采区设计说明书.doc

《采区设计说明书.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采区设计说明书.doc（55页珍藏版）》请在装配图网上搜索。

1、 第一章、矿井概况山西灵石天聚柏沟煤业有限公司位于灵石县城北西方向的英武乡南5km雷家村境内，距县城10 km，距大运公路4km，距南同浦铁路，灵石站7 km。行政区划隶属英武乡管辖。地理坐标为：东经1114010-1114142，北纬365235-365417。山西灵石天聚柏沟煤业有限公司二采区位于灵石县城北西方向，距灵石县城直距10km，东邻南同蒲铁路及大运公路，东北距介休县城20km，与灵石站相距7km。大（同）-运（城）高速公路灵石出口到二采区有25km路程，交通条件便利(图1-1)。据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发200964号关于晋中市灵石县煤矿企业兼并

2、重组整合方案(部分)的批复，山西灵石天聚柏沟煤业有限公司(以下简称柏沟煤业)为兼并重组煤矿，重组前为山西天星柏沟煤矿有限公司，矿区面积2.3325km2，批准开采2、4号煤层，重组后矿区面积4.6028 km2，其中新增空白区2.2703 km2，批准开采211号煤层，隶属于灵石县永吉能源有限公司，资源重组后，生产能力600kt/a。第一节 井田地质特征一、地层区内大部分黄土覆盖。出露的基岩均为二叠系上石盒子组地层，根据地面及钻探工程揭露的地层资料，本区发育的地层由老到新，有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组以及第四系。沉积的各时代地层

3、岩性特征及厚度情况详述如下：(1)、中奥陶统峰峰组(O2f)区内揭露最大厚度为48.38m。其主要岩性为深灰黑色、青灰色厚层状石灰岩，质纯，裂隙发育，常有方解石脉填充 。(2)、中石炭统本溪组(C2b)平行不整合于峰峰组地层之上，沉积厚度6.76-12.20m，平均9.94m。主要岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、局部为铝土岩。全区沉积厚度变化不大，在二采区中部4号孔厚度为8.31m。(3)、上石炭统太原组(C3t)整合于本溪组地层之上，为海陆交互相沉积，沉积厚度77.63-107.12m，平均厚度91.82m。本组主要岩性由煤层、泥岩、砂质泥岩、石灰岩及砂岩组成。底界砂岩（K1）为灰色中细砂

4、岩，局部相变为粗砂岩、砂质泥岩，全区发育稳定的三层石灰岩，及三层稳定煤层，本组为主要含煤地层，动植物化石比较丰富。(4)、下二叠统山西组(P1s)连续沉积于太原组地层之上，以滨海沼泽泻湖相为主，沉积厚度2.78-55.50m，平均厚度48.48m。主要岩性由煤层、泥岩、砂质泥岩、中细砂岩组成。底部为灰、灰黑色中细砂岩，不稳定，厚度变化大。本组为含煤地层，发育较稳定及不稳定煤层2-3层。(5)、下二叠统下石盒子组(P1x)连续沉积于山西组地层之上，为陆相沉积地层，厚度为87.50-110.58m，平均厚度为101.88m。主要岩性有泥岩、砂质泥岩、泥岩及中细砂岩。(6)、二叠系上统上石盒子组（P

5、2s）：连续沉积于下石盒子组地层之上，为陆相沉积，沉积厚度为280.03m。主要岩性由砂岩、砂质泥岩组成。上石盒子组一段（P2s1）：沉积厚度177.36m。上石盒子组二段（P2s2）：二采区仅出露下部地层，最大厚度为102.67m。(7)、中上更新统（Q2+3）：不整合于各老地层之上，中更新统以棕黄红色粘土、亚粘土为主，含粗砂及钙质结核层，主要岩性为棕黄色粘土、亚粘土、亚砂土等，垂直节理发育，易形成冲沟和陡壁，厚度0-50m，平均28m左右。二、含煤地层区内含煤地层有石炭系上统太原组；二叠系下统山西组。太原组与山西组为整合接触，可采煤层均赋存于太原组和山西组，主要含煤地层太原组和山西组的厚度

6、121.67-141.52m，平均为132.17m，其中含煤层11层，煤层累计厚10.23m，含煤系数7.74%。：(1)、太原组(C3t)该含煤地层整合于本溪组地层上，是霍西煤田的重要含煤岩系之一，俗称下煤组。属海陆交互相碎屑岩及碳酸盐岩建造，韵律明显，砂岩、泥岩、石灰岩，其中赋存有可采煤层及煤线。根据本二采区各钻孔资料，该组地层厚度为74.75-86.02m，平均80.47m，共含煤7层，其中9、10号为全区可采煤层，4号为零星可采煤层。本组煤层厚度8.85m，含煤系数10.10%。(2)、山西组(P1s)该含煤地层连续沉积在太原组之上，是霍西煤田及本区的重要含煤地层之一，俗称上煤组。地层

7、厚度42.78-55.50m，平均为48.48m。共含煤3层，其中2号煤全区层位较稳定局部可采，1、2下号煤层不可采。煤层总厚1.36m，含煤系数2.80%。三、构造井田内构造形态基本为一宽缓的褶皱构造为主，中部为向北东-南西的向斜构造（S1），枢纽向西南仰起，中南部为轴向西-东的背斜构造（S2），枢纽向东倾伏。南部为轴向西-东的向斜构造（S3），枢纽向西仰起。二采区南部边缘发育一条落差较大的正断层。二采区中部发育一条落差和延伸距离均较小的正断层。没有发现陷落柱。、褶皱构造、向斜S1：二采区中北部候木村一线以北。中部向斜轴向为NE50，向斜枢纽在东部向下倾伏，在西部向上抬起，延伸长度1000m

