色泥岩，富含黄铁矿结核。底板为灰黑～灰色砂质泥岩，向下渐变为鲕状铝质泥岩。一煤层上距C3L3、一煤层一煤层位于一煤层上，与二1煤间距95.90米～149.50米，平均123.77米。煤厚0～0.79米，厚度不稳定，绝大部分不可采，不含夹石。其直接顶板为1、煤的物理性质1)二1煤层：黑色，金钢光泽，条痕黑色徽带浅灰色，均一状和条带状结构，硬度小，松散易碎，块煤较小。2)一煤层：黑色，金钢光泽，含黄铁矿结核，具硫臭，粉煤较多。一煤与一煤相似。2、宏观煤岩特征1)二1煤层：上部和下部多为半亮煤型，中部以半亮型煤为主，但夹有暗淡型和半暗型煤。2)一煤层：为暗淡煤型1、煤的化学性质：1、根据勘探钻孔和井下开采资料，煤质分析成果，见煤质分析成果表，表5-2-1。2、1989年～2002年，在上仓皮带取的二1煤层煤样，其化验结果见表5-2-2。2、煤中有害元素及元素组成1)有害元素：煤中的有害元素主要为硫及磷，八矿二1煤为特低硫和特低磷煤，其分析成果如表5-2-3。2)煤的元素组成：煤的元素组成见表5-2-4煤质分析成果表表5-2-1来源煤层灰分（Ag%）挥发分（Vr%）全硫（seq\o(\s\up6(g),\s\do2(q))%）发热量Qeq\o(\s\up6(f),\s\do2(DT))卡/克备注盆场许家沟地质报告钻孔二1EQ\F(8.54～37.65,15.93(61))EQ\F(10.27～14.64,13.22(26))EQ\F(0.27～0.63,0.45(31))EQ\F(6331～7842,7047(39))表中分式，分子为最小至最大值，分母为平均值（孔数或点数）一eq\o(\s\up8(2),\s\do3(1))EQ\F(7.07～23.70,15.93(14))EQ\F(11.33～13.67,12.35(9))EQ\F(1.26～5.75,2.84(12))EQ\F(6200～8122,7202(13))一eq\o(\s\up8(1),\s\do3(1))EQ\F(13.11～31.88,22.00(19))EQ\F(11.61～14.76,12.58(4))EQ\F(2.49～6.1,4.23(18))EQ\F(5530～7452,6577(18))鹿楼矿井下二1EQ\F(7.66～18.86,12.92(22))EQ\F(12.12～14.38,13.34(3))EQ\F(0.29～0.50,0.40(8))EQ\F(5909～7490,7067(8))二水平补勘报告钻孔二1EQ\F(18.53～33.43,25.34(7))EQ\F(11.74～14.33,12.91(7))EQ\F(0.20～0.50,0.29(4))EQ\F(5447～6817,6140(7))一eq\o(\s\up8(1),\s\do3(1))EQ\F(,38.21(1))EQ\F(,13.69(1))EQ\F(,10.65(1))EQ\F(,4857(1))八矿井下二1EQ\F(8.00～23.59,14.60(178))EQ\F(13.66～18.69,15.53(34))EQ\F(0.32～0.44,0.40(12))EQ\F(5230～7830,7228(57))3、工艺性能1)发热量由表5-2-1表5-2-2可知，二1煤层煤芯煤样的两极值为：26.47～32.79MJ/Kg，平均29.46MJ/Kg，煤层煤样21.87～32.74MJ/Kg，平均30.22MJ/Kg，1989～2002年上仓皮带原煤的两极值为25.33～27.67MJ/Kg，二1煤层属于中高～高热值煤。2)粘结性与结焦性据盆场～许家沟勘探区地质报告及最近几年的煤质分析资料，二1煤的挥发分Vdaf为：10.27～18.69%，胶质层Y值均为O，曲线为平滑下降型，粘结性指数为＞5～20，说明本矿二1煤的粘结性及结焦性均差。1、二1煤的筛选性能据1989年矿井地质报告，1962、1963、1965年，八矿东西井混合试样，筛分结果为：＞25mm占23.77%，0～25mm占76.23%1985、1986、1987年，三年的筛分结果为：大于100mm占4.6%，100～50mm占8.5%，50～0mm占86.9%。在提交冷泉精查补勘报告时，于1980年9月在本矿二水平11071第二横川采了生产大样，进行了筛选试验和浮沉试验。试验中采用了1.3、1.4、1.5、1.6、1.8五种比重液。浮沉试验的结果表明，分选比得液用1.4～1.8时，中煤含量为25.84%+10.55%+6.5%=42.89%，属于很难选煤。如果分选比重液用1.5～1.8时，中煤含量为10.55%+6.5%=17.05%，属于中等可选煤。浮沉试验结果见浮沉综合表，表5-4-1。2、煤的工业用途综上所述，本矿二1煤层为中灰特低硫特低磷贫瘦煤，中高—高热值发热量，其工业用途为优质动力用煤。+1、瓦斯相对涌出量概况八矿从1961年到2002年，全矿井年平均瓦斯相对涌出量10.37m3/吨·日。