XX煤业有限公司二采区采区设计

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1、第一章 矿井概况第一节 矿井概况一、 位置和交通乐山市沙湾区茂祥煤业有限公司（原佛咡岩煤矿，以下简称佛咡岩煤矿下同）位于乐山市南西方面，直线距离约23km，行政区划属四川省乐山市沙湾区踏水镇魏槽村。矿山主井口地理坐标为：X：3252678.5、Y：35369677.3、Z：+392.17m。乐山至沙湾区有309国道通过，从沙湾区有3级公路18km可以到达矿上。矿山处于踏水镇西南1.5km。佛咡岩煤矿矿区属于四川省乐山市沙湾区犍乐煤田黄泥埂井田北缘及管山井田西缘地带（见交通位置图）。二、 地形地貌乐山市沙湾区佛咡岩煤矿矿区主要出露地层有上三叠统须河组二、三、四、五段（T3xj2、T3xj3、T3

2、xj4、T3xj5）。矿区大地构造位置处于扬子地台四川盆地西南缘，峨马复式背斜东翼北端之较宽缓地带。区内构造简单，未见大的褶皱、断裂构造。矿区范围岩石地层基本以东西走向延伸，地层及煤层以单斜产出，产状倾向350-10，倾角较缓，一般35。裂隙不发育，煤层较为稳定。三、 气象矿区位于四川盆地西南边缘，地质构造简单，上三叠统须家河组遍及全区。地层产状平缓，一般北倾，倾角35。地貌属于构造剥蚀低山丘陵地形，一般切割5090m。主要山峰基本为孤立的山丘，分别出现在东西两侧，海拔一般为500550m。中部有一沟谷形成的季节性流水，向北以外汇入岷江支流。矿区北部最低处沟口，海拔380.18m，为矿区最低侵

3、蚀基准面。区内气候温暖潮湿，平均水量年均降水量1512.7mm左右，雨季集中于夏季，雨型以细霪雨为主，有利对地下水的补给。四、 地表水体矿区附近无大的河流，沟谷形成季节性流水，向北以外汇入岷江支流。矿区内无堰塘、水库等地表水体存在。由于开采煤层附近及上覆存在大量隔水岩组，所以地表水对井下开采不会造成较大危险。第二节 地质特征一、地层乐山市沙湾区矿佛咡岩煤矿矿区主要出露地层有上三叠统须河组二、三、四、五段（T3xj2、T3xj3、T3xj4、T3xj5）。其中，上三叠统须河组第五段含K10、K9煤层，第二段含K8、K7、K6、K5、K4、K3等煤层。二、地质构造矿区大地构造位置处于扬子地台四川盆

4、地西南缘，峨马复式背斜东翼北端之较宽缓地带。区内构造简单，未见大的褶皱、断裂构造。矿区范围岩石地层基本以东西走向延伸，地层及煤层以单斜产出，产状倾向350-10，倾角较缓，一般35。裂隙不发育，煤层较为稳定。本矿区上三叠统须家河组第二段、第五段为矿区主要煤系地层。含煤8层，自下而上计有K3 、K4、K5、K6、 K7、 K8、K9、K10等煤层。其中K3 、K4、K6、 K7、K8、K9、K10七层煤在本区基本可采，其余煤层都未达到工业指标的最低厚度，不具工业价值，无法开采。含煤岩系的主要岩性为以灰色、深灰色粘土岩、粉砂岩为主，夹细-中粒砂岩,含煤地层以河流-沼泽相沉积。三、煤层及煤质1、煤层

5、区内煤层主要赋存于上三叠统须家河组第二段，自下而上主要有K3 、K4、K5、K6、 K7、 K8煤层，其次在须家河组第一段产K1 、K2煤层，第五段产K9 、K10等煤层。K5为极薄煤层或煤线，均不可采。其中K3 、K4 、K6 、K7 、K8煤层为较稳定的可采煤层。（1）K3煤层：俗称真双层（K3），赋存于上三叠统须家河组第二段底部，位于K4煤层之下27m。本区为单一煤层，厚度不稳定，目前资料不详。南侧石马坝显示预计：在茂祥煤业矿区南部范围平均厚度0.34m。（2）K4煤层：俗称下皮千子（K4），赋存于上三叠统须家河组第二段中部，位于K5之下20.19m，较稳定，但煤质较差。根据相邻矿井揭露

6、情况显示为单一型及双层结构，厚度0.330.34m，纯煤厚0.34m，矸层厚度0.11m。（3）K6煤层：俗称下皮千子，赋存于上三叠统须家河组第二段上部，距K7煤层之下平均约6.9m，煤层为双层结构，主要分别在黄泥埂井田号勘探线以西成片发育，连续可采。本矿区内仅局部可采，纯煤的最大厚度0.40m，最小0.30m。北部地区金龟山煤矿揭露情况看已碳化，不可采，我矿钻探显示二采区可采，倾向400m左右。（4）K7煤层：俗称上皮千子，赋存于上三叠统须家河组第二段上部，位于K8煤层之下平均约7.7m，具三-四个煤分层，较稳定。纯煤厚度0.580.63m。矸石二至三层，为炭质泥岩，泥质岩，厚度0.060.