8、，北翼较缓，倾向南东，南翼较陡，倾向北东，为一宽缓的不对称倾伏向斜，两翼出露地层均为二叠系上石盒子组地层。该向斜在二采区西部对上部地层影响较小，地表发育不明显。、背斜S2：位于二采区中南部陈家岭村一线以北，背斜轴向NE73，背斜枢纽向西抬起，向东倾伏，延伸长度1300m，该背斜在地表及上部地层中不发育，在下部地层中由钻孔控制，而查明其位置。、向斜S3：位于二采区南部托子洼村一线以北，向斜轴向伟NE62，向斜枢纽在东部向下倾伏，西部向上抬起，延伸长度720m，两翼出露地层均为二叠系上石盒子组地层。、断裂构造：、断层F27：位于二采区南部边界，正断层，走向北东南西，倾向NW35，倾角65，落差65

9、-90m，北西盘下降，出露地层为二叠系上石盒子组，南东盘上升，出露地层为二叠系山西组。区内延伸长度3000m，横穿二采区南部，因该断层未进行工程控制，只能以地质填图成果评述。、断层F1：位于二采区中部4号钻孔北部，正断层，走向近西东，倾角75，落差18m，北盘下降，南盘上升，两盘出露 地层均为二叠系上石盒子组，延伸长度900m。区内地质构造属简单型。、岩浆岩本区内没有发现岩浆岩侵入体。第二节 煤层埋藏特征1、 煤层 井田内可采煤层自上至下有2号、4号、9号、10号共计4层，其中2、4号煤层已大部采空。（1）、9#煤层位于太原组下段顶部，K2灰岩一般为其直接顶板。煤层厚度1.02-1.60m，平

10、均1.31m。该煤层结构较简单，一般为单层，且厚度变化不大。底板岩性为泥岩及细粒砂岩和砂质泥岩。煤层层位稳定，埋藏较深，保存良好，厚度变化不大，是各煤中较厚稳定的可采煤层。（2）、10#煤层位于太原组下段中部。煤层厚度4.05-5.14m，平均4.53m。煤层结构复杂，一般分为2-3层。煤层顶板为砂质泥岩，底板为砂质泥岩或细粒砂岩，煤层层位稳定，分布广泛，埋藏较深，保存良好，厚度变化不大，是稳定可采的厚煤层。煤层情况统计表地层煤层号平均厚度（m）平均层间距（m）结构夹矸数稳定性可采性顶板底板山西组20.45-0.920.5812.82-18.7716.24简单0较稳定局部可采泥岩泥岩太原组40

11、-1.171.05简单0不稳定零星可采泥岩泥岩62.23-63.1062.6791.02-1.601.31简单0稳定全区可采石灰岩砂质泥岩3.70-5.604.98104.05-5.144.53复杂2-3稳定全区可采砂质泥岩砂质泥岩二、煤层围岩性质1、各可采煤层顶底板工程地质特征本区内可采煤层2、4号已基本开采殆尽。根据本次施工的2号钻孔岩石物理力学性质试验报告及夏门井田精查地质报告10号煤层资料进行评述（夏门井田位于本井田东北约5km处）。(1)9号煤层顶板：为K2石灰岩，岩性坚硬，抗压、抗拉强度大。岩层单向抗压强度32.1-63.2Mpa，平均44.4 Mpa，单向抗拉强度1.63-4.5

12、6Mpa，平均2.71 Mpa，抗剪强度1.73-6.11Mpa，平均4.05 Mpa。稳定性好，属稳定-较稳定型顶板。底板：为砂质泥岩，节理裂隙不发育。属不稳定-较稳定型底板。(2)10号煤层顶板：为砂质泥岩(即9号煤层之底板)，节理裂隙发育，具水平层理。岩层单向抗压强度9.2-15.9Mpa，单向抗拉强度0.53-1.02Mpa，抗剪强度2.50-2.52Mpa，普氏硬度系数0.92-1.59。属不稳定-较稳定型顶板。底板：为泥岩或砂质泥岩，节理裂隙不发育。属不稳定-较稳定型底板。2、瓦斯据山西省煤炭工业局晋煤安发20072030号文“关于晋中市2007年度30万吨/年及以上煤矿瓦斯等级和

13、二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”：灵石县英武乡山西灵石银源新生煤业有限公司2006年度瓦斯绝对涌出量0.59m3/min，相对涌出量3.4m3/t；2007年度瓦斯绝对涌出量0.54m3/min(2007年处于基建过程中)，鉴定为低瓦斯。3、煤尘爆炸性根据本矿2010年2月22日9号煤层煤样检验资料，火焰长度400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量85%，煤尘有爆炸性。据相邻煤矿原新安发煤业有限公司9号煤层煤样检验资料(2007.11)：9号煤火焰长度80mm，加岩粉量45%，煤尘有爆炸性。据附近煤矿原灵石县英武乡新长征煤矿10号煤层煤样检验资料(2005.9)：10号煤火焰长度160(mm)，岩粉

14、用量80%，煤尘有爆炸性。由此推断，本矿9、10号煤层煤尘具有爆炸性。4、煤的自燃据本下采集9号煤层样，送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性鉴定（2010.02）9号煤层吸氧量0.70cm3/g，自燃等级级，自燃倾向性为自燃。据新生煤下采集9、10号煤层样，送山西煤炭工业局综合测试中心进行了煤自燃倾向性鉴定(2009.12)，鉴定结果如下：9号煤：吸氧量0.70cm3/g，自燃等级级，自燃倾向性为自燃。10号煤：吸氧量0.68cm3/g，自燃倾向性等级为级，自燃倾向性为自燃。5、地温、地压据调查，本区煤矿在开采过程中，地温一般为16-17，区内地温梯度小于3/100m，无地热异常，