一水平从1961年到1988年，矿井年平均相对瓦斯涌出量9.14m3/吨·日；二水平从1989年到2002年，年平均瓦斯相对涌出量13.05m3/2、煤与瓦斯突出概况：八矿自1997年至2002年，共发生煤与瓦斯突出八次，突煤量最多为92吨（1997年11月3日），突瓦斯量最多为140万m3(3、瓦斯涌出基本规律：总的来讲，八矿瓦斯涌出的基本规律是北翼大，南翼小，深部大，浅部小。但不同的时间，相对瓦斯涌出量并不均衡，它是随着开采水平的延深，相对瓦斯涌出量量现出逐渐增大的趋势。在这之间，也有个别年份偏高、偏低的情况，也有标高高的工作面比标高低的工作面瓦斯涌出量大的情况，例如：12061煤柱工作面标高-35m，相对瓦斯涌出量6.13m3/吨·日，而12101工作面标高-85m，相对瓦斯涌出量仅4.64m3/吨·日；12121工作面标高-135m，相对瓦斯涌出量19.5m3/吨·日，而12141工作面标高-170m，相对瓦斯涌出量仅为10.83m3历年瓦斯鉴定成果汇总表表7-2-1项目时间绝对瓦斯涌出量m3/分相对瓦斯涌出量m3/吨·日瓦斯等级1984年7.989.92低1985年20.8121.58高1986年17.8513.04高1987年13.148.53低1988年11.978.64低平均9.141989年14.1011.38高1990年缺缺1991年缺缺1992年13.1311.32高1993年14.9313.80高1994年7.096.09低1995年16.9712.47高1996年10.306.35低1997年10.808.981998年32.2221.89高1999年28.0217.78高2000年24.6413.92高2001年34.6710.48高2002年38.5522.11（煤瓦斯突出）平均13.05全矿平均10.37本矿在1962～1964年取煤尘样5个，1980年取煤坐样3个，1982～1987年取煤坐样6个，其结果见二1煤煤尘爆炸试验成果表，表7-3-1。由表7-3-1可知，本矿煤尘爆炸试验，火苗长度5～40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量20～65%，煤尘爆炸指数均大于10%，煤尘具有传导性爆炸危险，在生产过程中必须采取有效的防尘措施。据矿务局安监局1978～1979年矿井瓦斯等级鉴定报告，八矿二1煤的自燃发火期3～6个月，从1989～2000年，作过7次测定，自燃发火期3～6个月至6～12个月。井田边界：西北以F45断层与鹿楼乡小庄桥煤矿为界，北以张庄向斜轴与六矿为邻；南以F53-1和F49分别与柴厂矿和十矿为界；西至二1煤层露头线；深部边界原为-400米等高线，本次修编报告将深部边界扩大至-960采用地质块断法计算矿井地质资源量，地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。煤层储量的计算公式为：（公式2-2-1）式中：、……——分别为各块段的储量，万t；、…..——分别为各块段的面积，m2；、…..——分别为各块段内煤层的平均厚度；、……——分别为各块段内煤层的容重,取1.4t/m3（1988年局中心化验室）根据地质勘探情况，将矿体划分为5个块段。在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量之和。块段的面积S必须采用真面积（即煤层斜面积）。用煤层底板等高线上的水平投影面积换算成真面积。式中s——真面积，m2；——水平投影面积，m2；——煤层倾角，采用块段内的平均倾角，（°）；各块段面积分别计算如下：块一255.6926123.291021863.991.48011413.682块二276.22500663.561.4块三265.92195061.501.4块四275.82207461.672477492.151.4块五187.51964482.072065578.691.4总计平均24.66.2总计注：根据本矿的实际开采条件和煤层赋存状况，开采时主采二1煤，所以只计算本煤层储量。根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，则矿井的工业资源/储量由式(2-3-1)计算。Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k(2-3-1)式中：Zg——矿井工业资源/储量；Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333——推断的资源量。K——可信度系数取0.7~0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7。Z111b＝94350986.9×60%×70%=39627415tZ122b＝94350986.9×30%×70%＝19813707tZ2M11＝94350986.9×60%×30%＝16983178tZ2M22＝94350986.9×30%×30%＝8491589t由于地质条件一般，k取0.8。