某矿庚一采区设计方案

设计附图目录顺序图名图号比例1平煤**矿庚一采区综合柱状地质图采用2庚一20-21煤层底板等高线及储量计算图采用3庚一采区地质地形图采用4开拓方式〔方案一〕平面图A1009-109-1G1:20005开拓方式〔方案一〕剖面图A1009-109-2G1:10006开拓方式〔方案二〕平面图A1009-109-31:20007开拓方式〔方案二〕剖面图A1009-109-41:10008通风系统〔方案一容易期〕A1009-171-19通风系统〔方案一困难期〕A1009-171-2目录目录I前言1第一章采区概况及地质特征5第一节采区概况5一、交通位置5二、地形及地貌特征5三、主要河流及水体5四、区内小煤矿开采情况5五、气象与地震5第二节地质概况6一、相邻采区地质及水文地质情况6二、地质构造7三、煤层及煤质9四、水文地质10五、其它开采技术条件14第二章矿井现有生产概况16第一节矿井开拓方式、采区16第二节提运系统16第三节井下运输系统17第四节排水系统18第五节通风系统19第六节压风系统19第七节供电系统20第八节地面生产系统20第三章大巷运输及设备22第四章采区开采23第一节采区范围及储量23一、储量计算范围23二、储量级别的划分23三、煤层厚度的采用、煤分层及不可采边界确实定。23第二节采区生产能力及效劳年限26一、采区工作制度26二、采区设计生产能力26三、储量及效劳年限26第三节开拓方案27一、开拓方案的提出27二、方案比拟33三、结论33第四节采煤方法及机械配备35一、采煤方法35二、主要采煤机械设备选、工作面长度、年推进度35三、移交生产及到达设计产量时回采工作面个数35四、采区巷道布置35五、开采顺序36六、采区生产能力36七、巷道断面及支护形式36八、巷道掘进进度指标37九、掘进工作面个数及机械配备37第五章采区通风和平安38第一节概况38第二节采区通风38一、通风系统及通风方式的选择38二、风井位置、效劳范围及效劳时间39三、掘进通风及硐室通风39四、井下避灾路线39五、庚组采区风量计算及负压、等积孔的计算40六、通风设施，防止漏风和降低风阻的措施：44第三节降温措施47一、矿井热害情况及本矿井的致热因素47二、降温措施47第四节灾害预防及平安装备47一、瓦斯灾害防治：48二、粉尘的综合防治：48三、矿井防灭火：49四、矿井防治水53五、井下其它灾害防治54六、矿井平安监测及其它装备54第六章提升、运输、通风、排水、压缩空气设备56第一节提升、运输设备56一、采区轨道下山提升设备选型56二、采区皮带下山运输设备选型57第二节通风设备59一、设计依据59第三节排水设备59一、-280m水平水泵房59二、－225m水平中央泵房排水能力验算：60第四节压缩空气设备61一、设计依据61二、空压机61三、压风管路62第七章地面生产系统63第八章电气64第一节供电电源64第二节电力负荷64第三节井下供配电67一、庚一下山采区上下压配电系统：67二、庚一下山采区上下压配电设备选型：67三、井下固定照明及保护接地：67第四节平安与生产监测68第五节平安与生产监测68第九章井下消防及洒水69第十章建井工期70第十一章技术经济72第一节劳动定员及劳动生产率72第二节建设资金估算72一、投资概算：72二、投资范围：73三、概算编制依据：73第三节采区设计主要技术经济指标73附录781、平煤[2007]68号文；2、天安**矿庚一下山采区方案设计委托书。前言一、概述平煤集团**矿是武汉院设计的年生产能力为120万t/a的大型矿井，1956年开工兴建，1958年12月建成投产开采一水平，1984年结束一水平进入二水平开采。目前矿井生产的采区有己二扩大采区、己三及己三下延采区和庚一下山采区。正在建设的采区有己四采区和三水平己二采区。矿井采用立井多水平分组大巷、分区石门上、下山开拓，一水平标高-80m、二水平-225m标高，三水平-650m**矿庚一下山采区平安生产的最大隐患是水害，根据《平煤集团天安**矿庚一下山采区地质说明书》，庚一下山采区充水水源主要是石炭系太原组灰岩含水层水、寒武系白云质灰岩含水层水和己一下山采区的老空水，特别是己一下山采区的老空水，积水量到达190932m3，所以要平安、可靠的开采庚一下山采区，不仅仅需要采取平安的防治水措施，而且还应该在开拓庚一下山采区巷道之前，对己一下山采区的老空水进行探放，以确保庚一下山采区的平安开采。我院所作的“平煤天安**矿庚一下山采区方案设计”二、编制设计文件的依据：1、平煤天安**矿庚一下山采区设计委托书。2、平煤[2007]68号文：《关于**矿庚一下山采区地质说明书的批复》。3、**矿提供的“**矿庚20－21煤层底板等高线及储量计算图、**矿庚一采区综采柱状图”。三、设计的主要特点：1、**矿井下各种灾害齐全〔煤与瓦斯突出、水害、瓦斯煤尘爆炸、煤层自燃、地温高、地压大等〕。其中水害为庚一下山采区各种灾害重中之重，设计那么采取了相应措施，如要求**矿提前对己一下山采区老空水进行疏放、在各个采煤工作面都要设置一条泄水巷等。2、庚一下山采区三条下山：皮带下山、回风下山均沿煤层布置，轨道下山局部沿煤，局部为岩巷，减少岩石工程量，节省了投资。3、井下主、辅助运输系统，充分利用**矿原有的运输、提升系统，减少了设备投资。4、本设计只考虑开采锅底山断层次生断层以上〔-280m以上〕的庚组煤层。-280m以下庚组煤，因受锅底山次生断层影响，其中三条较大断层交叉，将大局部煤层切割的支离破碎，很难布置正规采面，就是能开采还受到水的威胁，需留隔水煤柱，故本次设计对-280m以下庚组煤不再考虑。5、为防止-220m以上庚一采区的开采影响，留足够的防水煤柱，先开采次生断层以上的庚20-21-21130采面，最后开采庚20-21-21110采面，具体见开拓方式平面图。6、充分利用己一上山采区的己一疏水下山作为本采区的回风上山，减少了工程量。7、根据推荐的方案，将三条下山布置在采区的西部，靠近**矿工业广场煤柱，减少了压煤。8、移交标准为庚一下山采区在-280m形成完整的生产系统，一个综采面投产，两个掘进头掘进。四、主要技术经济指标设计生产能力：0.45Mt/a效劳年限：2.03年工业储量：138.7万t可采储量为138.7万吨〔扣除下山保护煤柱10.7万t，剩余128万t〕开拓井巷工程量：2465m，其中岩巷1154m，半煤岩巷1311m。采区工作人数：225人工效：4t/工估算总投资：5280.12万元〔不含采掘设备租赁费，顺槽、切眼及煤巷下山、联络巷费用〕吨煤投资：117元／t。建设工期：20.4月〔未含对己一下山采区采空水疏放的时间〕五、存在问题与建议1、根据“平煤天安**矿庚一下山采区设计委托书”，要求庚一下山采区和己一下山采区联合布置，我们认为两组煤层联合布置不适宜，原因如下：〔1〕己一下山采区剩余的可采储量少且都在锅底山断层及其次生断层附近，因为构造原因煤层变得不太稳定，使煤层顶板破碎，裂隙、节理发育，不易于顶板支护，也使得煤层倾角变化异常，局部煤岩层直立或倒转；〔2〕整个己一下山采区被老空水淹没，要恢复系统投入较大，从经济方面考虑，开发剩余的己一下山采区资源不合算。所以本次庚一下山采区方案设计只对庚组煤层进行设计。2、在开发庚一下山采区之前，必须对原**矿-225m3、在形成采面之前，应先打区段泄水巷〔兼作下区段的回风顺槽〕泄水，以保证采面的回采平安。4、应及时应对突发事件的发生，加强职工培训，熟悉避灾路线。5、本采区地质构造条件复杂，尤其是断层的走向延伸长度及摆动幅度有待查明。6、己一下采采区老空积水严重，积水量大，应该采取措施提前探放，以确保庚一下山采区的平安开采。7、采区范围内灰岩含水层的富导水区域不清，应在生产过程中加强超前探放水工作，防止突水事故发生。8、煤层顶底板岩石物理力学参数没有测定，需及时取样测定。9、煤层瓦斯含量测定数据较少，应随生产进度及时取样测定，以便采取瓦斯治理措施10、需进一步收集有关水文地质资料进行分析研究，找到地下水活动规律，更好的指导矿井生产，减小水害的威胁，确保矿井生产平安。11、原设计0.3Mt/a时，采面采高按1.15m，但根据庚一上山、庚20－21都是一起开采，再根据**矿提供庚一下山局部六个钻孔，庚20－21夹矸最大厚度0.75m，最小0.2m，所以今次设计采高按2.08考虑。