7、12m。其余K1 、K2 、K5 、K8为极薄煤层或煤线，其中K8 煤层仅局部可采，其余均不可采。矿区的煤层产出较多，但仅对可采煤层进行了较详细的物理性质、物质组分研究。现分述如下。2、煤质A、K4煤层煤岩类型比较单一，以线理-细条带状半暗煤为主，偶夹均块状全暗煤。显微煤岩类型属强矿化矿化暗亮煤亚型，有机组分含量7476%，其中以无结构凝胶体含量最多。无机组分含量2426%，其中粘土占2023%。B、K6煤层具有两个煤岩分层，煤岩类型主要为线理半亮半暗型煤，次为暗淡型煤，其中含2540%的粘土，少量石英、黄铁矿，属于难选煤。C、K7煤层具有四个煤炭分层，宏观煤层类型以线理条带状半亮型煤为主，次

8、为线理半暗型煤。物理性质与K8煤层相似，燃烧有烟、有焰、熔融、膨胀。属于难选煤。（2）煤的化学成分经四川省煤炭产品质量监督检验站2010年8月对本矿山的K6 、K7 、K8煤质进行了检测。本次同时收集了矿井东侧管山煤矿2010年年度检测报告中K3 、K4 、K5相关化学成分资料。各煤层煤质成分含量及特征见下表。煤层水分Mad（%）灰分Ad（%）挥发分Vd（%）固定炭FCd（%）全硫St，d（%）磷Pad（%）焦渣特征真相对密度吸氧量Cm3/g.干煤发热量MJ/kgK434.0834.651.370.0321.17K61.4152.2118.3629.430.3630.4021.67K71.76

9、55.2817.6127.110.3630.3522.19从原煤化学成分分析矿区内所产煤炭均为低硫、低磷、中-高发热量煤炭。K4煤层为富灰份煤，K6 、K7 、K8煤层为高灰份煤。所开采的煤层均未出露于地表，没有发生氧化蜕变现象。（3）煤质的分类及工业用途本矿的煤层煤质属富灰分至高灰、低硫、低磷煤。按中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）的规定，K4煤层的煤质牌号为气肥煤，可供动力用煤及冶金炼焦配煤。K6、K7、K8煤质牌号为难选的气煤（QM34），可供动力用煤。（4）加工技术性能煤层经爆破及手镐落煤后，矸石层相对比较完整，一般成片状，块层状与煤岩自然分离。矿山采用井下现场手工选矿，将较大

10、块的矸石分选后送入采空区进行充填，煤炭再利用人工装车，串车轻轨运出。出井后不再需精选，直接原煤出售。实际回收率达到85%以上，损失率为15%。一般贫化率达到5%以下，复合煤层贫化率达到8%以下。3、煤层顶底板和夹矸本矿山含矿岩系一般为泥质岩、粉砂岩夹长石石英细砂岩，无大的构造影响。可采煤层多为复合煤层结构。各煤层顶底板及夹石特征如下。K4煤层为双层及单层结构，北部区部分夹矸。一般矸石为泥质岩，厚度0.110.41m。南部无矸层。煤层顶板普遍为泥页岩夹细砂岩，厚度9.0m。底板为砂岩，厚度大于5.07.0m。K6以双层结构为主，个别钻孔露出为单一煤层。夹矸石一层，为炭质泥岩和砂质泥岩，厚度小于0

11、.18m。煤层顶板为炭质泥岩，厚度大于7.5m。底板泥质岩，厚度大于2.0m。K7为复合煤型结构，夹矸二至三层，为泥质页岩、炭质泥岩及砂质泥岩、粉砂岩，厚度0.060.20m。煤层顶板为泥质岩，厚度大于6.5m。底板炭质页岩，厚度大于1.0m。K8 为2个分煤层结构，分层厚度0.100.34m，夹矸厚0.030.10m。第三节 水文地质1、地表水矿区位于四川盆地西南边缘，地质构造简单，上三叠统须家河组遍及全区。地层产状平缓，一般北倾，倾角35。地貌属于构造剥蚀低山丘陵地形，一般切割5090m。主要山峰都为孤立的山丘，分别出现在东西两侧，海拔一般为500550m。沟谷形成季节性流水，向北以外汇入

12、岷江支流。矿区北部最低处沟口，海拔380.18m，为矿区最低侵蚀基准面。矿区内无堰塘、水库等地表水体存在。区内气候温暖潮湿，平降水量年均降水量1512.7mm左右，雨季集中于夏季，雨型以细霪雨为主，有利对地下水补给。2、含水层及富水性（1）主要含水层：须家河组第三段中部的灰色中厚层状长石石英砂岩、细砂岩、粉砂岩，须家河组第四段中至厚层状粗至细粒长石岩屑砂岩夹粉砂岩等，这些岩层普遍含裂隙水、空隙水，是矿山上覆岩层的主要含水岩层。大量出露在矿区附近地表形成陡崖、沟谷，是主要的充水层位。导致了岩层含空隙水、裂隙水。这是形成地下水的重要场所。（2）主要隔水层：须家河组第二段、第三段上部及下部为深灰、灰