Z333k＝94350986.9×10%×k＝7548079tZg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k=39627415+19813707+16983178+8491589+7548079=92463967t矿井设计资源/储量按式(2-3-1)计算：Zs＝(Zg－P1)(2-4-1)式中：Zs——矿井设计开采储量；P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）物煤柱等永久煤柱损失量之和。本井田中永久煤柱损失主要有：地面工业广场保护煤柱、井田境界煤柱损失和断层保护煤柱等。井田境界煤柱和断层保护煤柱取40m。1）井田边界煤柱可按式(2-4-2)计算：Z=L×b×M×R(2-4-2)式中：Z——井田边界煤柱损失量，t；L——井田边界长度，m； b——井田边界煤柱宽度，40m；M——煤层厚度；6.2m；R——煤的容重，1.4t/m3。则井田边界煤柱损失量为：Z1=L×b×M×R=16403×40×6.2×1.4=5695121.6t2）断层保护煤柱同理可用可式(2-4-2)计算：则断层保护煤柱损失量为：Z2=L×b×M×R=(1848.64+1463.63+553.9+432.21)×30×6.2×1.4×2=2238596.3t3）地面工业广场保护煤柱《煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明》中第十五条关于减少广场占地问题中，工业场地（包括选煤厂）占地面积指标应控制在表2-1的范围内。表2-4-1工业场地占地面积指标明细表井型（万吨/年）占地面积指标（公顷/10万吨）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8工业广场占地面积为430×280=120400m2,平面形状为矩形。经设计验算，矿井的设计生产能力为90万t/a。根据上述规定，由表2.1确定，工业场地的占地面积应为13.5公顷以内。煤层地质条件为：煤层倾角α＝24°，煤层在受保护范围内中央的埋深H0=492m，地面标高142m，煤层地板标高-350m，松散层厚50m，此处煤厚查的本井田各参数如下：φ＝45°β＝67°δ＝γ＝73°其中：φ——表土层移动角；β——煤柱上山移动角；δ——走向方向移动角；γ——煤柱下山移动角；α——煤层倾角；工业广场保护煤柱Z3=1/2（AD+BC）×h×m×r(2-4-3)式中：AD——工业广场保护煤柱梯形的下底，m；BC——工业广场保护梯形的上底，m；h——工业广场保护梯形的高，m；m——煤层的厚度，m；r——煤的容重，m。代入数据得：Z3=0.5×（732.78+487.42）×820.48×6.2×1.4=4344989.7t矿井设计资源/储量：Zs＝(Zg－P1)＝92463967－5695121.6－2238596.3－4344989.7＝80185259.4t矿井设计可采储量按式(2-5-1)计算：Zk=(Zs－P2)×C(2-5-1)式中：Zk——矿井设计可采储量；P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；C——采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。其中P2按矿井设计资源/储量的2%估算，则：Zk＝(80185259.4－80185259.4×2%)×75%=48111155.6t按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力按年工作330d计算，矿井每昼夜净提升时间为16个小时。所以，本矿井设计年工作日数为330d。工作制度采用“三八制”，每天三班作业，。每班工作8小时。由《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生成能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1、资源情况：矿井地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，开采条件优越，应将矿井定为较大的井型；煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿井规模定的太大；2、开发条件：包括矿区所处的地理位置，交通是否便利，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等；3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4、投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。结合本矿实际和当前技术水平，为了更好的发挥煤炭资源的经济效益，采用综采放顶煤的开采方法。根据本矿煤层赋存不稳定，地质构造较复杂，按照矿井设计规范规定，将该鹤煤八矿矿井生产能力预定为90万吨/a。