15、属地温正常区。本矿及相邻在生产过程中未发生过冲击地压危害。属地压正常区。三、煤质及工业用途评价1、物理性质和煤岩特征二采区煤层总体物理性质为黑色，沥青光泽，玻璃光泽，贝壳状断口，宏观煤类型为半亮、光亮型，变质阶段为中等变质阶段，上部煤层变质程度较低于下部煤层。9号煤层：黑色半亮型、光亮型、碎块状、沥青玻璃光泽。10号煤层：黑色半亮型、光亮型、块状、碎块状、沥青玻璃光泽，结构复杂。11号煤层：色半亮，光亮型，夹镜煤及暗煤条带。碎块状，沥青光泽。2、化学性质和工艺性能二采区内2、4号煤层已基本开采殆尽。据本矿钻孔资料及井下采样检测结果，结合二采区东部圪台煤质资料，2、4、9、10号煤层主要煤质指标

16、及其变化范围如下。9号煤层：水分(Mad)：原煤0.13% -0.70%，平均0.51%；浮煤0.32%-0.60%；平均0.51%；灰分(Ad)：原煤8.37%-31.08%，平均17.07%；浮煤3.88%-15.90%；平均7.10%；挥发分(Vdaf)：原煤21.03%-29.31%，平均25.62%；浮煤19.12%-26.96%，平均23.10%；全硫(St，d)：原煤1.89%-4.11%,平均2.90%；浮煤1.48%-2.55%，平均2.70%；胶质层指数： Y值15.00-20.00mm，平均17.50mm；高位发热量(Qgr，d)：原煤24.05-32.84MJ/kg，平

17、均29.43 MJ/kg；浮煤30.31-34.35MJ/kg，平均33.28 MJ/kg；粘结指数(GR.I)：浮煤60-94；焦渣特征(CRC)：6-7体积曲线：之字型。9号煤为特低灰、高灰、中高硫-高硫焦煤(JM)。10号煤：水分(Mad)：原煤0.44-0.61%，平均0.54%；浮煤0.32%-0.67%，平均0.46%；灰分(Ad)：原煤15.59%-41.55%，平均29.20%；浮煤4.63%-9.91%，平均6.49%；挥发分(Vdaf)：原煤16.44%-29.96%，平均25.76%；浮煤20.00%-28.00%，平均23.31%；全硫(St，d)：原煤1.46%-5.

18、29%，平均3.61%；浮煤1.65%-2.53%，平均2.00%；胶质层指数： Y值16.00-32.00mm；高位发热量(Qgr，d)：原煤19.25-30.26MJ/kg，平均24.27 MJ/kg；浮煤32.05-34.56MJ/kg，平均33.63 MJ/kg；焦渣特征(CRC)：5-6；粘结指数(GR.I)：浮煤75-99；体积曲线：之山混合型。10号煤为特低灰-中灰、中高硫焦煤(JM)。9号煤为特低-高灰、中高-高硫焦煤(JM)。洗选后可作为炼焦用煤，也是优质的动力用煤。10号煤为低-中灰、高硫焦煤(JM)。洗选后可作为炼焦用煤，也是优质的动力用煤。第三节 井田境界与储量一、井田

19、境界根据2009年11月30日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证C1400002009111220045948，井田范围由以下12个拐点坐标圈定。见井田境界拐点坐标表井田境界拐点坐标表(6带)拐点编号1980西安座标系纬距(X)经距(Y)14087501.1919560605.7224087501.1919562095.7234086901.1919561980.7244086731.1919562090.7254085101.1919563230.7264084619.1919562360.7274084101.1919561590.7284084301.1919561225.72940852

20、61.1919561930.72104085691.1919561155.72114086151.1919560890.72124086551.1919560410.72井田呈不规则长条状，东西最长约3.40km，南北最宽约2.10km，井田面积4.6028km2。兼并重组整合后山西灵石天聚柏沟煤业有限公司矿井四邻关系。见四邻关系图 矿井四邻关系图二、资源/储量矿井资源/储量计算原则为：焦煤最低可采厚度0.7m，最高可采灰分不大于40%；最高硫分不大于3%。矿井保有能利用资源/储量汇总表见表矿井地质资源量汇总表单位：kt煤层平均厚度(m)容重(t/m3)资源储量(kt)111b+122b111

21、b+122b+333(%)111b122b333111b+122b111b+122b+33320.581.357000700041.051.4416054016070022.991.311.38584015105307350788093.3104.531.501961048801990244902648092.5合计2545065503760320003576089.5矿井储量汇总表见表矿井储量计算表单位：kt煤号工业储量111b+122b+3330.9永久煤柱设计储量境界采空区边界断层陷落柱村庄小计26303114585630046464215339158660978273884381380

22、220656211026281146216505283839517886合计35384192375976391165023734矿井可采储量汇总表见表表3-2-4矿井可采储量计算表单位：kt煤号设计储量煤柱损失开采损失采区回采率小计可采储量井筒工业场地大巷煤柱(40%)460025120.853723956215507326580.801940368110178861869310221830.75715410732合计23734241938592853913114436第四节 矿井开拓一、井筒位置、形式、数目矿井采用斜立井开拓，井田划分为一个生产水平，井底车场形式根据开拓布置方式等因素，采用平

23、车场布置形式。主斜井：井口80系座标X=4085652.095、Y=19562055.565、H=919.958倾角23，斜长923.8m，净宽3.8m，净高3.3m，净断面10.95m2，半圆拱粗料石砌碹，井筒内安设带式输送机，设台阶、扶手，主要担负矿井提煤任务，兼作进风井及安全出口；井筒内敷设有一趟静压洒水管路、一趟压风管路及信号通讯电缆。副斜井：井口80系座标X=4085654.69、Y=19562014.22、H=919.958倾角25，斜长854m，净宽4.5m，净高4.0m，净断面15.77m2，半圆拱锚网喷支护，井筒内铺设单轨，设架空乘人装置，装备单滚筒绞车，担负矿井辅助提升、人