13、色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹泥质细砂岩，各隔水层厚度一般大于25m以上，隔水性良好。他们大部分都位于上述含水层之下伏，很好的阻止了地表水及上部含水层渗流的地下水进入井下。特别是K3K8各煤层之间大量存在的泥质岩隔水层对上覆老采区积水起到了很好的格挡作用。3、矿井充水因素分析上覆层须家河组第三段中部、第四段以砂岩为主。各含水岩组呈层状由南向北依次出露，产状缓倾，在本矿区内的露头区为其补给区。大气降水、地表溪流进入本含水层，通过裂隙、空隙、岩层面，向北流径，逐渐过渡到承压径流区，泄于矿区北部以外。对下伏开采煤层无直接影响。现有的K7生产矿坑涌水量小于3m3/h，机械抽排效果良好。影响矿坑充水的主要因

14、素是：层间水、地质构造条件、地表水体、老窑积水等。（1）层间水对开采系统充水的层位，是上覆地层上三叠统须家河组第三段中部、第四段砂岩含水层以及地表分化裂隙带（含一定的裂隙水）。矿山井筒穿破上述各含水层，同时穿破地表风化裂隙带，渗水量较大，对井下有一定的充水影响。但是其下部有大量隔水层，深部井筒水量变小。所以本矿山含水层，一般对下部开采系统充水影响较小，正常情况下开采须家河组第二段的煤层，不会受层间水、裂隙水影响。（2）地质构造导水断层带一般是构造充水的主要条件。矿区西部边缘200m是F1断层，但从目标开采情况来看，还未出现地下水构造条件影响。近地表部，局部裂隙作用，在主井筒、风井筒一段形成有少

15、量地下水形成的淋滴状态。（3）地表水体及老窑积水矿区附近无大河流，沟谷形成季节性流水，向北以外汇入岷江支流。矿区内无堰塘、水库等地表水体存在。由于开采煤层附近及上覆存在大量隔水岩组，所以地表水对井下开采不会造成较大危险。目前在地表附近尚未发现开采K8煤层一下的老硐存在，但不排除原开采K9 、K10煤层后的采空区积水，但层间距大于280m。在今后的开采中也要引起注意，应当边探边采，防止突发水事故发生。4、开采后水文地质的变化（1）采矿活动对地表水和地下河水的影响矿区内分布的岩层以砂、泥岩为主，岩层产状平缓，节理、裂隙发育较差，地下水含量不丰富，地下水与地表水体水力联系弱。因此矿山开采所引起的地下

16、水疏干影响范围相对较小，疏干范围主要为采煤巷道所切穿的各含水层中所含地下水，由于水力联系弱，地下开采对地表水体不会造成明显的影响。（2）矿井充水可能性分析本矿山矿井的主要充水因素为煤层上覆的充水岩层，随着采掘系统向深部推进，切穿的充水岩层会逐渐增多，矿井涌水量可能会加大。而且随着开采深度的加大，抽排水难度亦将随之增加，矿井充水的危险性会逐渐增加。5、矿井涌水量根据矿方提供资料，矿井正常涌水量58m3/h，最大涌水量76m3/h。47第四节 瓦斯、煤尘与煤的自燃倾向性1、矿井瓦斯根据乐山市经委2010年矿井瓦斯等级鉴定报告，我矿绝对瓦斯涌出量为12.632 m3/min，相对瓦斯涌出量93.53

17、 m3/T。CO2绝对涌出量为1.572m3/min，CO2相对涌出量为13.13m3/T。属高瓦斯矿井2、煤尘爆炸性及自燃倾向性等级矿山未曾发生过煤层自燃发火及煤尘爆炸现象。矿区可采的所有煤层均为中低硫-低硫，（参见前述原煤化学成分表）。经过四川省煤炭产品质量监督检验站2010年8月检验，矿山K6 、K7、K8煤层煤尘均无爆炸危险性。第五节 煤层顶底板及工程地质条件1、矿山位于川西中山较稳定工程地质区，区城稳定性较好。但由于软弱岩层发育，导致稳定性降低，矿区工程地质条件为中等。煤矿现主采K7煤层，在K7煤层中布置水平运输巷。+95m水平以上已开采，以下在试采。井巷围岩以粉砂岩、泥岩、砂岩为主