矿井的设计服务年限T可按下式计算： (3-2-1)式中： T——矿井服务年限，a； Zk——矿井可采储量，万t；A——矿井生产能力，万t/a； K——储量备用系数，矿井设计一般取1.3~1.5，本设计取K=1.3由前面计算可知：ZK=48.11Mt，则：T=48.11/(1.3×0.9)=41.11a﹥40a按《设计手册》规定：新设计的90万t·a-1t吨的大型矿井服务年限应大于40年。本设计服务年限为41.11a，是符合要求的。即本煤矿的服务年限约为41.11a。矿井服务年限必须与井型井和第一水平设计服务年限4.1.1确定井筒形式、数目、位置4.1.2工业场地的位置4.1.3开采水平的确定及采带区划分4.1.4主要开拓巷道二1煤层平均厚度为7m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，煤质硬度不太大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，留大煤柱护巷，实行跨大巷采大巷间距50m。为满足回风需要，单独在井田边界设回风立井。布置一条轨道大巷，一条运输大巷共两条大巷，为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，轨道大巷和运输大巷距煤层底板一定距离掘进。大巷基本保持与煤层同方向布置，，巷道坡度不随煤层而起伏,4.1.5方案比较方案一立井二水平开拓表4.1开拓方案所需费用粗略估算表方案一:立井二水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段31.7178805566.8994.3基岩段6466796427.5副井开凿表土段31.7251326796.71421基岩段6497552624.3井底车场岩巷4187416751675一水平石门岩巷31851144246.9二水平石门岩巷31851102.9小计4337.2生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平2726二水平2959.6排水费用(万元)129.6石门运输费用(万元)一水平382二水平412.7小计6609.9合计费用(万元)10947.1方案二:立井二水平加暗斜井开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段31.7178805566.8780.5基岩段3266796213.7副井开凿表土段31.7251326796.71108.7基岩段3297552312暗斜井开凿基岩段10729692317.7317.7井底车场岩巷4004187416751675一水平石门岩巷45.231851144144一水平石门岩巷76.331851243243小计4268.9生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)1.248110.6371.65884暗斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)1.225821.10.421431.4排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)费用(万元)9.0876041.110.4129.6石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平1.222290.3570.4382二水平1.225820.4270.4529.2小计8356.2合计费用(万元)12626方案三立井三水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段31.7178805566.81074.4基岩段7666796507.6副井开凿表土段31.7251326796.71538.1基岩段7697552741.4井底车场岩巷4004187416751675一水平石门岩巷31851144144二水平石门岩巷31851102.9102.9三水平石门岩巷55.831851177.7177.7小计4712.1生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平1.222290.6371.62726.2二水平1.213710.9571.62519.1三水平1.212111.0771.62504.2排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)费用(万元)9.0876041.110.4129.6石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平1.222290.3570.4382二水平1.213710.1650.4108.6三水平1.212110.5950.4345.9小计8715.6合计费用(万元)13427.7方案四:立井三水平加暗斜井开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