因从储量计算块段看，只有一个块段为1.88m，其它五个块段都在2.02至2.23之间。第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、交通位置**矿位于平顶山市区西北约8km处，市区东部及西局部别有京广、焦枝两大铁路干线通过，矿区铁路可直达**矿见交通位置图1-1-1。二、地形及地貌特征对应庚一下山采区地表属山前坡地，地面标高从+100.0～+135.0m，地势北高南低，与地面对应的村庄有谢庄、刘庄及**矿三、主要河流及水体该区段无有地表水体，仅有两条季节性冲沟从区内通过。地下水补给来源主要是大气降水、井田南部边缘的乌江河水及灌溉农田的红旗渠。四、区内小煤矿开采情况区内开采的小煤矿有：新华四矿，谢庄煤矿，安兴煤矿，据调查了解，这三个小煤矿都开采戊组煤层，距庚组煤层较远，不影响庚一下山采区的开采。五、气象与地震本区属南温带、季风区，大陆性半干旱气候。年平均降雨量为742.6mm，最大降雨量为1323.6mm〔1964年〕，最小降雨量为373.9mm〔1966年〕，降水多集中在7~9月，约占全年降水量的70%左右。本区蒸发量大，约为降水量的一倍以上，湿润系数0.616。年均蒸发量为2825mm。年平均气温为15℃。常年风向多为北西和北东，以北西风速最大，风速达24m/s。最大积雪厚度为16cm，冻土深度为本区地震烈度为6度。第二节地质概况一、相邻采区地质及水文地质情况与**矿二水平庚一下山采区相邻的采区有**矿二水平庚一上山采区、上覆的**矿二水平己组一采区。**矿二水平庚一上山采区现在正在开采，从实际揭露的地质及水文地质情况看，庚20煤层厚度稳定1.2m左右，与下伏的庚21煤层〔厚度0.5~0.8m〕之间的间距0.3~1.5m。地质构造条件简单，无有褶皱构造存在，断层也多以小断层出现，落差也多在2.5m以下，构造发育相对简单，仅在采区上山底部附近见一条落差5~7m的正断层。煤层顶板以L5灰岩为其直接顶板，完整性较好。煤层瓦斯含量较低，瓦斯涌出量较小，相对瓦斯涌出量0.99m3/t，煤层倾角变化较大，一般15°左右，局部变大至35°左右，庚一上山采区水文地质条件比拟复杂，采掘过程中，煤层顶板滴淋水、出水现象比拟严重。庚一皮带上山在探水过程中遇水起钻时涌水量聚增，最大达300m3/h，严重影响平安生产，庚20-21070机巷在掘到32点前16m时，煤层底板突水，涌水量在50m3/h左右，至今稳定在40m3/h左右。庚20-21070采面被迫后退做切眼，丢煤回采。庚一采区上山最大涌水量**矿二水平己组一采区现已报废，从开采实际情况看，己一上山采区煤层稳定，构造简单，开采技术条件相对较好，但水文地质条件相对较为复杂。上部首采面回采时，采面涌水量30～40m3/h，己17-21070采面1986年6月贯穿后，安装期间切眼下部底板突水，涌水量最大达500m3/h，现在虽经地面截流注浆封堵，仍以100m3/h左右的涌水量进入庚一上山采区，由庚一泄水巷排出。己一下山采区从揭露情况看，煤层因构造原因变得不太稳定，厚度从2.0～17.36m。地质构造条件变得较为复杂，己一轨道、皮带两条下山揭露的一组断层落差超过5m以上的就有5条，且走向延伸较长，落差有的超过30m以上，对煤层的破坏非常严重，这些断层可能要延伸到庚一下山采区范围内。也因为构造原因，使煤层顶板破碎，裂隙、节理发育，不易于顶板支护，也使得煤层倾角变化异常，局部煤岩层直立或倒转。也使得煤层瓦斯含量急聚增加，在己二、地质构造庚一下山采区位于李口向斜构造的西南翼，锅底山正断层的上盘。区内地质构造条件复杂，主要以断层为主，褶皱构造不发育，仅由于锅底山断层引起的引捩现象显示的宽缓的向斜。其轴向与锅底山断层走向一致，断裂构造对煤层破坏严重，各主要断层情况描述如下：1、锅底山正断层〔F1〕锅底山正断层，走向NW-SE方向展布，断层面倾向SW，NE盘抬升，SW盘下降，落差100～260米不等，倾角30°～60°，为高角度正断层，在43和44勘探线间以阶梯状错动显示。2、F2逆断层F2逆断层，走向与锅底山正断层走向展布根本一致，中间稍有弯曲变化，断层面倾向SW，倾角40°～65°不等，落差30～90米。该断层在43勘探线，以43-4、43-5孔控制。在44勘探线以44-19孔控制、己一轨道下山与皮带下山实际揭露时也有较明显的显示，向西延伸到45勘探线附近，向东延伸到七矿井田。3、F3逆断层F3逆断层己一皮下山皮9号测点附近，倾向S45°W，走向为S45°E，倾角50°，落差约13.0米，走向延伸长度约300米。4、F4正断层F4正断层位于己一轨道下山皮7、皮8号测点之间，走向为S35°E，倾向N55°E，倾角约50°，落差16米，走向延伸长度约300米。5、F5正断层F5正断层位于己一轨道下山皮9号测点附近，走向为SE135°，倾向SW225°，倾角约50°，落差7.0米，走向延伸长度约200米。6、F6逆断层F6逆断层，走向NW-SW方向展布，断层落差30米左右，断层面倾角65°左右，在采区内延伸长度约500米、在43勘探线有43-4、43-5钻孔控制，它实际是F2断层的分支断层。与F2断层交会后向东延伸到七矿井田范围内，称之为焦店二号逆断层。7、F7逆断层F7逆断层由43-17、43′-38、43′-37孔控制，在采区内走向延伸长度约900米，走向NW-SE方向，倾向约43°左右，倾角55°左右，落差约22米。8、F8逆断层F8逆断层与F7逆断层根本一致，由43-17、43′-37、43′-38孔控制，在采区内走向延伸长度约900米，走向NW-SE方向，倾向NE43°左右，倾角60°左右，落差约35米。它与F7断层在43勘探线以东交会后向东延伸到七矿井田范围内，称之为焦店三号逆断层。三、煤层及煤质〔一〕煤系地层庚组煤层赋存在石炭系太原组煤系地层之中，其总厚度为68～95m，平均70m，以海陆交互相沉积为特征，沉积岩石岩性主要有：生物碎屑灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层。其中盛产蜓科化石及海百合、长身贝、小型三叶虫等生物化石。其中含有灰岩7～9层，常见有7层，石灰岩以下均有煤层或煤线存在。因此含有煤层及煤线7~9层，常见者7层，区内仅庚20煤层大部可采，庚21煤层局部可采，其余煤层均不可采，〔个别煤层仅见个别可采点〕。〔二〕煤层庚20煤层为庚一下山采区主要可采煤层，庚21煤层为局部可采煤层，庚20煤层厚度0~1.74m，平均1.15m；庚21煤层厚度0~1.12m。平均0.7m，煤层厚度不稳定。区内庚20与庚21煤层局部区段合层，局部区段合层，局部区段分叉，合层时煤层厚度可达2.48m，一般在1.5~2.2m之间；期间夹矸厚度在0.3~0.7m之间；分叉时，其层间距在0.8~2.12m之间。庚20-21煤层距下伏的寒武系灰岩12.0～29.9m之间，距上覆的己16-17煤层50～60m之间，平均55m。煤层厚度变化情况从平面上来看，采区东部较厚，西部较薄，深部较厚，浅部较薄。煤层走向SE；倾向NE40°～60°。〔三〕煤质1、庚20及庚21煤层物理特征庚20煤层与庚21煤层物理特征相似，煤层多为粒状、片状或鳞片状，结构均一，组织疏松，性脆，断口平坦，具有玻璃光泽或松腊光泽，硬度1～1.5，容重：庚20为1.254、庚21为1.31。2、庚20煤层及庚21煤层化学性质庚20煤层灰分Ag一般在8.9～20.7%，洗后在4～6%之间，可燃基挥发份V在27.38～36.12%之间，常见29～33﹪之间，全硫份较高，其变化范围S在3.49～7.43﹪之间，常见者亦在4～6%之间，洗后亦高达3～5%；P磷含量较低，一般在0.0007～0.0015%之间，发热量较高Q=7756～8346卡/Kg，胶质厚度在Y=40～55cm之间。庚21煤层灰分在Ag=4.78～36.45%之间，常见者在9～22%，洗后在4～7%之间；可燃基挥化份在V=27.23～36.65%之间，常见者亦在28～33%之间，全硫份亦较高，S=3.71～6.68%之间，常见在4～6%，洗后亦高达3～5%之间，极难洗选。