18、。属于砂岩、页岩半坚硬-坚硬类工程地质类型。横向、纵向稳定，连续层状结构，虽未遭受构造破坏，岩质类型属中硬岩，矿井围岩类型属类，基本稳定。2、K3 、K4 、K6 、K7 、K8煤层直接顶板均为灰-深灰色薄至中厚层状泥岩、炭质泥岩夹细砂岩，厚度一般大于2.0m以上。各煤层底板为炭质泥岩及砂质泥岩，厚度大于1.5m。裂隙不发育，连续层状构造，倾角小于5，与煤层之间平行整合接触，目前未发现规模性的断裂构造。综上所述，矿区地质环境条件较好，采矿对环境的影响不大。但在局部陡崖地段可能存在零星的危崖坠落隐患，工业广场生产设施以及矿部生活区应当避免这些危险地段。第六节 井田开拓1、我矿以斜井开拓为主，目前

19、主要开采+95m水平，水平大巷设在+95m水平，分东、西两个运输大巷，2、井筒布置、特征及用途矿井现有3个井筒，即主斜井（主暗斜井）、回风斜井、专用行人斜井。1）、主斜井主斜井井口坐标X：3252678.5、Y：35369677.3、Z：+392.17m，主斜井倾角26，斜长127.65m，垂深55.96m，铺设双轨，轨型22kg/m、轨距600mm，负担煤炭、矸石、材料及设备运输、进风、排水及铺设管线等。拱形断面，砌碹支护，净宽3.6m，净高3.6m，净断面积11.57m2。巷内铺设双轨，轨型22kg/m，轨距600m，槽钢轨枕，碎石道渣。巷内一侧设矩形水沟，水沟净宽0.5m，净深0.4m。

20、2）、回风斜井回风井布置在主井口南侧约400m，井口坐标：X：3250654.3998、Y：35372227.5353、Z：+470.25m，回风斜井倾角30、倾长585m、垂深171m，担负回风及铺设消防、防尘管道等。拱形断面，砌碹支护，净宽2.4m，净高2.8m，净断面积6.1m23）、专用行人斜井专用行人斜井：井口标高+396.1m，落平标高为+106.75m，倾角为28井筒斜长597m，采用半圆拱型断面满碹支护，净宽2.4m，净高2.8m，净断面积6.1m2，内设人行吊缆担负行人。各井筒特征详见下表名称单位主斜井回风斜井主暗斜井井口坐标X3252678.53252126.8325252

21、8.0Y35369677.335369441.535369649.0Zm+392.17m+391.03m+336.21m井筒方向角a171491928816432450000井筒长度m127.65 m589.16 m512.83 m井筒坡度263028支护材料砌碹砌碹砌碹支护厚度mm350 mm350 mm350 mm井筒净断面m211.57m26.1m26.1m2井筒设备600mm轨距22kg双轨架空乘人装置600mm轨距22kg双轨备注现有现有现有3、井底车场及硐室 1）、车场矿井为斜井开拓，井底车场形式为平车场，全长100m，空、重车道平行排列，使用道岔联系。2）、硐室布置消防材料库设于

22、+95水平东运输大巷一侧硐室内，采用机车进入硐室式，长40m，净宽2.9m，净高3.05m，净断面7.9m2，砌碹支护，两出口均安设向外开启的栅栏门。硐室内设材料堆放平台，平台高度0.5m，宽度1.0m，台面使用M10号水泥砂浆抹面。3）、我矿井底车场为斜井梭式车场，该车场通过能力为9万吨/年以上第二章 采区地质概况第一节 采区概况一、采区位置 二采区位于+95m水平一采区背面，东邻采区边界，与管山煤矿相邻，西至F1逆断层边缘采区边界，南接+95m水平矿井回风巷，北至+21m镐高程的矿井储量计算界，采区东西走向长800m，南北倾斜宽1000m，开采面积为800000m2，可采深度为+95m至+

23、0m高程。二、相邻采区的地质情况及生产现状+95m水平一采区提升运输、通风系统于2002年在+95m水平形成，2005年对西翼进行试采K6、K7煤层，巷道揭露的煤层柱状与207地质队2000年提交的柱状资料吻合，煤层倾角为45，煤层基本稳定，矿井水文地质和矿井构造地质情况简单，瓦斯含量随开采深度增加而增大。+95m水平一采区自2003年投产以来，生产能力逐年上升，生产成本逐年下降，开采效益好，截止2006年9月采出原煤20余万吨，采区生产能力为6万吨/年。第二节 地质特征一、地层主要含煤段为三迭系上统须家河组第二段（T3Xj2），该段全层厚134.2m至172.69m，平均147.51m。二、

24、地质构造本井田在大地构造上，属杨子地台四川盆地西南部，地层平缓，为单一简单构造，地层走向北东70左右，倾向北西，倾角57，区内次一级褶皱不发育，无明显断裂构造，地质构造简单，仅在井田西部边界250500m发现一逆断层（F1），（即石曹子湾草坝断层（F1）断层）断层落差大，在这一区段呈北西南东走向，倾向南面，倾角50800不等。位于井田外，对开采无影响。三、煤层与煤质采区内K6、K7、K8煤层赋存于三迭系上统须家河组第二段（T3Xj2）上部煤层，层位稳定，对比标志明显，K6、K8煤层仅局部开采，K7煤层在范围内全部开采。1、煤层问题采区范围内各煤层间距变化幅度小层间距：各煤层层间距见下表煤层 层