)费用(万元)主井开凿表土段31.7178805566.8994.3基岩段6466796427.5副井开凿表土段31.7251326796.71421基岩段6497552624.3暗斜井开凿基岩段41.829692124.1124.1井底车场岩巷4004187416751675一水平石门岩巷31851144144二水平石门岩巷31851102.9102.9三水平石门岩巷17.83185156.756.7小计4518生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平1.222290.6371.62726二水平1.225820.9571.62959.6暗斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)1.212110.4180.42255.1排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)费用(万元)9.0876041.110.4129.6石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平1.222290.3570.4382二水平1.213710.1650.4108.6三水平1.212110.190.4110.4小计6671.3合计费用(万元)11189.3表4.2开拓方案所需费用粗略估算汇总表方案方案一方案二方案三方案四名称立井二水平开拓立井二水平加暗斜井开拓立井三水平开拓立井三水平加暗斜井开拓基建费用(万元)4337.24268.94712.14518生产费用(万元)6609.98356.28715.66671.3合计(万元)10947.11262613427.711189.3百分比100%115%120%100%下面对初选方案，即方案一、方案四作进一步详细比较。方案一立井二水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期基建费用(万元)主井开凿表土段31.7178805566.8994.3基岩段6466796427.5副井开凿表土段31.7251326796.71421基岩段6497552624.3井底车场岩巷4187416751675小计4090.3后期基建费用(万元)运输大巷岩巷1035.9258032672.92672.9小计2672.9生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平2726二水平2959.6排水费用(万元)129.6石门运输费用(万元)一水平382二水平412.7大巷维护系数大巷长度（m）大巷数量单价(元/a.m)费用(万元)1.22353.7426.830.3小计6640.2合计13403.4方案四立井三水平加暗斜井开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期基建费用(万元)主井开凿表土段31.7178805566.8994.3基岩段6466796427.5副井开凿表土段31.7251326796.71421基岩段6497552624.3暗斜井开凿基岩段41.829692124.1124.1井底车场岩巷4004187416751675一水平石门岩巷31851144144二水平石门岩巷31851102.9102.9三水平石门岩巷17.83185156.756.7小计4518后期基建费用(万元)运输大巷岩巷1556258034014.94014.9小计4014.9生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平1.222290.6371.62726二水平1.225820.9571.62959.6暗斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)费用(万元)1.212110.4180.42255.1排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)费用(万元)9.0876041.110.4129.6石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)费用(万元)一水平1.222290.3570.4382二水平1.213710.1650.4108.6三水平1.212110.190.4110.4大巷维护1.22525.3626.848.7小计6720合计15252.9表4.4开拓方案费用汇总表方案方案一方案四名称立井二水平开拓立井三水平加暗斜井开拓项目费用（万元）百分比(%)费用（万元）百分比(%)初期基建费用4090.31004518110.4后期基建费用2672.91004014.9150生产费用66401006720101总费用13403.410015252.9113.74.2.1井筒矿井前期共有三个井筒，分别为主立井、副立井、边界回风立井1.