发热量较高Q=7738～8346卡/Kg，常见在9000～8000卡/Kg，胶质层厚度在Y=28.6～49cm。综上所述：庚20及庚21煤层属于低～中灰、高硫、难洗、低磷、高发热量的强肥煤，只作为动力和民用煤。四、水文地质〔一〕庚一下山采区根本水文地质特征1、井田内地表水体位于井田西南，距井田南界约5km的白龟山水库为本区最大的地表水体，库容量为3.21亿m3，最大库容量6.49亿m3，经北干渠向北与湛河沟通，流量4.99m3/s。但距矿井较远，对矿井无直接影响。井田内地表水系发育，与乌江河根本垂直发育有九条季节性冲沟，地表水流向与地层走向近于垂直，与倾向相反，雨后洪水流经季节性冲沟与乌江河集合，向东泄至湛河。在矿区南，距庚组煤层露头线350~850m的乌江河由西向东沿煤层露头线流过，在七星公司南与北干渠连通，流量0.966~7.3m3/s，一般为2.5m3/s。该河切割寒武纪灰岩和第三纪泥灰岩，河水与地下水联系密切，尤其在**矿红旗渠自井营经九矿流入井田内，为一农田灌溉水渠，从井田内的第三纪泥灰岩和寒武纪灰岩上流过，对矿井的地下水补给具有明显的影响。井田内还发育有多条南北向季节性冲沟，雨后洪水汇入湛河向东排泄。此外，井田内还有许多塌陷积水坑塘。2、含水层和隔水层区内主要含水层有第四系冲积层含水层、第三系泥灰岩岩溶裂隙含水层；二叠系煤地层砂岩孔隙裂隙含水层；石炭系太原组灰岩岩溶裂隙含水层及砂岩裂隙含水层；寒武系白云质灰岩岩溶裂隙含水层。区内主要隔水层有二迭系煤系地层中的泥岩及砂质泥岩隔水层；石炭系太原组中部的泥岩及砂质泥岩隔水层；石炭系太原组底部的铝土泥岩隔水层。第四季冲积层含水层直接接受大气降水和地表水补给，并补给第三系泥灰岩及下伏各基岩含水层；第三系泥灰岩超覆于寒武系及石炭系各含水层露头之上，岩溶裂隙发育，直接补给并联通其下伏各含水层及地表水的水力联系，构成良好的导水通道。二迭系煤系地层中砂岩含水层经历年丁、戊、己组煤层开采，己经疏干。石炭系灰岩及砂岩含水层，总厚度8.73~49.58m。其中以灰岩富水性最强，灰岩一般可分为7层，平均总厚度达29.78m，灰岩中又以L2、L7两层较厚且稳定，平均厚度达10m，是庚20煤层直接充水含水层。石炭系灰岩含水层在-220m水平以上岩溶裂隙发育，富水性强，据45-2孔在-38.98m处抽水资料，单位涌水量q=0.35388L/s.m，渗透系数K=1.2113m/d；在-220m水平以下，岩溶裂隙不发育，含水性较小，富水性弱，据区内44-5孔在-300米处抽水资料，单位涌水量q=0.0007L/s.m，渗透系数K=0.00296m/d.寒武系白云质灰岩含水层，厚度为68～130m，岩溶裂隙发育，富水性强，是矿井充水的主要水源之一。据勘探时期抽水试验结果，q=0.003369~0.001055L/s.m，K=0.00039774～0.00159m/d。为碳酸钙镁型水。石灰系底部铝土质泥岩隔水层，厚度0～12m，平均4.97m，层位稳定，分布广，隔水性强，但厚度变化大，在厚度变薄处，构造破碎带或高压地下水的作用下，仍起不到隔水作用。石炭系太原组中部泥岩隔水屋，厚度14.25～45.08m，平均27m〔二〕充水因素分析庚一下山采区开采深度较深，在-225m水平以下大气降水、地表水充水水源不能直接对其含水层进行补给，只有通过浅部含水层顺层向下补给其范围内的含水层。即通过第四系冲积层含水层、第三系泥灰岩含水层，在石炭系灰岩含水层，寒武系灰岩含水层，露头处补给，然后再顺石炭系灰岩含水层、寒武系灰岩含水层中的富水导水通道向下补给，采区范围内的含水层中据《宝叶襄郏平顶山煤田龙山庙矿区勘探地质报告》和《**矿庚组煤层瞬变电磁法勘探报告》，-220米水平以上，石炭系太原组灰岩含水层、寒武系白云质灰岩含水层岩溶裂隙发育，富水性较强，在-220米水平以下，岩溶裂隙不发育，富水性较弱，瞬变电磁法勘探查出的寒武系灰岩含水层，石炭系太原组灰岩含水层富水导水区及通道，只有3#、11#、14#富导水区域或通道延入或接近庚一下山采区范围。说明勘探报告的论述与瞬变电磁法勘探的结果一致。因庚一下山采区地质构造比拟复杂，较大落差的断层可能切错石炭系各含水层以及寒武系灰岩含水层，从而引起垂向方向上各含水层的互相补给联通，充入采掘空间，如原己一采区己17-21070采面切眼处由于构造裂隙导通，造成突水，将煤层底板灰岩水即石炭系和寒武系灰岩水导入采面，造成淹没工作面，其涌水因庚一上山采区开采，现仍以100m3/h左右的涌水量涌入庚一采区。因此，各灰岩含水层，由于构造错动，该采掘活动后彼此之间的水力联系亦相当密切。与庚一下山采区垂直对应的己一下山采区开采后，现已被老空水充满，积水量较大，约19万m3，庚一下山采区开采后形成的冒落陷落裂隙，势必将其导入庚一下山采区，将对庚一下山采区的平安生产带来严重威胁。综上所述：庚一下山采区充水水源主要是石炭系太原组灰岩含水层、寒武系白云质灰岩含水层水和己一下山采区的老空水。充水途径是直接揭露含水层出水，遇构造导通出水，采掘后形成陷落裂隙导通出水，水害对采区平安生产的影响程度表现为：石炭系、寒武系灰岩含水层水，持续补给，水源丰富，水量稳定，涌水时间长，己一老空水，因其为采掘后形成的导水通道较为畅通，所以来势猛，破坏性大，但有疏干的可能。〔三〕相邻矿井开采与报废后对矿井充水的影响**矿东与七星公司，西与九矿相邻，矿井之间均有较宽的边界煤柱相隔。开采期间及报废后的采区积水，一般不会涌入本井田。北部以天然阻水断层——锅底山断层与六矿为界，通常情况下，两矿各含水层之间不存在水力联系。在**矿东部，因七星公司矿井排水，已形成一降落漏斗，在两矿边界处〔42、43勘探线之间〕形成人为分水岭。但应注意七星公司后期开采的老空区积水对今后**矿开采的影响。西部九矿位于区域地下水的上游，**矿为地下水的排泄方向，也应注意九矿老空区积水的影响。〔四〕断层导水性根据钻孔资料和采掘揭露，以及地下水长期观测成果，到2002年底，锅底山断层以南的45′-15孔寒灰水位为+57m，而断层以北的44′-37孔，寒灰水位为-238m，南北水位差其它小型断层的存在，对各含水层起到一定的作用，但对各煤层回采影响不大。〔五〕涌水量预计**矿二水平庚一下山采区，与之相邻的已开采的采区有七矿的庚四采区，**矿的庚一上山采区、己组一采区，相比之下**矿的二水平庚一上山采区与庚一下山采区相比邻，水文地质条件相近似，因此依据庚一上山采区涌水量，采用相关类比法，预计庚一下山采区涌水量较为适宜。庚一采区原预计正常涌水量为1742.97/h，最大涌水量为：2963.07m3/h。通过瞬变电磁法勘探，对查出的14#、11#、8#富导水通道进行截流帷幕注浆。现开采期间，正常涌水量为260m3/h，最大涌水量为590m3/h，庚一上山采区面积〔-225m水平以上〕为1.315km2，现开采面积为806000m2，庚一下山采区〔-225m水平以下〕面积为1282280m2。采用相关类比法：预计庚一下山采区为：正常涌水量387.83m3/h最大涌水量为：775.66m3/h根据设计要求，现只考虑设计施工范围为南起-225m等高线，北到-280m等高线，东起43勘探线以东200m，西到**矿工业广场煤柱线，东西走向长1250m，南北宽500m，面积约0.625m2。因此预计该范围的涌水量为：正常涌水量：229.0m3/h最大涌水量：458.0m3/h五、其它开采技术条件1、煤层顶、底板特征庚20煤层顶板发育0.15～0.3m的泥岩或碳质泥岩伪顶；老顶为厚度约2～5.7m的灰岩〔L5〕，含燧石结核，性质脆，致密，普氏硬度系数为8～19,岩石等级4～6级，顶板层位稳定，厚度变化不大，回采时，在较大面积内可能保持长时间不塌陷，在裂隙时会局部塌陷。底板亦即庚21煤层顶板，庚20、庚21合层时，发育成薄层泥岩夹矸，分叉时，厚度0.8～2.2m，岩性为泥岩或泥灰岩。庚21煤层底板为泥岩及云母砂质泥岩，厚度2～6.8m，间或有石英砂岩老底，泥岩呈薄层状，层理清晰，受水浸泡，有膨胀现象。2、瓦斯根据《河南省煤炭工业局关于2005年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》〔豫煤安[2006]251号〕，**矿2005年瓦斯鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量为8.76m3/t，绝对瓦斯涌出量21.78m3/min，同时根据庚一上山采区开采情况，庚20煤层中瓦斯含量较低，瓦斯涌出量也较小。