25、间距(m)K6K7 K7K8平 均6.56m7.69 m最 大8.35 m9.42 m最 小5.48 m6.53 m2、煤层厚度、K8煤层根据已采区开采中见厚度为0.300.60m，平均0.45m。、K7煤层根据已采区开采中见厚度为0.490.71m，平均0.61m。、K6煤层根据已采区开采中见厚度为0.290.51m，平均厚为0.35m，且煤层不稳定，多处见古河床冲刷带，以及无煤构造带。3、煤层构造、K8煤层结构较复杂，一般由14各分煤层组成，分层厚度0.120.59m，夹矸多系黑色高炭质粘土岩，厚0.020.28m，上分层常为半亮至半暗型煤，下分层以半暗型煤为主。、煤层结构复杂，一般由34

26、个分层组成，分层厚度为0.070.38m，夹矸为高岭石粘土岩，是对比K7煤层的主要标志，下分煤层亮型煤为主，厚度大，煤质好。、K6煤层一般为双层结构，分煤层厚度0.070.69m，上分层薄、下分层厚。4、煤质分类表煤层分析项目K8K7K6灰分Ad%37.56%31.66%35.38%挥发份vdaf%38.78%31.76%34.99%固定碳fca%41.86%43.44%43.12%发热量 anet.Ar21069J/g22192J/g21067J/gKcorx/kg （5032千卡/kg）（5284千卡/kg）（5016千卡/kg）含硫0.52%0.37%0.44%磷0.01%0.01%0.

27、01%可选等级难选极难选难选工业牌号（Qm34）2#肥气2#肥气2#肥气本矿K6、K7、K8煤层均属低硫、低磷、中高灰分选煤，K6、K7、K8都作炼焦配煤及动力用煤或明用煤。第三节 开采技术条件一、煤层顶底板 1、 K8煤层顶板多为深灰色含炭质水云母粘土岩，常夹粉砂岩条带，植物化石丰富，底板为深灰色粘土岩，常见植物根化石。 2、 K7煤层顶板一般为深灰色砂质粘土岩、粘土岩，局部地段为细砂岩，与煤层是冲刷接触；底板为深灰色粘土岩，有时间厚0.050.1m，黑色含亮煤线理的灰质粘土岩，与煤层呈过度接触。3、K6煤层顶板为深灰色粘土岩，底板也为深灰色粘土岩，顶、底板均与煤层呈过度接触。二、瓦斯1、我

28、矿绝对瓦斯涌出量为12.632 m3/min，相对瓦斯涌出量93.53 m3/T。2、CO2绝对涌出量为1.572m3/min，CO2相对涌出量为13.13m3/T。属高瓦斯矿井三、煤层爆炸及煤层自燃根据四川省煤层测试中心对我矿K6、K7、K8煤层抽样测试结果数据显示， K8、K7煤层煤层均有煤层爆炸现象且自燃，K6煤层无爆炸现象。四、水文地质条件1、根据一采区开采情况时的涌水量数据显示分析，+95m水平最大涌水量为864 m3/d，正常涌水量为650 m3/d，但是我矿+95m泵房排水能力为4000 m3/d。2、在开采过程中，须家河组第三段孔隙含水岩组(顶板水)为矿床充水的主要含水层，含水

29、性弱。目前在地表附近尚未发现开采K8煤层以下的老硐存在，但不排除原开采K9 、K10煤层后的采空区积水，但层间距大于280米。在今后的开采中也要引起注意，应当边探边采，防止突发水事故发生。3、开采采区水文地质的变化采矿活动对地表水和地下河水的影响矿区内分布的岩层以砂、泥岩为主，岩层产状平缓，节理、裂隙发育较差，地下水含量不丰富，地下水与地表水体水力联系弱。因此矿山开采所引起的地下水疏干影响范围相对较小，疏干范围主要为采煤巷道所切穿的各含水层中所含地下水，由于水力联系弱，地下开采对地表水体不会造成明显的影响。第三章 采区储量与生产能力计算依照四川省煤矿工业局川煤地（1982）711 号文件批复的

30、储量计算工业指标，即纯煤厚度不小于0.4m，原煤灰分不大于40%。本采区参加储量计算煤层为K7煤层，K8、K6煤层由于分布不稳定，右河床冲刷带、无煤构造带等因素，故无法参与储量计算，只能边探边采，预计储量为88.6万吨。第一节 储量计算范围K7煤层储量计算范围近于相同，都在采区边界范围内，除一采区开采范围以及总进风巷、总回风巷保安煤柱的所有矿界范围，K8、K7煤层均为D级（331）储量。第二节 有关参数的确定1、储量计算面积K7煤层，平面积800000m2，地质储量70.75万吨；K8煤层，平面积320000 m2，地质储量18.5万吨；K6煤层，平面积240000 m2，地质储量11万吨；2