主立井位于矿井工业场地，由于本矿井井型大，服务年限长，因此宜采用承受地压性好，施工方便的圆形断面，同时主井主要用于提升煤，因此井筒净直径5.5m，装备一对12t底卸式箕斗，负担全矿井煤炭提升。其特征表见表4.3，井筒平面布置见图4.6。2.副立井根据矿井辅助运输量（提升量）、不可拆件最大外形尺寸和重量及井筒最大允许风速，确定副井井筒直径为6.5m，其内装备一宽一窄双层2车多绳（四绳）罐笼和玻璃钢梯子间，组合钢罐道。副井担负全矿材料、人员、设备等的升降任务，兼做进风井。井筒特征表见表4.4，井筒平面布置见图4.7。3.风井根据矿井开拓方案，在矿井中央边界布置一个风井，其内装备玻璃钢梯子间。风井担负矿井回风任务，并作为紧急情况下得安全出口。井筒特征表见表4.5，井筒平面布置见图4.8。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭功业设计安全规范》和《煤矿安全规程》规定。4.2.2井底车场及硐室矿井建设的主要连接部分为井底车场，它是限制矿井生产能力的主要巷道，必须选择合适的井底车场。1.井底车场1．井底车场的型式和布置形式井底车场的形式有环形式和折返式两大类型，环形式又可分为卧式、斜式及立式，折返式可分为梭式和尽头式。本矿井第一水平设计井底车场采用梭式。井底车场布如下图。图4.5井底车场2．井底车场调车方式井底车场的调车方式有以下四种：1）顶推调车电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副井重车线；2）专用设备调车设置专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引的重列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成；3）顶推拉调车在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时将原来的重列车顶入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线；4）甩车调车电机车牵引重列车行至分车道岔前10～20m进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。综合考虑以上四中调车方式，根据本矿井的实际情况，本着快速、简便的原则，设计采用第二种调车方式，即顶推调车。4.硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、清理撒煤硐室、水仓、调度室、等候室、工具室等。煤仓通过两个装载胶带输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为双侧式。主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井底水经管子道从副井井筒排出。主排水泵房为吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成。主变电所由变压器室，配电室及通道组成，。水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。另外，靠近主井处的轨道大巷中设置清理撒煤硐室，用来清理主井井底泼洒出的煤炭；副井井筒和轨道大巷中间设置等候室和工具室；东、西翼大巷调车线前各设一个调度室；另外还设有机车修理硐室等巷道硐室具体布置见图，井底车场平面布置图。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。主要开拓巷道如轨道大巷、运输大巷均布置在底板砂岩中。由于其服务时间长，为了便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱型，并采用锚喷支护,分别如图4.9，图4.10所示，回风石门如图.4.11所示。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》中的有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算风速，验算结果见第九章。图4.6主井井筒断面布置图表4.3主井井筒特征表井型0.9Mt/a提升容器一对12t箕斗井筒直径5.5m井深460m净断面积23.76㎡井筒支护基岩段砌碹厚350㎜基岩段毛断面积31.17㎡表土段混凝土厚1000㎜表土段毛断面积45.36㎡充填混凝土厚50㎜图4.7副井井筒断面布置图 表4.4副井井筒特征表井型0.9Mt/a提升容器一对3t双层单车罐笼井筒直径6.5m井深450m净断面积33.18㎡井筒支护基岩段砌碹厚450㎜基岩段毛断面积44.18㎡表土段混凝土厚1200㎜表土段毛断面积63.62㎡充填混凝土厚50㎜图4.8风井井筒断面图表4.5风井断面技术特征表井型0.9Mt井筒直径5m井深420净断面积19．