但随着开采深度的增加，瓦斯含量会相对增加。**矿在采掘生产过程中，要严格按有关规定对庚一下山采区煤层进行瓦斯等级鉴定，并根据瓦斯等级鉴定结果采取相应的平安防范措施，确保平安生产。3、煤层自燃及煤尘爆炸性据庚一上山采区取样鉴定结果：庚20煤自燃发火等级为Ⅱ级，属自燃煤层，自燃发火期为3~6个月。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为：33.75～36.97%。4、地温及地压地温：该区在原报告中地温梯度为：2.07℃地压：浅部无冲击地压显现，深部尤其是构造破碎带附近，可能有冲击地压显现。第二章矿井现有生产概况第一节矿井开拓方式、采区1、开拓方式采用立井多水平分组大巷、分区石门上、下山开拓。一水平标高-80m、二水平-225m标高，三水平-6502、采区**矿现有生产采区四个，即已三采区、已三下延采区、已二扩大采区和庚一采区，其中已三采区有两个采煤工作面，四个掘进工作面；已三下延采区有一个采煤工作面，两个掘进工作面；已二扩大采区有两个掘进工作面；庚一采区有一个采煤工作面，两个掘进工作面。第二节提运系统**矿提升系统分主井提升系统和副井提升系统，其中主井提升系统包括新主井和老主井提升系统；副井提升系统包括**矿矿院内副井和北山进风井提升系统。〔一〕主井提升系统现在使用的老主井为立井缠绕式绞车，上开式箕斗提升，新主井为立井缠绕式绞车，底卸式箕斗提升。老主井井筒深度238.9m，提升高度240m，绞车型号HKM3-2×4×8，1957年前苏联生产，卷筒直径4m，宽度为1.8m。绞车最大速度7.2m/s，电动机功率为800KW，电压6KV。箕斗容积7.5m3，提升一次循环时间为63.6S/次，每次提升煤量7t/次。提升钢丝绳为6△37-φ新主井井筒深度377.55m，提升高度386m，绞车型号2JK-4-11.5，由洛矿1978年生产，卷筒直径4m，宽度1.8m，绞车最大速度6.8m/s，电动机功率800KW，电压6KV。箕斗容积7.0m3，提升循环时间为81.6s/次，每次提升煤量6.5t。提升钢丝绳为6△37-φ43。〔二〕副井提升系统副井为立井缠绕式绞车，单层３t罐笼提升。提升任务主要为提升矸石、设备、物料及升降人员兼作进风井口。副井井筒深度353米，提升高度345m，绞车型号HKM3-2×4×1.8，电动机功率630KW，电压6KV，提升容器为单层3t罐笼，装单台3吨矿车，提升钢丝绳为6△37-φ4第三节井下运输系统〔一〕庚一采区轨道运输庚一采区运输大巷长度为1000m，铺设24kg/m钢轨，轨距为900mm，共有3列XK12-9/192-2KBT型12T蓄电池机车运煤，列车运行速度为180m/min，每列20台3T型号为U3型矿车，装车调车及中途停车时间为40min，卸车调车时间为45min，每台车装煤量为3T，庚一采区通过大巷运输矸石等占原煤运量比重为10﹪。〔二〕已二扩大采区：已二扩大采区原煤运输由顺槽到STJ-800型运输机进入采区煤仓，再通过K4型给煤机到STJ-800型运输机将原煤运到暗斜井皮带〔一强〕，其中STJ-800型运输机带速2m/s，运输量300T/h，K4型给煤机给煤量300T/h。〔三〕已三下延采区：已三下延采区现有一个综采工作面，其顺槽长800m，角度为0～5°，机巷采用SDJ-1000型带式输送机将原煤运到五强皮带，再到四强皮带后进入已三下延煤仓，又通过K4型给煤机到三强皮带，又通过二强皮带到已三采区煤仓。其中，机巷SDJ-1000型带式输送机2m/s，，运输量305T/h；已三下延皮带运输系统由四强，五强二部皮带组成，下山斜长723m，倾角9～11°，其中五强皮带机型号SDJ-1000，带速2.5m/s，运输量300T/h，四强皮带机型号STJ-1000，带速2.5m/s，运输量500T/h。〔四〕已三采区：已三采区皮带运输系统由二强两部高强皮带到已三采区煤仓，又通过K4型给煤机到已三石门大巷运输机，从暗斜井高强皮带到一水平煤仓，通过老主井提升。其中，三强皮带运输机型号为SDJ-1000，下山倾角12°，皮带机长680m，带速2m/s，运输量400T/h；二强皮带运输机型号为SDJ-1000，下山倾角15°，皮带机长560m，带速2.5m/s，运输量500T/h；已三石门大巷皮带机型号为ST1600，巷道倾角0～5°，皮带机长980m，带速2.5m/s，运输量630T/h；暗斜井强力皮带型号DX-1000，倾角17°，皮带机长650m，带速2m/s，运输量350T/h。第四节排水系统**矿现有一水平〔-80水平〕和二水平〔-225水平〕两个水平，现一水平已不生产，仅保存井底车场附近巷道，两个水平均设有中央泵房。〔一〕一水平排水系统天安**矿一水平中央泵房安装200D-65×5水泵3台，每台额定排水量280m3/h，配电机功率450KW，电压6KV，工作泵台数1台，备用泵台数1台，检修泵台数1台，沿付井井筒安设排水管路3趟〔2趟工作，1趟备用〕，管径为Ф325mm，排水高度约210m，内外仓总容积2494m3〔二〕二水平矿井排水系统**矿现生产水平—二水平〔-225水平〕设有中央泵房，泵房内安装250D60×7，MD450-60×7水泵共12台，每台额定排水量450m3/h,配电机功率900KW，电压6KV，工作泵台数5台，备用泵台数5台，检修泵台数2台，管路7趟〔4趟工作，3趟备用〕，其中副井井筒敷设3趟，新主井井筒敷设4趟，管径为φ325mm，排水高度约350m，内外水仓总容积10500m3。下山开采采区己二扩大采区、己三及己三下延采区设有泵房和采区水仓，安装MD280-43第五节通风系统矿井通风方式为分区抽出式，副井、新主井、老主井、己三北山风井、戊四斜井五个进风井，庚一、己二、己三风井三个回风井，进风量为13077m3/min，回风量为13539m3/min，矿井有独立完善的通风系统。庚一风井主备用主扇型号均为2k6O—NO24型，配套电机型号为JS5412-10，额定功率为475KW，风机目前运行角度为，工作风量为2417m3/min，负压为700Pa，等积孔为1.83m2。己二风井主备用主扇型号均为BDK-6-NO18型，配套电机型号为YBF-355-6，额定功率为2×160KW，风机目前运行角度为32.5°，工作风量为2316m3/min，负压为2700Pa，等积孔为0.88m2。己三风井主备用主扇型号均为BDK-8-NO30型，配套电机型号为YBF630S1-8，额定功率为2×500KW，风机目前运行角度为33.5°，工作风量为9142m3/min，负压为3730Pa，等积孔为2.96m2。第六节压风系统工业广场压风机房内安装有5台5L—40/8空压机组，3台运转，总供风能力为128m3/min,一台备用，一台检修。压风自高压风包经φ150mm压风主干管路通过副井敷进设入井下，经井底车场大巷、采区主干管输送至各采区，再经φ100mm、φ50mm分支管路输送至各用风地点，井下用风设备主要是岩石巷道开拓及巷修用风镐、YT-28型风钻等风开工具和避难硐室压风自救设施，其中，风镐、风钻等风开工具同时开起台数按6个施工地点12台计，每台用风量为5m3/台/min，总用风量为60m3/min，避难硐室压风自救设施同时使用4组，每组用风量为8m3/组/min，总用风量为48m3/min，合计总用风量为108m3/min第七节供电系统〔一〕煤矿电源线路情况天安**矿生产生活用电电源线路为引自谢庄降压站的两趟6KV，LGJ-300×2架空线路，线路载流量为710A×2，每趟线路长1.2KM，采用双回路分列运行方式。**矿地面设6KV变电所一座。〔二〕矿井变压器容量、矿井设备装机总容量、矿井运行设备总容量、矿井实际用电量、矿井综合电耗。**矿电源引自谢庄降压站SFSZ8-63000/110-35KV/6KV三圈变压器馈出的6KV线路经矿井地面变电所直接输往井下和地面高压变电点，矿井变电所没有装设主变压器。