31、、煤层厚度K7煤层，可采煤层平均厚度为0.61m；K8煤层，可采煤层平均厚度为0.45m；K6煤层，可采煤层平均厚度为0.35m；3、煤层容重以207地质队鉴定值，采用1.45T/ m34、保安煤柱留设二采区属下部开采，采区离地较深，一般在350m，距原K10、K9煤层采空区244m，距有多层隔水层拦截，地表水与开采深部无直接联系，故不存在于浅部采空区留设保安煤柱，也不存在于地表水留设防水保安煤柱，只有南接现+95m回风巷和主暗斜井时须留设不低于50m宽的保安煤柱（当开采二区段时，一区段的平巷作为二区段的进风或回风平巷）。第三节 采区生产能力、可采储量及服务年限一、采区生产能力根据矿的开采部署

32、要求，该采区采用K8、K7分层后退式对拉式联合开采，全采区安排分别为：1台K6面生产，1台K7面生产，K8作为采掘接替期的辅助探采。A=A=AK6+AK7 AK6=IL1MK6VC AK7=IL1MK7VC式中：A采区生产能力吨/日；AK6K6面的日产量吨/日；AK7K7面的日产量吨/日；I工作面长度，以刮板运输机17型运距离90100m为宜，取90m；L1工作面日推进度1.6m/日;MK6K6煤层厚度，平均取0.35m；MK7K7煤层厚度，平均取0.61m；V煤层容量T/m3，取1.45T/m3；C工作面采出率取85%则A=AK6+AK7 =124.24+216.53 =347.77 T 即

33、采区的生产能力为348 T/d。二、采区可采储量 根据第二节有关参数，K8煤层平面为320000m2，K7煤层为640000 m2，扣除进风巷（机巷）、回风巷（人行巷）之间压煤和两侧保安煤柱，总宽度为90m，其平面积为7200m2，K8煤层平均厚度为0.45m，K7煤层平均厚度为0.61m，K6煤层平均厚度为0.35m，煤层容量取1.45吨/m3。则K8煤层可采储量为：（32000036000）0.451.45=164720吨K7煤层可采储量为：8000000.611.45=707500吨。K6煤层可采储量为：（24000036000）0.351.45=103530吨 采区可采储量合计为：K8

34、164720+K7707500+K6103530=975750吨。三、采区服务年限T=ZK/AK 式中：T采区服务年限 年; ZK采区可采储量 吨；A采区年生产量吨；348吨/日300=104400吨；K为储量备用系数，取1.3。则T= ZK/AK=811030/1044001.3=5.9年，即采区服务年限为6年。第四章 采区巷道布置与开采顺序及采掘安排第一节 采区巷道布置方案一：采用近距离煤层群倾斜长壁采煤法联合布置。该采区布置成双翼倾向采区，落平高程为+0m水平，采区东西翼走向长为800m，采区平均走向长度800m，平均倾斜长度1000m。在工作面（K7煤层）投产以前大约要做6000m巷道

35、工程。巷道布置特点：从+95m水平运输作两条机械运输巷和一条回风巷至+0m高程水平落平后汇穿，从+95m回风平巷作3条风巷同样至+0m高程水平落平后分别汇穿，形成西翼K7层采区（其中两条K7层，一条K6层，主要用于排水），东翼采区及其它煤层开采布置均按此方式进行布置，采煤工作面推进方向均采用后退式推进。施工和开采均使用带式输送机运输至+95m集中煤、砂仓后，由机车拉至车场提升运出井口。方案二：采用走向长壁采煤法开采。该采区布置成K7单翼走向长壁开采，落平高程为+0m水平，采区平均走向长度800m ，K7、K6平均走向长度800m， K7平均倾斜长度1000m，K6由于煤层赋存条件与开采因素可采

36、倾斜长度只有600m左右。在工作面（K7煤层）投产以前大约要做7000m巷道工程。巷道布置特点：从+95水平西运输大巷以K6、K7煤层作两条风巷延煤层倾向至+0m高程水平落平点处，以K7的巷道为工作面进风巷，K6的巷道为回风巷。然后在K7煤层中延走向作3条巷道（2条机巷和一条风巷）各长800m汇穿，然后再做2条风巷，分别汇穿形成初期投产工作面。形成K7层工作面采用走向长壁采煤法开采。采区K7煤层开采布置均按此方式进行布置，采煤工作面推进方向均由东至西后退式推进，施工和开采均使用带式输送机运输至K7西部煤、砂仓后，由西大巷装车机车拉至车场提升运出井口。二、采区方案技术比较采区方案技术比较表方案项

37、目第一方案第二方案1、掘进工程量6000m7000m2、工程难度相同相同3、通风距离短，3000m较长，4000m4、管理环节少多，难度较大5、巷道维护相对较少，维护费用低相对较多，费用高6、工程期280天320天综合比较得：以上两种方案均采用三个掘进碛头（2个综掘，1个炮掘）进行掘进。巷道均布置在煤层中，综掘碛头日进尺10m/台，炮掘碛头日进尺3m。经过综合比较，选用方案一为开采方案。方案一，各煤层采区的机运巷、回风巷均采用矩形断面，净高2.4米，净宽2.4米，净断面5.76m2,支护采用锚杆、锚网，矿用 9#工字钢，棚距1米。总工期为280天左右，期间加上机器检修，机器故障等时间。第二节