24、员运送及进风任务，设有台阶、扶手，兼作矿井的一个安全出口。井筒内敷设有一趟静压洒水管路、两趟排水管路、两趟高压电缆及信号通讯电缆。回风立井：井口80系座标X=4086400.503、Y= 19561761.894、H= 962.55井筒垂深403m，净直径4.5m，混凝土支护，净断面积15.9m2。担负矿井回风任务，井筒内设梯子间，作为矿井的一个安全出口。二、采区划分及依据、开采顺序全井田采用一个水平开采，水平标高+559m。9、10#煤层联合布置，全井田划分为两个采区，井田北西部为一采区，井田东南部为二采区。全井田利用三条开拓巷道联合布置开采9、10#煤层，先开采9#煤层，运输、轨道巷道沿1

25、0#煤层顶板布置，回风巷道沿9#煤层顶板布置。三、开拓巷道的布置一采区开拓巷道布置如下：一采区运输上山：在主斜井井底煤仓上口向西偏北81沿岩层向下15布置转载巷见10#煤层，沿10#煤层布置一采区运输上山，矩形锚网喷支护，净宽4.0m，净高3.0m，净断面12m2，装备带式输送机担负采区原煤运输及进风任务。一采区轨道上山：在一采区运输上山北侧35m(巷道中心距)处沿10#煤层布置一采区轨道上山，矩形锚网喷支护，净宽4.0m，净高3.5m，净断面14m2，装备无极绳连续牵引车担负一采区辅助运输及进风任务。一采区回风上山：平行于一采区轨道上山北侧35m(巷道中心距)沿9#煤层顶板布置，矩形锚网喷支

26、护，净宽5.0m，净高3.0m，净断面15m2，担负采区回风任务，一采区回风上山通过总回风巷与回风立井贯通。总回风巷，矩形锚网喷支护，净宽5.0m，净高3.0m，净断面15m2，担负全矿井回风任务。二采区开拓巷道布置如下：利用井筒煤柱，在主、副斜井井筒煤柱中部布置二采区运输下山，在二采区运输下山东侧35m处平行于运输下山布置二采区轨道下山，在二采区轨道下山东侧35m处平行于轨道下山布置二采区回风下山，二采区回风下山与总回风大巷贯通。二采区开拓巷道规格、支护形式同一采区巷道。四、矿井通风方式、风机型号矿井采用中央分列式通风，主扇工作方式为机械抽出式，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。设计选用FB

27、CDZ822B型防爆抽出式对旋轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用，电动机型号YB450S38，功率为2160kW，电压10kV，转速745r/min五、提升方式及设备井下主运输为带式输送机，采区运输上山为带式输送机 井下主要巷道带式输送机技术特征名称项目一采区运输上山下运段带式输送机一采区运输上山上运段带式输送机运量（t/h）500500带宽（mm）10001000速度（m/s）22长度（m）1100125.6倾角（）-4.712.6输送带PVG阻燃抗静电输送带PVG阻燃抗静电输送带输送带强度(Nmm)860860输送带单位质量（kg/m）13.613.6驱动方式防爆电机+隔爆型软起动装置

28、+减速器防爆电机+隔爆型软起动装置+减速器减速器DCY400-40DCY355-40电机功率（kW）11075制动器YWZ5-400/80YWZ5-315/50逆止器无NFA40 张紧装置ZYL-130，9.5kW（防爆）ZYL-130，9.5kW（防爆）综合保护装置KHP165-2KHP165-2副斜井为轨道运输和鍭车运输，车场为电瓶车运输，轨道上山运输长度为1470m，最大坡度为4.7，选用1部SQ-80(75)型无极绳连续牵引车； 六、矿井现开采情况矿井设计两个采区，现采一采区9#层将要结束，10#层首采面100107已圈出，正在准备接续面100103面的顺槽掘进工作。由于一采区村庄压煤

29、较大，影响工作面布置，为保证正常采掘衔接和煤炭市场需配煤需求，需开拓二采区准备工程。该矿井生产能力600kt/a，现一采区生产， 采煤方法为综采，掘进采用两个综掘，一个炮掘，开采9#煤层，设一个综采队，一个综掘队，一个炮掘队，全矿井配备一个机电运输队、一个通风队。年工作日330天井下采用“四六”轮流作业制度，前三班生产，后一班检修；井上采用“四六制”工作制度，前三班生产，后一班检修。第二章 采区地质特征第一节 采区范围二采区位于井田东南部，呈不规则形，面积1488818m2，邻近一采区将要采完。本采区为接替采区。第二节 采区地质情况一、构造二采区南部边缘发育一条落差较大的正断层。二采区中部发育

30、一条落差和延伸距离均较小的正断层。没有发现陷落柱。、褶皱构造、向斜S1：二采区中北部候木村一线以北。中部向斜轴向为NE50，向斜枢纽在东部向下倾伏，在西部向上抬起，延伸长度1000m，北翼较缓，倾向南东，南翼较陡，倾向北东，为一宽缓的不对称倾伏向斜，两翼出露地层均为二叠系上石盒子组地层。该向斜在二采区西部对上部地层影响较小，地表发育不明显。、背斜S2：位于二采区中南部陈家岭村一线以北，背斜轴向NE73，背斜枢纽向西抬起，向东倾伏，延伸长度1300m，该背斜在地表及上部地层中不发育，在下部地层中由钻孔控制，而查明其位置。、向斜S3：位于二采区南部托子洼村一线以北，向斜轴向伟NE62，向斜枢纽在东