矿井设备装机总容量为37845KW，矿井实际运行设备总容量为11000KW，井下最大涌水时的设备总容量为8000KW，2005年矿井实际用电量7845万KWh，矿井综合电耗61.2KWh/t。〔三〕矿井下井电缆规格、回路数矿井自地面变电所引6趟高压电缆入井，其中一水平两趟，规格ZPQ30-3×95mm2，主要供一水平泵房排水和一强皮带用电。二水平4趟，规格MYJV42-3×150mm23趟，3×128mm2第八节地面生产系统本矿地面生产系统现有新、老两个主井提升运输系统，系统完善，运行正常。1、老系统：采用箕斗〔容重7.5吨〕提升卸煤入受煤仓〔煤仓容量150吨〕，仓下给煤机给入主送煤皮带，进入螺旋筛〔分级粒度50mm〕，经筛分后：eq\o\ac(○,1)－50mm原煤正常情况下入上山皮带再经三道入仓皮带入三道煤仓〔三道共12个煤仓，每个仓容量150吨〕装火车外运销售。如果仓满的情况下，那么入落地皮带落入原煤场，汽车地销或再返装，返煤由推土机将煤场原煤推入受煤坑，经返煤皮带入主送煤皮带〔以下路径同上〕，最后入三道煤仓装火车外运销售。eq\o\ac(○,2)＋50mm〔筛上物〕经手选皮带人工捡矸后，矸石入溜矸筒装矿车翻到矸子山，煤块经粉碎机粉碎后入上山皮带经三道入仓皮带入三道煤仓混入－50mm原煤〔筛下物〕，装火车外运销售。2、新系统：采用箕斗〔容重6.5吨〕提升卸煤入受煤仓〔煤仓容量150吨〕，仓下给煤机给入主送煤皮带，再经转载皮带入螺旋筛〔分级粒度50mm〕，经筛分后：eq\o\ac(○,1)-50mm原煤正常情况下入上山皮带再经四道入仓皮带入四道煤仓〔四道共12个煤仓，每个仓容量150吨〕装火车外运销售。如果仓满的情况下，那么入落地皮带落入原煤场，汽车地销。eq\o\ac(○,2)＋50mm〔筛上物〕经手选皮带人工捡矸后，矸石入溜矸筒装矿车翻到矸子山，煤块经粉碎机粉碎后入上山皮带经四道入仓皮带入四道煤仓混入-50mm原煤〔筛下物〕，装火车外运销售。3、储煤场：本矿设有储煤场一个，东西长100米，南北宽80米，堆煤高度10米，储煤能力8万吨。第三章大巷运输及设备庚一下山采区设计生产能力为0.45Mt/a。本采区的主、辅助运输均通过本矿井原有的-225m水平的己一东大巷完成。大巷运输采用900mm轨距3t固定矿车，3t平板车、材料车。因为本矿为瓦斯突出矿井，所以采用蓄电池机车牵引，型号为XKB-9/140-KBT型。目前矿上在册3第四章采区开采第一节采区范围及储量一、储量计算范围**矿庚一下山采区主要是庚20-21煤层的合层，仅有个别点出现分叉，储量计算主要是计算庚20-21煤层储量。计算边界范围为：东部从43勘探以东井田边界煤柱起，西部到**矿工业广场煤柱线，南部从庚一上山采区庚20-21070探水巷起，北部到锅底山正断层。二、储量级别的划分**矿地质条件分类结果为Ⅲ类Ⅱ型，即矿井构造地质条件复杂，煤层稳定程度属于较稳定型，按照《矿井储量管理规程》及《生产矿井储量管理规程实施细那么》规定，以350米根本线距控制圈定A级储量，以750米根本线距控制圈定B级储量，以1500米根本线距控制圈定C级储量。庚一下山采区范围内所有参与储量计算的见煤钻孔的综合质量，均必须符合煤田勘探钻孔质量标准丙级以上的规定，废孔即丙级及以下质量的钻孔不参与圈定和计算各级煤层储量。所有临近不可采区不能圈定高级储量。构造复杂或断层落差较大时，临近断层50米范围内不能圈定高级储量。三、煤层厚度的采用、煤分层及不可采边界确实定。〔1〕煤层结构简单时取其钻孔综合评价厚度计算储量，煤层结构复杂时，当夹矸单层厚度0.05米时，予以剔除，采用剔除夹矸后的煤层总厚度计算储量。〔2〕煤分层与合并原那么上以煤层之间的夹矸厚度来确定，煤层之间单层夹矸大于或等于煤层最低可采厚度时，煤分层作为独立煤层，分别计算储量，相反时为煤合层，并以此划出煤层分叉、合并线。本次储量计算因只有个别孔见煤层分叉，故未划分煤层分叉合并线〔3〕当钻孔煤层厚度达不到最低可采厚度0.8米或钻孔未见煤时，用相邻钻孔连线并以插入法求得可采边界，或以未见煤钻孔与邻近钻孔之间的连线中点为零点，再用插入法求其可采边界。小于最低可采厚度不估算资源储量。〔4〕煤层容量确实定庚一下山采区储量计算中煤层容重采用《龙山庙矿区勘察报告》的容量数据：庚20-21煤层容量1.254t/m3。〔5〕储量计算方法庚一下山采区储量计算在1：2000煤层底板等高线图上计算。采用如下方法计算煤层储量，其计算公式为：倾角小于15°的估算公式为：Q＝s×h×d式中：Q—储量〔t〕；s—水平面积〔m2〕；h—采用煤层伪厚度〔m〕；d—煤层容量〔t/m2〕。倾角大于15°的估算公式为：Q＝s÷comα×h1×d式中：Q—储量〔t〕；s—水平面积〔m2〕；h1—采用煤层真厚度〔m〕；d—煤层容量〔t/m2〕；α—煤层倾角。〔6〕储量计算结果庚一下山采区：工业储量138.7万t可采储量138.7万t按新分类标准，探明的〔可研〕经济根底储量〔111b〕138.7万t，可采储量〔111〕138.7万t.详见表4-1-1、4-1-2。庚20、21煤层储量计算根底表表4－1－1煤层水平块段级别及编号块段面积〔m2〕块段倾角〔°〕平均煤厚〔m〕容重〔t/m3〕储量〔万t〕备注庚20-21－225A－14468071.881.25410.544－4(1.88m)A－24314082.0810.944－4(1.88m)44’－36(2.15mA－312517072.0431.443’－35(1.75m43’－36(2.15m43－2(2.23m)A－414616582.2138.144－4(1.88m)43’－36(2.15m43’－35(1.75m44－5(2.54m)B－111736072.2332.544－4(1.88m)44－5(2.54m)B－252510614.743－2(2.23m)总计529025138.7庚20、21煤层储量计算根底表表4－1－2煤层水平工业储量〔万吨〕可采储量〔万吨〕其中“三下”压煤ABCA+BA+B+C(A+B)/(A+B+C)(%)庚20-21-22583.542.70138.7138.7100138.7总计0138.7138.7100138.7第二节采区生产能力及效劳年限一、采区工作制度设计该采区年工作日330天，每天净提升16小时。二、采区设计生产能力根据采区生产系统的能力、煤层赋存条件、煤层特征及储量等因素，本采区设计生产能力为0.45Mt/a。三、储量及效劳年限庚一下山采区设计生产能力根据地质报告中对储量的分析，现有可采储量为138.7万t〔扣除下山保护煤柱10.7万t，剩余万128万t〕，采区生产能力为0.45Mt/a，那么庚一下山采区的效劳年限为：T=Z/〔A×K〕=128/〔45×1.4〕≈2.03〔年〕式中：T—采区效劳年限，a；Z—采区内庚组煤可采储量，万t；A—采区年设计能力，万t/a；K—备用系数，取1.4。第三节开拓方案一、开拓方案的提出庚一下山采区由于受到锅底山正断层次生断层的影响，对庚组煤层的开采，设计提出的两个开拓方案均分为前后期，即前期开采锅底山断层次生断层以上的庚组煤层，后期根据实际开采情况开采断层之间的庚组煤层。该采区南北范围在-225m和锅底山正断层之间，所以采区的通风、排水、供电、压风、辅助运输、消防洒水、平安监测等系统应由方案一：从庚一采区轨道石门适当位置〔标高在-218.84左右〕开口向西南做石门，揭露庚20煤层后，向北以8°倾角穿庚组煤层作采区轨道下山，平行轨道下山，沿庚20煤层分别做采区皮带下山〔距轨道下山以东平距35m〕和采区回风下山〔距轨道下山以西平距30m〕，在-280m水平建立前期开采完整的生产系统。前期开采完毕后，1、煤炭运输：采面→皮带顺槽→采区皮带下山→出煤道→己一煤仓→己一东大巷→新主井→地面。2、辅助运输：利用-225m水平辅助运输系统。人员、材料、设备、矸石利用南院副井的提升，通过二水平-2253、通风系统：困难时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一回风下山→己一疏水下山→总回风巷→容易时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一专用回风上山→庚一专用回风平巷→己一回风斜井。