38、开采顺序根据我矿一采区开采K7、K6层以来的经验表明，须开采K7煤层进行瓦斯释放，利于“一通三防”的管理。该采区的开采顺序先后一次为：7211、7212、6211、7213、6212、7214、6213、6214采煤工作面。第三节 采掘安排先将7211、7212采煤工作面进、回风巷掘至+21m水平高程汇穿，当K7后退式倾斜长壁开采投产后，作7213、7214采煤工作面进、回风巷，7211、7212采煤工作面运输巷和回风巷只安排适量人员维修巷道，当7213、7214采煤工作面对拉式工作面投产后，按开采顺序掘6211、6212采煤工作面工程，循序渐进。第四节 采区硐室1、采区煤仓煤仓布置为工作面单

39、配煤仓，每一个工作面在其机巷的上部集中设置煤仓、形状为圆柱状，容量300T/d采用锚杆加锚网喷浆支护2、采区变电所和泵房采区变电所位于井底车场东边，采用矩形断面满碹支护，净高净宽=2.8m3.2m 。泵房位于井底车场，采用矩形断面砌碹架钢梁支护，净高净宽=2.4m2.4m第五章 采煤方法和回采工艺第一节 采煤方法据分析和开采情况显示，该采区煤层倾角不会有太大的变化，基本上在 45之间，工作面采用倾斜长壁采煤法开采，即煤壁方向按走向布置，工作面采用对拉式工作面，分上、下采面，工作面长度为180m。第二节 回采工艺爆破：打眼工由当班攉煤工进行。单个采面采用2台电煤钻分段打眼，炮眼角度为：炮眼与煤壁

40、夹角8588，并与煤层顶板平行。为了不崩到支架，炮眼布置在两柱间的空挡处。炮眼深度1m，装药量为75150g，每个炮眼封泥长度不小于0.5m，采用水泡泥封孔，炮眼间距2m，人工落煤。爆破时间及方法:当班煤攉完后，由准备班进行割煤、移溜，移溜调试结束后进行放炮，放炮采用串联法连线，严禁用并联或并串联连线起爆，一次装药一次起爆，为了保证运输机不被爆破落煤压死，每班炮眼可分次装药分次起爆，一次装药长度不超过40m，炸药采用煤矿许用安全乳化炸药，煤矿安全许用15段毫秒电雷管。每班采煤小组作业人员进班后先进入工作面收浮煤和铲槽口，顶板员检查安全和处理隐患，挖煤工攉煤。落煤：采用MJCB50型割煤机掏槽放

41、炮辅助落煤，人工选煤，将夹矸放入采空区进行堡砂充填采空区装煤与运煤：工作面采用SGD320/30型刮板运输机运煤，人工将煤炭铲入刮板运输机内运出工作面，转载到机巷SPJ650型带式输送机输送至上部集中煤仓，再装入MG1.16A型1T W双开门矿车，由CCG3.0/600防爆型柴油机车运至+95m车场后，用绞车串车提升出井口。第三节 顶板管理K7煤层顶板多为炭质页岩、粘土岩夹砂岩，为不稳定中等稳定岩层，易于冒落，设计回采工作面采用矸石条带充填，部分跨落法进行顶板管理，矸石条带规格2.0m，间距2m，每4m封一次套子。1、工作面支护工作面采用“三、四”排支柱控顶，柱距为1米，排拒为1米，工作面最小

42、控顶距2.8m，最大控顶距3.8m。采面支护说明书项目规定单位柱距m排拒m上下端头支护柱距0.90m上下端头支护排距1.0m上下端头支护长度10 m周期来压时柱距1.0 m支柱复用率%99.5超前支护长度20 m初次来压时柱距0.90 m临时支护时柱距1.2 m超前支护柱距1.3 m转载点支护长度6.5 m 2、材料规格名称规格备用坑木支柱100100根短枋5501009060根半圆木8008060150根支护单体液压DW10300/100x800根转载点DW28250/100x40根超前支护DW28250/100xHZJA2300/350100根工作面绞顶 接梁HDJA1000800根转载点

43、HDJA100040根超前支护HDJA1000100根工作面选用DW10300/100x支护顶板，采用正悬臂齐梁直线布置，两端头采用长钢梁加强支护，机头至路口砂墩开始设置4对8根长梁，交替逐步布置，机尾从溜尾处开始设置4根钢梁，交替逐步布置（钢梁采用9#矿工字钢，长度为2.2米）。3、回采巷道及端头顶板管理a、端头支护采煤工作面端头是指采煤工作面距机头和机尾的10米范围内，支柱的排距为0.8米，柱距0.9米。在机头路口砂墩开始设置4对8根长钢梁，交替逐步布置。机尾从溜尾处设置2对4根钢梁，交替逐步布置（钢梁长度2.2米）。b、回采巷道的超前支护机巷的超前支护在超前工作面煤壁20米范围内架设超前