31、部向下倾伏，西部向上抬起，延伸长度720m，两翼出露地层均为二叠系上石盒子组地层。、断裂构造：、断层F27：位于二采区南部边界，正断层，走向北东南西，倾向NW35，倾角65，落差65-90m，北西盘下降，出露地层为二叠系上石盒子组，南东盘上升，出露地层为二叠系山西组。区内延伸长度3000m，横穿二采区南部，因该断层未进行工程控制，只能以地质填图成果评述。、断层F1：位于二采区中部4号钻孔北部，正断层，走向近西东，倾角75，落差18m，北盘下降，南盘上升，两盘出露 地层均为二叠系上石盒子组，延伸长度900m。二采区内地质构造属简单型。、岩浆岩本区内没有发现岩浆岩侵入体。2、 顶底板(1)9号煤层

32、顶板：为K2石灰岩，岩性坚硬，抗压、抗拉强度大。岩层单向抗压强度32.1-63.2Mpa，平均44.4 Mpa，单向抗拉强度1.63-4.56Mpa，平均2.71 Mpa，抗剪强度1.73-6.11Mpa，平均4.05 Mpa。稳定性好，属稳定-较稳定型顶板。底板：为砂质泥岩，节理裂隙不发育。属不稳定-较稳定型底板。(2)10号煤层顶板：为砂质泥岩(即9号煤层之底板)，节理裂隙发育，具水平层理。岩层单向抗压强度9.2-15.9Mpa，单向抗拉强度0.53-1.02Mpa，抗剪强度2.50-2.52Mpa，普氏硬度系数0.92-1.59。属不稳定-较稳定型顶板。底板：为泥岩或砂质泥岩，节理裂隙不

33、发育。属不稳定-较稳定型底板。3、 水文地质 地表水：本范围内没有大的地表水体。矿区位于交口河上游支沟，发育冲沟，各沟谷基本常年无水，仅在雨季汇聚短暂性洪流，属季节性沟谷河流。采用斜井-竖井开拓方式，主斜井、副斜井位于井田北中部，回风竖井位于二采区北部。工业场地标高约900-925m，主斜井、副斜井及回风竖井标高分别为923.02m、913.28m、962.55m。据调查，工业场地位于最高洪水位863m线以上，工业场地内主、副井口及主要建筑标高位于场区沟底标高5m以上，工业场地地面径流排水线路短捷顺畅，故雨季地表径流一般不会对工业场地井口安全造成威胁。在冲沟没有堵塞、能够正常泄洪的条件下，洪水

34、一般不会对工业场地及井口造成威胁。主要含水层：区内的含水层主要有中奥陶统石灰岩含水层、上石炭统太原组灰岩岩溶裂隙含水层、下二叠统山西组含水层、二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层、第四系孔隙含水层。现将各含水层分述如下： 中奥陶统石灰岩含水层本区施工钻孔中，没有施工水文孔，其钻探资料不能充分说明本含水层特征，因此，引用山西煤田地质局144队两渡地质报告和149队尤家山勘探区地质报告区域资料作以简要说明。本含水层二采区内没有出露，该含水层以石灰岩为主，含水层上部发育有50余米的深灰色石灰岩，常有浅灰色黄色白云岩斑点。此石灰岩下方有10余米厚的灰色泥岩，泥岩页岩与薄层状泥质页岩互层，每下部产有石膏矿层，

35、据尤家山勘探区124孔（位于勘探区西北部）与144队在本区东北部施工的198钻孔所得资料，124孔本含水层水位标高610米，电测单位吸水量0.000022公升/秒米，另在两渡区做抽水试验表明，单位涌水量0.0048公升/秒米，渗透系数0.229-0.088米/日，而198孔资料表明水位标高620米，单位涌水量0.02立方米/时米，换算之则为0.0056公升/秒米，水质为HCO3+SO42-Ca2+Ng2+型水，微硬PH值为7.9。从以上资料可以看出，该含水层组透水性虽不十分好，但由于其水头高（在煤层标高以上），水头压力相应较大。据本井田东南部的山西灵石昕益灵石煤矿有限公司（以下简称原灵石煤矿）

36、原灵石煤矿1985年在二采区南部施工有1号水源井，2006年在二采区中北部施工有2号水源井。据两口水源井资料，二采区内奥灰水位标高520-526m,据抽水实验：奥灰含水层单位涌水量为0.000436-0.14L/s.m,渗透系数为0.0021-0.3306m/d,奥陶含水层富水性中等，按万分之八水力坡度推测本二采区奥灰水位标高560.0-562.5m.二采区内9、10号煤层底板标高530-710m,二采区东部边缘雷家庄-回风立井以东煤层底板等高线低于奥灰水位，因此奥灰水对9、10号煤层开采有影响。上石炭统太原组石灰岩含水层上石炭统太原组地层在二采区内平均厚度约101.88m。除砂岩、砂质泥岩、

37、泥岩及煤层外，有三层发育良好且易被水溶解的海相石灰岩(K2、K3、K4)，总厚度约16.79m，为本组主要含水层。本二采区无揭露该含水层资料，仅据区域取芯钻孔简易水文资料进行评述。K2灰岩裂隙含水层：区内广泛分布。为主要可采煤层9号煤的直接顶板含水层，有溶蚀现象。尤家山勘探区位于本二采区东北方向,距本井田10KM。据尤家山勘探区124号孔资料，水位标高747.36m，单位涌水量0.0074L/s.m，渗透系数0.1455m/d，PH为7.7。据调查，本矿回风立井2009年11月见9号煤层后，发生突水，水位到2号煤层，现抽水涌水量720m3/d。K2石灰岩富水性强。K3石灰岩裂隙含水层：区内广泛

38、分布。据124号钻孔对K3、K4混合抽水试验资料，K3、K4石灰岩含水层混合水位标高800.36m，单位涌水量0.000412 L/s.m，渗透系数0.00417m/d。据调查，本矿主斜井施工到K3以下涌水量变大，涌水量960m3/d。K2、K3、K4三层灰岩区内未做抽水试验，这里仅用钻孔取芯资料和钻孔简易水文资料，主斜井资料及1、2、4号钻孔资料加以说明，该含水层组透水性强，表明该含水层组有较丰富的地下水。二叠系下统山西组及石盒子组砂岩含水层山西组地层厚度为48.48m。在二采区内山西组砂岩含水层多以中、细砂岩为主，且不稳定，石盒子组厚，砂岩较多。砂岩局部裂隙发育，具有一定含水性具承压性，根