4、供电系统：从二水平-225m中央变电所经5、排水系统：采区涌水流入-280m水仓，再由-286、消防洒水：采区消防洒水引自二水平-225m消防洒水管网。7、压风：利用二水平-225m的压风管网系统。8、平安监测：由二水平设分支系统到达采区，与矿井联网。见图4-3-1，4方案二：将己一东大巷向东延长至采区的中部，作石门揭露庚20煤层后，向北以8°倾角穿庚组煤层作采区轨道下山；利用原有己一采区的巷道，在轨道下山的东边沿庚20煤层作采区回风下山，并将庚一专用回风上山向下延长与原有己一采区的巷道贯穿；在轨道下山的西边做采区皮带下山，通过采区煤仓与己一东大巷连接。在-270m水平建立前期开采完整的生产系统。前期开采完毕后，1、煤炭运输：采面→皮带顺槽→采区皮带下山→采区煤仓→己一东大巷→新主井→地面。2、通风系统：风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一回风下山→己一采区原有巷道→庚一专用回风上山→庚一专用回风平巷→己一回风斜井。3、排水系统：采区涌水流入-270m水仓，再由-27其它各系统同方案一。见图4-3-3，4-3-4。图4－3－1庚一下山采区开拓方式平面图〔方案一〕图4－3－2庚一下山采区开拓方式Ⅰ－Ⅰ剖面图〔方案一〕图4－3－3庚一下山采区开拓方式平面图〔方案二〕区开拓方式图4－3－4庚一下山采Ⅰ－Ⅰ剖面图〔方案二〕二、方案比拟方案一优点：1、靠近**矿工业广场保护煤柱布置，减少了下山压煤，并且能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、有利于综采工作面的布置，减少综采设备搬家次数。3、有两条下山沿煤层布置，减少了岩石工程。4、比方案二少作一个采区煤仓，减少了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道比方案二维修量少。6、通风线路短，通风阻力比方案二小。方案一缺点：不利于采面的接替布置。方案二优点：有利于采面的接替布置。方案二缺点：1、三条下山布置在采区的中央，增加了下山和己一采区原有巷道保护煤住，不能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、不利于综采工作面的布置，增加综采设备搬家次数。3、只有一条下山沿煤层布置，增加了岩石工程。4、比方案一多作一个采区煤仓，增加了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道维修量大。6、通风线路长，通风阻力比方案一大。详见表4-3-1三、结论经技术经济比拟，设计推荐方案一为庚一下山采区的开拓方案方案比拟表表4方案方案一方案二井巷工程量〔m〕半煤岩巷1311730岩巷11542185矿建投资估算〔万元〕1773.22〔不含巷道维修费〕2320.15〔不含巷道维修费〕优点1、靠近**矿工业广场保护煤柱布置，减少了下山压煤，并且能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、有利于综采工作面的布置，减少综采设备搬家次数。3、有两条下山沿煤层布置，减少了岩石工程。4、比方案二少作一个采区煤仓，减少了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道比方案二维修量少。6、通风线路短，通风阻力比方案二小。不利于采面的接替布置。缺点不利于采面的接替布置。1、三条下山布置在采区的中央，增加了下山和己一采区原有巷道保护煤住，不能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、不利于综采工作面的布置，增加综采设备搬家次数。3、只有一条下山沿煤层布置，增加了岩石工程。4、比方案一多作一个采区煤仓，增加了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道维修量大。6、通风线路长，通风阻力比方案一大。第四节采煤方法及机械配备一、采煤方法根据煤层赋存条件和本矿实际生产经验，设计采用走向长壁综采后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。二、主要采煤机械设备选、工作面长度、年推进度1、采煤机械根据煤层赋存条件，采面选用MG-132/320-W型采煤机破煤，使用ZY2600-12/28型液压支架支护，SGW630/220型刮板运输机运煤，机巷使用SD14可伸缩带式输送机运煤，风巷利用调度绞车运送材料及矸石等。工作面长度：综采工作面长度一般不少于160m，考虑到**矿管理水平和实际生产经验，综采工作面长度选用15年推进度：综采工作面年推进度为1100m。三、移交生产及到达设计产量时回采工作面个数本采区设计生产能力0.45Mt/a，达产时在庚20－21煤层中布置一个综采工作面。四、采区巷道布置采区布置三条下山，采区回风下山、采区皮带下山均沿庚20－21煤层布置；采区轨道下山穿庚20－21煤层布置。庚一下山采区轨道下山通过轨道石门与己一东大巷相连，各区段作石门与工作面联系，前期在-280m水平建立下车场及庚一下山采区皮带下山上部直接与庚一采区出煤道搭接，实现井下主运输系统皮带化。庚一下山采区回风下山通过己一疏水下山与己一斜风井连通。五、开采顺序本采区投产时，庚一采区还有采煤工作面，加上庚一下山采区只有三个区段，不利于采面的接替，为保证平安和工作面的接替，庚组两个采区应统一安排开采顺序，具体为：庚一采区：庚20-21030采面→庚20-21070采面→庚20-21020采面→庚20-21050采面。庚一下山采区：庚20-21-21130采面→庚20-21-21090采面→庚20-21-21110采面。六、采区生产能力〔一〕工作面生产能力确实定工作面生产能力按下式计算：Q=L×H×W×P×γ式中：Q—工作面年产量，t/a；L—工作面长度；H—工作面采高；W—年推进度，；γ—煤的容重，取1.254t/m3；P—工作面回采率，取95%。经计算，工作面生产能力为：Q=150×2.08×1100×95%×1.254=40.54〔万t/a〕〔二〕采区生产能力掘进出煤量按10%计算，采区年生产能力可以到达0.45Mt。七、巷道断面及支护形式根据朝川矿岩石力学性质及生产经验，按照有关通风、运输及平安要求，本采区主要巷道断面根据**矿庚一上山断面选用。八、巷道掘进进度指标根据**矿实际水平确定：水平岩石巷道：100m/月倾斜岩石巷道：70m/月水平半煤岩巷道：200m/月倾斜半煤岩巷：128m/月硐室工程：400m3九、掘进工作面个数及机械配备根据平煤集团技术管理规定，结合采区情况，设计配有两个煤巷掘进工作面。采用打眼放炮的方法掘进，配备煤电钻、风钻、调度绞车、小水泵、对旋局扇等设备。十、井巷工程量根据推荐方案，本采区移交生产时井巷总工程量为2465m，掘进体积为25990.29m3。其中半煤岩巷1311m，占总长度的53.18%；岩巷长1154m井巷工程汇总表表4顺序工程名称长度〔m〕体积〔m3〕半煤岩巷岩巷小计煤巷岩巷小计1主要运输及回风巷8530115973.25264.61237.852采区巷道及硐室1226840206614408.17397.8421805.9466669259252182182021.52021.53合计13111154246515381.3510608.9425990.29第五章采区通风和平安第一节概况1、瓦斯根据《河南省煤炭工业局关于2005年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》〔豫煤安[2006]251号〕，**矿2005年瓦斯鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量为8.76m3/t，绝对瓦斯涌出量21.78m3/min，同时根据庚一上山采区开采情况，庚20煤层中瓦斯含量较低，瓦斯涌出量也较小。但随着开采深度的增加，瓦斯含量会相对增加。**矿在采掘生产过程中，要严格按有关规定对庚一下山采区煤层进行瓦斯等级鉴定，并根据瓦斯等级鉴定结果采取相应的平安防范措施，确保平安生产。