63m2井筒支护混凝土砌碹350mm图4.9轨道大巷断面示意图表4.6轨道大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高形式外露长度排列方式间排距锚深直径岩石17.618.850003600100树脂锚杆50矩形80018002017.9图4.10运输大巷断面示意图表4.7运输大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高形式外露长度排列方式间排距锚深直径岩石17.618.850003600100树脂锚杆50矩形80018002017.9图4.11回风石门示意图表4.8回风石门断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净掘宽高形式外露长度排列方式间排距锚深直径岩石12.313.744003600100树脂锚杆50矩形80016001413.25准备方式—采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1首采区位置及范围设计首采采区位于井田西北部，根据煤层赋存、构造及采煤方法等，首采采区根据地质条件采用两翼布置，采区上山布置于二1煤层中。南至井田中央大断层，北至井田保护1000000m2。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为二1号煤层，其煤层特征：上部和下部多为半亮煤型，中部以半亮型煤为主，但夹有暗淡型和半暗型煤。煤层平均厚度6.2米，煤层倾角16～30度。局部地段下部含夹矸1～2层，夹矸为黑色泥岩，厚0.02～1.45.1.3煤层顶底板岩石构造情况二1煤层的伪顶为黑色泥岩，厚0～1米，一般厚0.2～0.3米，直接顶为6米左右的灰黑色砂质泥岩，富含植物化石，局部为砂岩（S10）。老顶为褐灰色中细粒长石石英砂岩（S10），厚1.0～39.5米，平均厚9.81米。底板为灰黑色泥岩和砂质泥岩，厚0～10.95米5.1.4水文地质二1煤层顶板砂岩含水层，浅部含风化裂隙水，向深部裂隙逐渐减少，含水量逐渐减小。由于煤系地层露头被第三系底部粘土隔水层所覆盖，浅部缺少补给来源，富水性很弱，以消耗静储量为主，并随着二1煤层的开采逐渐被疏干。5.1.5地质构造5.1.6地表情况5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采煤方法及工作面确定首采区位置选择原则（1）首采区位置必须要有较高的勘探程度和丰富的可靠的储量，尤其是有足够的综采可采储量，而且煤层赋存稳定，地质构造简单。（2）首采区应布置在井筒附近，使其初期贯通距离短，井巷工程量少，以达到工期短、投资省、达产快的目的。（3）采区布置要有利于井下开拓、配采和采掘接替，以形成合理的通风运输系统，为矿井投产后生产管理简单，生产运营管理费用低创造条件。（4）首采区要尽量布置在有邻近矿井生产实践经验的煤层中，以保证矿井能够很快地达到设计产量。（5）首采区应尽量避免布置在对开采有影响的的主要村镇、河流、地面主要干线、建筑物等下。首采煤厚6.2m，平均倾角24°，属中斜煤层，采用综合机械化采煤法，放顶煤开采。根据《规范》规定并结合本矿区的实际情况，确定采区的工作面长度为155.2.2采区巷道布置方法根据井下开拓布局及采区的具体地质条件，按安全生产、开采方便、系统简单、经济合理以及多掘煤巷少掘岩巷的要求，确定北二采区采用走向长壁，上山布置方式。初期采区的这种布置方式有以下特点:（1）矿井以1个采区、2个工作面达到设计产量,采区布置紧凑集中,矿井生产高产高效。（2）两翼大巷可尽快准备达产采区,工程量最省,工期最短。（3）达产采区开采条件好,具有丰富可靠的综采储量,矿井达产后,有较大的增产潜力。由于矿井采用中央分列式抽出式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，一条运煤,一条辅助运输和进风行人。根据矿井开拓布置，首采采区位于井筒西侧，走向长1500m，倾向长800m，采用双巷掘进。由于本矿采用走向长壁，设计确定本矿井的采区布置2条上山，即在采区一翼布置一条轨道上山和一条胶带运输上山。根据本矿具体情况以及支护技术和井巷维护情况，设计确定采区采用两条煤巷上山即一条轨道上山和一条胶带运输上山。其布置特点是：（1）采区工程量少。由于采用煤巷布置方式，将采区轨道上山、运输上山沿煤层布置缩短了掘进工程量以及其他联络巷道工程量。（2）采区贯通工期短，目前煤巷施工速度较岩巷快50%多，因此利用两条煤巷上山，可以大大缩短贯通工期。（3）沿煤层开掘上山，可便于探清煤层赋存情况。（3）目前，国内煤层“三软”条件下开掘巷道的施工支护技术水平及生产经验期间巷道维护技术均有较大的提高，且部分矿井已取得了一定的经验。（4）采用两煤巷上山布置方式，不仅初期掘进费用少，而且掘进效益也比较好。5.2.3煤层开采顺序和采区接替顺序采区内煤层开采顺序：考虑到在离井底车场最近处布置采区投产快，运输环节少，所以先采靠近井筒附近的采区，这样准备时间短，出煤快。