39、据尤家山124号水文孔对山西组和石盒子组段进行混合抽水试验，水位标高801.54m，水质类型HCO3CL-CaMg型，PH值7.6-7.9，单位涌水量0.027L/s.m，渗透系数0.0465m/d，属弱富水性含水层。（4）.基岩风化裂隙含水层受基岩岩性和地形地貌影响，基岩风化裂隙含水层含水性随风化裂隙的发育程度而异，该含水层可接受大气降水，地表水及松散含水层补给，含水较丰富，但含水差异性较大。（5）第四系孔隙含水层第四系孔隙含水层由细砂、中砂、以及砂砾组成。含水性由砂、砂砾的发育程度而定。据动态观测资料，其受季节变化影响较大。崔家沟井田位于本井田区东北15KM处，据省煤田地质局144队在邻区

40、崔家沟井田5、7号孔对第四系冲积层抽水试验表明，钻孔单孔涌水量7.78-27.00m3/d，渗透系数为0.398-1.177m/d，水质为HCO3SO4-CaMg2+型淡水；PH值 为7.5-7.7。含水层含水性较弱。主要隔水层：1 中上更新统亚粘土隔水层含大量钙质结核，覆盖于各含水层上，一般大气降水不能直接入渗补给地下水。2 各含水层之间的泥岩、砂质泥岩、粘土岩隔水层为各含水层之间的主要隔水层，隔水性良好。3 本溪组泥岩、铝土泥岩隔水层本组含泥岩、铝土泥岩等隔水性能良好的岩层，可有效阻隔奥灰含水层与太灰含水层之间的水力联系，是太原组和奥陶系含水层间水力联系的天然屏障。地下水的补给、径流、排泄

41、条件：本井田位于郭庄泉域中部，属区域岩溶水径流区，地下水总体流向为由北向南。石炭系上统太原组岩溶裂隙含水层组在井田南边界处有出露，接受大气降水补给后，顺岩层倾向迳流，部分由水排泄。二叠系砂岩裂隙水在裸露区接受大气降水补给后，一部分沿层面裂隙顺层径流，向南排出区外，加入区域裂隙水循环，一部分在基岩出露区以下降泉形式排泄于沟谷中。水文地质类型：本区将主采9、10号煤层，其直接充水含水层为其上部的太原组灰岩岩溶裂隙含水层（K2、K3、K4），含水层补给条件好。水文地质类型属中等型。充水因素分析：地表水体对开采的影响二采区处于郭庄泉的径流带上，地表无大的水体，二采区内各含水层地下水主要的补给来源为大气

42、降水入渗补给。 直接充水含水层对煤层充水的影响二采区内的9、10号煤的直接充水含水层为富水强的K2、K3、K4灰岩含水层。K2、K3、K4灰岩含水层是二采区内对下组煤层开采影响较大的含水层。在断层附近，由于构造对各隔水层的破坏，各含水层可能产生横向及垂向水力联系。因此，开采下部煤层时充水条件将发生较大转变，给安全带来隐患，生产时应予以重视。采空积水对充水的影响开采9号煤层时的涌水来自其顶板K2、K3、K4灰岩岩溶裂隙水。开采10号煤层时的涌水来自其顶板K2、K3、K4灰岩岩溶裂隙水及4号煤层采空积水。由于灵石地区煤炭资源开采历史悠久，二采区内各可采煤层都不能排除遭小窑、古窑开采破坏，因此，生产

43、过程中，除对开采煤层上部采空积水要加强防范外，对本煤层可能存在的采（古）空积水，更要予以高度重视。生产中必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，严防开采煤层上部及本煤层采空积水造成透水事故。（4）.奥灰水对充水的影响据相邻原灵石煤矿奥灰水位推测，本二采区奥灰水位标高为560-562.5m。二采区内9、10号煤层底板标高530-710m，因此，局部地段9、10号煤层为带压状态。区内9、10号煤层与奥陶系石灰岩之间的隔水层主要由泥岩、砂质泥岩、铝土泥岩等组成。由于开采时会改变原始地应力分布，加之奥灰水头压力作用于隔水底板上，因此在奥灰水位高于煤层底板标高的地段，存在煤层底板突水的潜在威胁。涌水量正常

44、涌水量：Q正常2400m3/d(100m3/h)最大涌水量：Q最大2600m3/d(108m3/h)当开采10号煤层时，其导水裂隙带可发育至4、9号煤层底板，因此在开采10号煤层时，若其上部存在4、9号煤层采空区积水，涌水量将会增大。随着开采范围的扩大，涌水量也会有所增加。这里要说明的是，因上部煤层存在采空区积水，在遇隐伏断层、陷落柱或塌陷裂隙导通的情况下，上部采空区积水可能大量涌入，造成透水事故。 四、瓦斯情况据山西省煤炭工业局晋煤安发20072030号文“关于晋中市2007年度30万吨/年及以上煤矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”：灵石县英武乡山西灵石银源新生煤业有限公司2006年

45、度瓦斯绝对涌出量0.59m3/min，相对涌出量3.4m3/t；2007年度瓦斯绝对涌出量0.54m3/min(2007年处于基建过程中)，鉴定为低瓦斯。第三节 采区储量和生产能力 一、煤柱尺寸永久煤柱包括断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和地面建(构)筑物、地面村庄。煤柱留设如下：井田边界留设20m煤柱；F1断层留设30m煤柱；F27断层留设40m煤柱；大巷及上(下)山两侧各留设30m。工业场地、风井场地、地面村庄、已有的建(构)筑物地面范围按其实际占用范围并考虑其保护等级的维护带宽度而圈定，地面建筑均按级保护，围护带宽度15m，井筒按级保护，围护带宽度20m，表土层移动角按45计算，岩层移动