2、煤层自燃及煤尘爆炸性据庚一上山采区取样鉴定结果：庚20煤自燃发火等级为Ⅱ级，属自燃煤层，自燃发火期为3~6个月。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为：33.75～36.97%。3、地温地温：该区地温梯度为：2.07℃第二节采区通风一、通风系统及通风方式的选择**矿采用分区式通风系统，抽出式通风方式。庚一下山采区由副井进风，己一回风井独立回风。根据推荐的开拓方案，庚一下山采区通风路线为：困难时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一回风下山→己一疏水下山→总回风巷→己一回风斜井。容易时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一专用回风上山→庚一专用回风平巷→己一回风斜井。二、风井位置、效劳范围及效劳时间该采区的己一回风井位于现**矿庚一采区的南部边界，效劳于**矿庚组采区，效劳时间延续到庚组采区结束。三、掘进通风及硐室通风掘进工作面采用KDF-6.3型对旋轴流式局部扇风机。变电所、水泵房、绞车房等硐室独立供风。四、井下避灾路线1、避瓦斯、煤尘爆炸、火灾线路当井下发生瓦斯、煤尘爆炸火灾时，井下人员应逆风流方向逃跑自救，具体避灾线路如下：回采工作面→工作面运输巷→采区中车场→庚一下山采区轨道下山〔或皮带下山〕→己一东大巷→副井井底车场→副井〔或戊四斜井〕→地面。当机电硐室或掘进工作面发生火灾时，应迅速撤入平安的进风巷，并由进风巷沿避灾路线撤至井口。2、避水灾路线当发生水灾时，井下人员应从高处向平安出口撤退。具体避水灾路线如下：回采工作面→工作面回风巷→采区中车场→庚一下山采区轨道下山〔或皮带下山或回风下山〕→己一东大巷〔或己一疏水下山→总回风巷→己一回风井〕→副井井底车场→副井〔或戊四斜井〕→地面。矿井生产中应根据开拓开采情况，针对不同的灾害地点和灾害类型随时调整避灾线路。五、庚组采区风量计算及负压、等积孔的计算1、综采工作面风量计算〔1〕按瓦斯涌出量Q采=100×q瓦采K采通=100×0.6×1.6=96m3/min≈式中：Q采—采煤工作面的实际需风量，m3/min；K矿通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.6；q瓦采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取0.6m〔2〕按人数计算Q采=4×N=4×40=160m3/min≈2.67式中：N—采面同时工作的最多人数，取40人。〔3〕按工作面温度计算Q采＝60×V采×S采式中：V采—采煤工作面风速，根据工作面温度取2.5mS采—采煤工作面的平均断面积，6mQ采＝60×2.5×6.0=900m3／min=〔4〕按风速进行验算15×S采≤Q采≤240×S采式中：S采—采煤工作面的平均断面积，6m15×6≤Q采≤240×6综合以上计算，采面风量取900m3/min。即15m32、掘进工作面风量计算〔1〕按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q瓦掘·K掘通=100×0.054×2.0=10.8m3/min=0.18m式中：q瓦掘—掘进面的瓦斯平均绝对涌出量，取0.054m3/min；K掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取2.0。〔2〕按炸药用量计算Q掘=25×A=25×2.7=67.5m3/min=1.125m式中：A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取2.7kg；〔3〕按人数计算Q掘=4×N=4×40=160m3/min≈式中：N—掘进面同时工作的最多人数，取20人。〔4〕按局部通风机实际吸风量计算Q掘进=Q扇×局扇数量+15S=260×1+15×6.5=357.5m3/min≈6m式中：Q扇—局扇实际吸风量，KDF—6.3型局扇吸风量为330~185m3/min，取260mS—机巷局扇到机巷回风口之间的巷道断面积。〔5〕风速验算15×Sj≤Q掘≤240×Sj式中：Sj—掘进巷道的断面积，取12.15m15×12.15≤Q掘≤240×12.15综合以上计算，煤巷掘进工作面风量取360m3/min，即6m33、硐室需风量计算根据《煤矿平安规程》要求和**矿生产实际配风情况，该采区硐室的实际需风量如下：〔1〕绞车房、变电所、水泵房配风：60m3/min〔1.0m〔2〕采区变电所：90m3/min〔〔3〕电机车修理及充电硐室：300m3/min〔4、庚组采区风量计算〔1〕通风困难时期风量计算庚一下山采区投产后，庚一采区仍有采掘活动，为了有利于庚一下山采区的采面接替，整个庚组采区的通风风量应统一考虑，具体如下：按照采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：Q=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K式中：Q—采区总风量，m3/s；∑Q采—采煤工作面所需风量之和，m3/s；∑Q备—备用工作面所需风量之和，m3/s；∑Q掘—掘进工作面所需风量之和，m3/s；∑Q峒—各硐室所需风量之和，m3/s；∑Q其它—除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/s；K—矿井通风系数，取1.25。设计考虑综采工作面配风15m3/s；煤巷掘进工作面配风6m3/s；采区变电所配风1.5m3/s；绞车房、水泵房、变电所各配风1.0m采区总风量Q=(2×15+4×6+2×1.5+4×1.0+1×5)×1.25=82.5〔m3/s〕取83m3/s详见表5－2配风法计算矿井总风量表表5－2—1项目数量每处供风量(m3/s)小计(m3/s)备注庚一采区综采工作面11515煤巷掘进工作面4624采区变电所11.51.5绞车房111庚一下山采区综采工作面11515采区变电所11.51.5绞车房111-280m111-280m111电机车修理及充电硐室155合计66考虑矿井通风系数1.25总计82.5取83m3/s〔2〕通风容易时期风量计算通风容易时期为庚一采区全部结束，而庚一下山采区开采最后一个区段，具体如下：按照采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：Q=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K式中：Q—采区总风量，m3/s；∑Q采—采煤工作面所需风量之和，m3/s；∑Q备—备用工作面所需风量之和，m3/s；∑Q掘—掘进工作面所需风量之和，m3/s；∑Q峒—各硐室所需风量之和，m3/s；∑Q其它—除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/s；K—矿井通风系数，取1.25。设计考虑综采工作面配风15m3/s；煤巷掘进工作面配风6m3/s；采区变电所配风1.5m3/s；绞车房、水泵房、变电所各配风1.0m采区总风量Q=(1×15+1×1.5+3×1.0+1×5)×1.25=30.6〔m3/s〕取31m3/s详见表5－2－2。配风法计算采区总风量表表5－2－2项目数量每处供风量(m3/s)小计(m3/s)备注综采工作面11515绞车房11.51.5-280m111-280m111采区变电所111电机车修理及充电硐室155合计24.5考虑矿井通风系数1.25总计30.6取31m3/s〔二〕庚组采区通风负压计算采区负压根据矿井通风阻力计算公式及矿井通风系统图计算而得，庚一采区通风容易期与通风困难时期的负压为：公式：h摩=αLPQ2/S3=RQ2式中：h摩—摩擦阻力，Pa；α—摩擦阻力系数，N·s2/m4；L—巷道长度，m；P—巷道净断面周长，m；Q—通过井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面积，m2；R—井巷摩擦风阻，N·s2/m8；对推荐方案进行计算，结果为：H容易=925.629Pah困难=2570.471Pa详见表5－2－3、表5－2－4。