根据本矿井各可采煤层的赋存条件及开采技术因素，由于是两翼开采，5.2.4生产系统采区内的开采系统采用后退式开采，通风方式采用U型通风，这种通风方式的特点是风流系统简单，漏风小。1、运煤系统工作面可弯曲刮板输送机→顺槽转载机→顺槽可伸缩胶带输送机→胶带运输下山胶带→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井。掘进煤全部在采区处理，采用分掘分运方式，直接将煤与运煤系统混合在一起外运。2、辅助运输系统井下辅助运输全部采用矿车运输。井下所需材料、设备在地面装入矿车经副井、轨道大巷、采区下部车场及轨道上山，运至各使用地点和工作面。井下矸石装入1.5t固定式矿车运至副井井底车场装提升到地面，排至地面矸石场地。3、通风系统矿井新鲜风流经副井进入井下，再经轨道大巷和轨道上山进入回采工作面进风顺槽，清洗工作面后的乏风经回风顺槽进入回风石门，经边界回风立井排到地面。4、排水系统由于井下大巷全部沿二1煤层底板岩层布置，因此采区全部采用排水沟排水，各涌水地点的水通过排水沟流到井底水仓，然后通过主排水泵房经中央进风立井排至地面。5.供电系统供电：地面变电站经副立井到中央变电所再经轨道大巷、采区下部车场至采区变电所，经降压后分别引向采掘工作面配电点、绞车房和运输上山输送机等用电地点。5.2.5采区巷道的尺寸、支护方式、掘进1、采区巷道为保证矿井安全生产和便于施工，采区巷道准备，先由煤层上山贯通，再施工采区车场和回采巷道。为防瓦斯突出、发生透水，或遇岩石破碎，煤层急剧变化时，应及时打超前钻孔，边探边掘，以策安全。为避免采掘串联风，各采掘工作面均设有独立的通风系统。2、巷道断面在设计巷道断面时，除满足矿井正常生产期间的通风、运输、行人等要求外，并参照生产实践，对可缩支架断面考虑了一定的收缩率。准备巷道断面一般采用直墙半圆拱断面，回采巷道，开切眼采用梯形断面。巷道断面除满足通风、运输、行人和管线敷设的要求外，在断面确定时预留15～20%的收缩率，巷道断面形状采用矩形断面。过破碎采时，可考虑采用全封闭的U型钢支架。根据综采工作面运煤、辅助运输和通风的需要，确定顺槽的尺寸为5000mm*3200mm。3、巷道支护根据目前国内深井大地压巷道支护的成功经验及矿区巷道支护现状，结合巷道支护技术的发展趋势。设计确定：对服务年限较长的，受断层破碎影响的岩巷采用锚、网、喷、注复合支护技术。巷道断面预留注后复喷的宽度，必要时，可超前预注浆。注浆参数根据围岩状况现场测定松动圈范围后确定。也可采用锚、网、采锚索支护方式。顺槽根据煤层顶板大多为复合型顶板的特点，需考虑采用锚梁网加锚索支护。切眼采用锚网采支护方式。采用锚网支护、锚索补强，起经济效益好，且掘进速度快。井巷支护设计广泛采用锚喷支护、锚网支护及锚索支护方式,不仅降低了井巷工程费,加快井巷施工进度,且有利于高产高效工作面的开采。回采顺槽沿底板布置,顶板为煤层,为配合综合掘进机的快速掘进,设计采用矩形断面,支护形式由12#矿用工字钢对棚支护改为锚网钢筋梯支护,其中钢筋梯的作用主要是护顶和承托,利用钢筋梯使钢丝网在锚杆的作用下连成一体。这种支护方式有利于发挥锚固平衡拱的作用,尤其对松软围岩支护效果更佳。为便于综采设备的运输及安装,设计开切眼采用以树脂全长锚固锚杆+金属网+钢筋梯为基本支护,锚索为主要支护。根据顶煤厚度及顶板岩性条件,确定锚深为6.0m,锚索直径15.24mm,其破断力达26t,在锚索的压应力作用下,与锚网支护共同作用,从而更有效地控制了围岩变形。其中对个别地段采用如下支护方式：（1）对砂岩地段，且动压很小的巷道，选择锚喷支护。对巷道所处岩性较差或软岩地段，选择锚喷、挂网加U型钢复合支护。对巷道过断层破碎采，石门遇煤层或所处地压较大时，除选择锚喷、挂网加U型钢复合支护，还须封底支护。（2）对井下一般硐室，采用锚喷加砼砌碹支护。对主要硐室，采用锚喷加钢筋砼砌碹支护。4、掘进工作面个数本矿井井型不大，为保证矿井开拓，准备和回采的正常接替，并考虑到矿井投产后的具体生产技术条件和工程量大小，设计确定本矿井达到设计产量时，共配备1个掘进面，回采与掘进面比为1：1。5、巷道掘进方法采区内所有工作面巷道沿底板掘进，采用综掘机及其配套设备施工，后配备胶带和SGW-40T型溜子组成的机械化掘进，掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。通风设备采用2BKJ-No6/44型对旋式局部通风机。为了防止回风短路，在顺槽设置风门或风窗，具体位置见采区巷道布置图。5.2.6采区生产能力确定本矿井采用1个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力0.9Mt/a。工作面布置为综采面。工作面工作制度采用“三八”制工作制，即两班采煤，一班准备。进刀方式为工作面端部斜切进刀，每班进两刀，双向割煤，往返一次割两刀，一刀一放的采煤方式，每刀进尺0.631、一个综采面生产能力（1）每割一刀煤所需的时间a、纯割煤的时间TT=（L+L）/V(5.1)=（150+20）/3=56.7分式中：L——工作面长度150mL——斜切段长度20m；