46、角按72计算。二、工作制度根据煤炭工业设计规范，工作制度确定如下：1、年工作日为330天；2、每天净提升时间为16小时；3、采煤工作面采用“四六”工作制，三班生产，一班检修；4、掘进工作面采用“四六”工作制，三班生产；三、设计生产能力的确定根据晋煤重组办发200964号关于晋中市灵石县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复，确定采区设计生产能力600kt/a。四、服务年限设计服务年限按下式计算：T=ZK/KA=（1250.8+5420.75）/1.360=式中:T服务年限，年;K储量备用系数，取1.3;A设计生产能力，600kt/年;ZK设计可采储量；经计算，服务年限为6.5年。第3章 采煤方

47、法及采区布置方式第1节 采煤方法的选择一、9号煤层采煤方法的选择矿井现开采9#煤层，根据矿井地质报告，9号煤层厚度1.02-1.60m，平均厚度1.31m。根据煤层赋存条件、开采技术条件、地面保护要求、采掘运装备水平和有关要求，以及提高单产、效率、回采率、生产安全、经济效益等因素，经综合技术经济比较，9#煤层布置一个长壁综合机械化采煤工作面，一次采全高。二、10#煤层采煤方法的选择矿井开采10#煤层时，根据矿井地质报告，10号煤层厚度4.05-5.14m，平均4.53m。根据煤层赋存条件、开采技术条件、地面保护要求、采掘运装备水平和有关要求，以及提高单产、效率、回采率、生产安全、经济效益等因素

48、，经综合技术经济比较，矿井开采10#煤层时布置一个长壁综合机械化采煤工作面，一次采全高。第2节 矿压观察情况回采工作面建立矿山压力测定系统。矿山压力测定设备配备如下：单体液压支柱测力计DZ-CL-1型5台圆图压力记录仪 YTL-610型4台矿压检测仪 KYS-10型 120个锚杆测力仪 MJ-40 50个机械动态仪 KY-82 4台掘进工作面采用顶板离层仪第3节 采区巷道布置1、 采区巷道布置 批准开采2、4、9、10#煤层，2、4#煤层已采空，设计9、10#煤层联合布置，设计采用剥皮开采，先开采9#煤层，后开采10#煤层。采区为不规则形，布置采用单双翼结合布置。二采区主采煤层为9#煤、10#

49、煤。两煤层均为中厚煤层，层间距平均为6.4米，煤层顶板稳定。根据煤层厚度、工作面长度、工作面推进度等计算，因而选用9#煤、10#煤共用轨道、皮带运输巷、回风大巷的联合布置方式。借鉴一采区巷道布置经验并结合本采区煤层赋存情况，采用轨道上山（轨道运输巷）、皮带上山（皮带运输巷）布置在10#，回风大巷布置在9#煤中的布置方式。二、开采顺序煤层间采用下行式开采，区内采用后进式回采，工作面采用后退式推采。下煤层间工作面最小错距9#上煤与10#煤工作面间同采时最小错距按下式计算：Mmin=M/tg+L+b式中：Mmin：煤层间最小错局，m；M:层间距，6.4 m；：岩石移动角，取45；L：安全距离，取30

50、 m；B：工作面最大控顶距，取4.2 m；则Mmin=M/tg+L+b=6.4/tg45+30+4.2=40.6（m）正常情况下9#上煤与10#煤工作面上下不同时回采，但特殊情况下需同时回采时，安全错距不应小于上述计算值。三、采区车场型式1、轨道上山车场：车场为平车场，存车线长度为30米，能存15个1吨矿车。采用人工调车的方式。可根据实际揭露的岩层倾角灵活确定车场位置，以适应小绞车布置灵活的特点。2、掘进工作面车场在采区顺槽施工过程中，若使用绞车运输，为了缓解运输紧张的矛盾，可在运输顺槽中，每隔100-500米布置一临时车场，具体形式可根据煤层赋存形态的不同，布置成平车场，这样布置的车场，还可

51、以在回采时作为泵站使用。在采面的回风顺槽中，采用无级绳绞车运输。 第四节 回采工艺及劳动组织一、区段尺寸（一）、走向长度与斜长根据本采区的煤层赋存条件及地质条件，本采区走向、倾向不规则。（二）、 回采工作面长度根据现有工作面运输条件，本采区一般采用长臂式工作面。有时为回收煤柱带采煤柱，其中单面长度一般选取160m，走向长平均550m左右。（三）、煤柱尺寸根据计算和开采经验，采区上（下）山的护巷煤柱为25-30米。区段煤柱15-20米。为了减少煤炭损失，提高资源回收率，工作面下巷还可采用沿空留巷技术留设小煤柱，后期随邻面回采而采出。二、回采工艺作业方式：回采工作面采煤机截深选择0.6m。采用追机

52、作业的作业方式，循环进度0.6m，每班4个循环，一天12循环，日进尺7.2m，月进尺178m，年进度2138m。采区内布置一个回采工作面。工作面生产能217t/h根据一采区的具体地质条件和主采煤层的赋存情况，确定本采区回采工艺如下：回采工艺：1、割煤及进刀：采用MG150/345-WDK型电牵引采煤机端部斜切进刀方式采煤，截深0.6m。2、移架：工作面采用ZYG3400/8/19型液压支架，随采煤机割过后，追机顺序移架，移架滞后采煤机35m，移架步距同采煤机截深0.6m。3、移输送机：工作面运输机滞后采煤机5m移置。三、支架型式及参数工作面采用ZY3000/08/19型普通液压支架116组。端