〔三〕等积孔计算Amax=0.38Q/=0.38×31/=1.21m2Amin=0.38Q/=0.38×83/=2.035m矿井为通风中阻力矿。六、通风设施，防止漏风和降低风阻的措施：设计中为保证各用风地点按需要得到足够风量，井下所有进回风相交处均设有双向双道风门，在需调节风量处设调节风门，以保证风量分配的需求。在风门设置地点充分考虑了使用条件和各用风地点风量调节的可能性，以到达减少漏风，提高风量的利用率。为减少通风阻力，设计中尽量缩短通风线路，巷道断面的选择尽量保证巷道的风速为经济风速。生产期间，应加强通风设施的维修和管理，经常去除巷道中的堆积物，及时修复压坏的巷道，保证通风有效断面，使风流畅通，降低巷道通风阻力。庚一下山采区容易时期负压计算表表5-2-3顺序巷道名称支护方式a×10-4L〔m〕P〔m〕S〔m2〕S3RQ(m3/s)Q2h(Pa)1副井井筒砼4034618.8528.2722593.1830.00123196110.8852己一皮带大巷锚喷10156514.4014.002744.0000.00823196177.4043庚一皮带石门锚喷258513.3012.001728.0000.0016204006.4144庚一皮带石门绕道锚喷303010.507.40405.2240.0023204009.1505庚一皮带下山锚杆3014013.5010.801259.7120.00452040017.6526采面机巷锚杆30108012.208.40592.7040.066715225147.1507采面液支3514012.108.40592.7040.01001522522.0758采面风巷锚杆30108012.208.40592.7040.066715225147.1509庚一专用回风上山锚杆3050012.6010.801259.7120.01501522533.10710庚一专用回风平巷锚杆3010012.03010.801259.7100.00283196122.29111回风绕道锚喷3035010.908.00512.0000.022431961210.66812己一回风斜巷锚喷352649.406.00216.0000.040216256100.950804.895合计考虑15％局部阻力925.629庚一下山采区困难时期负压计算表表5-2-4顺序巷道名称支护方式a×10-4L〔m〕P〔m〕S〔m2〕S3RQ(m3/s)Q2h(Pa)1副井井筒砼4034618.8528.2722593.1830.001283688977.9632己一东大巷锚喷10156514.4014.002744.0000.0082836889554.8433庚一皮带石门锚喷108513.3012.001728.0000.000742176411.3174庚一皮带石门绕道锚喷203010.507.40405.2240.0016224847.3755庚一皮带下山锚杆3045013.5010.801259.7120.01452248468.6676采面机巷锚杆30108012.208.60636.0560.062115225137.1277采面液支3214012.108.40592.7040.00911522520.1828采面风巷锚杆30108012.208.60636.0560.062115225137.1279采面回风出车场锚喷2026012.0309.60884.7360.00701522515.43610庚一专用回风下山锚杆3048012.6010.801259.7120.0144421764249.15911回风联络巷锚喷108512.0309.60884.7360.001145202522.70312己一疏水下山锚喷1516011.108.40592.7040.004545202589.26113总回风巷锚喷2011612.5710.991327.3730.0022836889148.42414己一回风斜巷锚喷352649.406.00216.0000.0402421764695.6092235.192合计考虑15％局部阻力2570.471第三节降温措施一、矿井热害情况及本矿井的致热因素平顶山矿区恒温带平均深度为25m，恒温带温度为16.2°C，庚一下山采区地温梯度在为2.07C°/100m，为地温正常区。根据庚一采区开采实践，地温对庚组煤的开采、的影响不甚明显二、降温措施1、加大风量，使绝对热源均摊到单位风量上的热量减少，从而降低风温，也有利于人体散热。2、采用后退式开采方式。由于通风巷道的围岩已被冷却，因而可使回采工作面的进风温度下降0.6～1.6°C，并且能减少采空区漏风。3、向煤体注水，降低煤体温度。直接向采掘工作面喷洒冷水可以冷却新裸露的岩〔煤〕体，可以有效降低工作面的风温。4、本采区投产的初期主要靠通风方法降温，随着煤层开采深度的增加，地温的升高，当通风方法无法解决地温问题时，需编制专门的降温设计，可考虑选择相应的设备采用机械或其它的降温措施。当采用各种积极降温措施后，采掘工作面的气候条件仍达不到法定要求时，可采用人工制冷的方式冷却工作地点的风温。第四节灾害预防及平安装备本矿井为瓦斯突出矿井，煤尘有爆炸危险，庚组煤层属自燃煤层。根据煤层赋存条件及开采技术条件，设计采用先进技术装备，建立井下环境平安监测系统，对瓦斯、温度、风速、自燃发火等进行监控，对灾害进行早期预测预防，切实防止灾害的发生。设计依据的法规有：《中华人民共和国平安生产法》、《中华人民共和国矿山平安法》、《中华人民共和国煤炭法》、《煤矿平安规程》、《煤矿平安监察条例》、《矿井防治水工作条例》、《矿井防灭火标准》及现行有关行业性标准。一、瓦斯灾害防治：1、矿井要对瓦斯资料收集全面，加强研究。随着开采深度的增加，注意瓦斯涌出量变化，并增补防治瓦斯措施。2、严格掌握矿井风量分配，保证各工作地点和硐室有足够的新鲜风。3、建立瓦斯个体巡回检查和连续监测的双重检测系统，可靠的预测和控制瓦斯事故的发生。4、在采掘工作面及回风巷中设瓦斯自动断电警报仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室，做到超限报警、断电。5、在掘进工作面穿煤层时，必须在距煤层10m6、认真处理采面上隅角、采空区及巷道中的瓦斯聚积，保证平安生产。7、井下放炮必须执行一炮三检，消灭放炮时产生的火焰，严格执行有关规定，杜绝明火发生。8、井下电器均选用防爆设备，消灭失爆，有效的杜绝电器火源。9、为有效防止爆炸由局部扩大为全局灾害，要按规定设置隔爆水棚。10、下井人员必须佩带自救器。熟悉避灾路线，搞好自救。二、粉尘的综合防治：〔一〕防尘措施为了工人的健康和防止煤尘爆炸事故，在生产时要制定除尘，降尘和防止煤尘爆炸事故的措施。1、巷道风速必须符合《煤矿平安规程》规定，防止煤尘飞扬。2、要建立完整的防尘洒水系统，对煤流转载点必须喷雾洒水，采煤工作面机、风巷安设风流净化水幕。3、对容易积聚煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗。4、井下煤仓和溜煤眼经常保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风。5、回采工作面采取煤壁注水防尘工艺。以湿润煤体减少开采煤尘。并对注水设备、管路、仪器定时检查、维护。6、利用环境平安监测系统，及时测定风流中粉尘浓度。7、采掘工作面应采取湿式打眼,使用水炮泥，放炮前后应冲洗煤壁，放炮时应喷雾降尘，出煤时洒水。8、采、掘工作面工人必须配戴防尘口罩。9、采煤机的喷雾洒水系统必须完好。〔二〕防爆措施1、采用冲洗巷壁，撒布岩粉、喷雾洒水等综合措施。2、严格执行有关规定，杜绝明火发生。3、消除放炮时产生的火焰。4、井下电器均选用防爆设备，有效地杜绝电器火源。5、有效地防止上下山跑车及金属强烈碰撞产生的火源。〔三〕隔爆措施为有效防止爆炸由局部扩大为全矿性灾害，在矿井石门、上〔下〕山、工作面顺槽等