53、头支架同样选用ZY3000/08/19型普通液压支架，在工作面发生变化时端头选用戴帽点柱支护。运输顺槽端头支护选用DW2.5250/100型单体液压支柱, 使用“戴冒” 点柱支护。 共分四排进行支护，工作面-第一排1.7m,其它三排间距为1.2m,支护布置均匀，行要直，要迎山有力，支护间距0.6m, 随着工作面推进, 支柱随支架前移0.6m, 每次支柱前移后补加切顶线支柱，切顶钱柱间距0.3m.。柱冒规格,600mm200mm150mm。工作面最小控顶距4240mm，最大控顶距4800mm四、 劳动组织及循环作业方式1、循环作业方式由于接续较为紧张 ，9#煤或10#煤均遵循后退式开采顺序。对拉

54、回收煤柱时，上、下工作面之间保持不大于5.0米的错距，即上区段超前下区段不大于5.0米。2、劳动组织 劳动组织表定员工种班次合计在线人数75%乳化泵站11114一班二班三班四班支架工444416采煤司机333312端头及超前支护工444416刮板机司机11114清煤工22228转载机司机11114运料工22228胶带输送机司机22228机修工66 工作面技术经济指标见下表序号项 目单 位数 量1工作面长度m1602煤厚m9煤1.31米10煤4.5米3煤层倾角度3104容重吨/m1.35瓦斯等级级低6日进尺m3.678支架形式掩护式支架9顶板管理全部跨落管理法10日循环数个511出勤人数人/天1

55、4712工作面日产吨（9煤）1817（10煤）280013坑木消耗m/万吨7.0（9煤）12.7（10煤）141516 第五节 采区准备 1、二采区运输下山：位于主、副斜井井筒煤柱中部，沿10#煤层顶板布置，半圆拱形锚网喷支护，净宽4.0m，净高3.0m，净断面10.3m2。2、二采区轨道下山：位于二采区运输巷东部，沿10#煤层顶板布置，半圆拱形锚网喷支护，净宽4.2m，净高3.2m，净断面11.5m2。3、二采区回风下山：位于二采区轨道巷东部，沿9#煤层顶板布置，矩形锚网喷支护，净宽4.4m，净高2.6m，净断面11.4m2。4、运输顺槽断面 净宽4m，净高2.2m，净断面8.8m2。5、回

56、风顺槽断面 净宽4m，净高2.2m，净断面8.8m2。本区使用综掘工艺，“边采边准，四六作业制，日均进尺16米。采区准备时间为17个月，掘进出煤率为13吨，采掘比1：2，万吨煤掘进率为50米。采区内掘进面2个，回采面1个。均位于大巷两翼。第四章 采区运输、防排水与供电第一节、 采区运输系统一、辅助运输系统：采区车场以外采用蓄电池机车运输，进入采区内采用无极绳绞车运输。二、主运输系统：回采工作面SGB-630刮板运输机运煤斜巷或溜煤眼运输上山皮带输送机二采区煤仓主井升井。三、运料系统副井井底车场二采区轨道大巷工作面顺槽工作面。第2节 采区防排水和洒水一、顺槽排水系统对工作面顺槽掘进中的排水,可采

57、取临时水窝接力排水的方式排水,对选用的排水电泵其流量根据地质说明书正常按100m/h选取。考虑到管路长度,高差和出水量,届时选取电泵,应大于实际出水量。随着巷道的延伸，每隔30-50米即打设一处接力水仓，进行接力排水；必要时，根据现场情况安设卧泵，配备108mm钢管排至轨道运输巷排水管路内；开采9煤，将水排至轨道运输巷内时，可选用电泵或离心卧泵，把水排至轨道运输巷的排水管路内。 二、采区排水系统掘进和回采期间正常涌水，通过各巷道间的排水电泵，排入采区水仓。上山掘进每隔30-50米设一横斜水沟，其坡度不小于3，以便将上山巷道淋水截至主水沟内，掘进中每隔40米设一临时水窝，随掘随设两路永久排水管1

58、59mm钢管（沿巷道底板布置），经排水电泵排至排至采区水仓，然后排至主井水仓，再经主井水仓排水泵，排至地面。三、压风、供水系统本采区采煤工作面用机械落煤，掘进迎头风钻需供给压风，因此采区各面必须安设供水、压风管路，管经127mm，水源、风源均取自地面。四、防尘、防灭火、喷雾洒水系统防尘、防灭火、喷雾洒水系统，管路与压风管路平行架设，由轨道大巷水管接入，至各掘进迎头、运输机巷和工作面溜头，并安设洒水喷雾器，各管路每隔50米设一分叉点以备使用。第3节 采区供电一、概况：二采区面积约0.79km2，可采储量506万吨，预计涌水量为100m3/h左右。供电线路用35mm2橡套电缆敷设到二采区变电所。采

59、区变电所引入的10kv电压由变电所高防开关馈出，采用交联聚乙烯YJV2266335型高压电缆从中央变电所敷设到二采区配电点。二、二采区配电点变压器容量校核：根据现有实际情况，二采区配电点：每个采面装备800kVA变压器2台，提供1140V电源供给采煤工作面（两个采面装备）、掘进面2台提供1140V电源掘进工作面。1 、供采煤工作面的KBSG-800/10/1140干式变压器（1140V）负荷统计：刮板输送机一部（2132kw）、转载机一部（132kw）、破碎机一部（100kw）采煤机电腔（345kw）、泵站二台（2125kw)、喷雾泵二台（237kw）、皮带一部（245Kw）、排水设备（45.5kw+67.5kw）2 、供掘进工作面的KBSG-630/10/1140干式变压器（1140V）负荷统计：每一个面配备：皮带机（2*75KW）、张紧绞车（5.5KW)、刮板机（55KW)、 掘进机（218KW)、探水钻机（18.5KW)、喷浆机（7.5KW)、调度绞车（25KW);