44、支护，采用DW28250/100x单体支柱配HDJA100型金属绞接顶梁实现“一梁一柱”，间距为1米，临近工作面超前支架10米范围内设双列绞接顶梁与工作面上的单体液压支柱配合使用。工作面回风巷超前支护采用HZJA2300/350绞柱加HDJA1000金属绞接顶梁支护20米顶板，柱距为1.2米，顶板破碎时设“一梁二柱”进行加密支护。第四节 采面技术措施1、工作面安全生产管理 （1）组织工人认真学习“三大规程”，并严格按规程规定作业。回采工作面开始作业之前，由安全科长和采煤队长组织人员，由技术负责人和安全矿长进行贯彻学习经矿长审批同意的作业规程。学习后由安全科出试题进行考试，成绩合格者方能上岗作业

45、。职工学习、考试成绩分别登记在作业规程贯彻学习记录表上。 （2）坚持特殊工种人员持证上岗，严禁无证上岗和混岗作业。 （3）坚持机电设备、安全监控设备和防尘设施的维护保养制度，并做好有关记录。 （4）坚持科、队级管理人员跟班，瓦斯检查员跟班作业制度。 2、坚持班前会和交接班制度，并做好有关记录 （1）对工作面工程质量、安全状况以及遗留问题等，上下两班跟班员、安全员必须在现场交接清楚，并向生产副矿长汇报，重大问题向值班矿长汇报。 （2）机电运行人员必须在现场交接所管设备运行情况、维护情况、易损件磨损更换情况、油料、水添加情况等，严格执行岗位责任制，保证设备正常运行。3、敲帮问顶制工作面必须严格执行

46、“敲帮问顶制度”。开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确定无危险后，方准人员依次进入工作面。及时处理悬煤、悬岩、伞檐，及时替换拆损支柱，易滑动、松软的底板必须及时处理，能敲脱的及时敲掉，不能敲脱的必须及时加横棒杠牢固。敲帮问顶和处理悬煤、悬岩、伞檐时，人员必须处于上方侧或侧向不受冒落煤、岩威胁处，其下方不得有人，同时找好安全退路，打好护身支柱，使用长柄工具进行处理。未能处理掉的悬岩，必须在其下加密支柱，同时作好标记以提示他人注意。4、隐患排查、整改制度： （1）班组长、跟班员、队长、安全员等每班都必须对工作面进行全面检查。发现隐患，立即进行处理，不能及时处理的，应及时向领导汇报进行

47、处理。 （2）在队长的统一指挥下，班组长必须认真组织本班组作业人员，严格按矿制定的隐患排查、整改制度执行。 （3）每天采煤队队长必须对整个工作面的工程质量进行一次全面检查和验收，对不符合规定的，现场督促立即整改。5、通风、瓦斯、煤尘管理制度： （1）工作面设置专职瓦斯检查员，每班对工作面、进回风巷、台阶帽子角等进行巡回检查三次（当班无人工作时检查一次），并将检查结果通知现场作业人员、班组长签字，在每组台阶帽子角处都必须检查瓦斯，做好手册记录，及时填写日报表，有异常涌出情况，及时向矿有关领导汇报。 （2）采煤工作面的瓦斯和二氧化碳浓度达到1%时，必须停止作业，撤出人员，查明原因，由技术科制定措施

48、，进行处理。 （3）工作面阶檐严禁超宽，工作面煤壁必须挖直、支柱必须打直；彻砂礅时必须码直并砌实、切顶，以防止瓦斯积聚。 （4）工作面、工作面上下安全出口等任一处的通风断面要保持畅通，保证通风量，有效控制瓦斯浓度。 （5）工作面进回风巷要及时清理流砂，加强风门维修，保证风门严密不漏风。人员或矿车通过风门，严禁同时打开两道风门。 （6）采煤工作面作业人员必须戴防尘口罩和安全帽。 （7）所有上岗人员必须严格执行煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程和该工作面作业规程，严格各项规章制度，严禁违章作业、违章指挥、违反劳动纪律。 （8）坚持科队长跟班制度，按矿每月制定的跟带班计划执行。现场管理人员必须配备小

49、铁锤，沿途检查顶帮情况，及时处理隐患。第五节 动组织和主要经济技术指标1、环方式及作业形式该工作面共安排4个综合作业小组24小时轮流作业，每个综合作业小组实行岗位定员组织形式，组内实行轮休制，24小时完成2个正规循环“两采两准”。A、主要经济技术指标1工作面长度200m8循环产量171.59 T2煤层倾角59日循环个数2个3煤层纯厚度0.58m10月循环个数27个4采高0.90 m11月产量5150 T/月5煤层容重1.45 T/m312回采率97%6风量750m3/min13采煤组1.56 T/人7循环进度1 mB、劳动组织工种合计早班中班中夜班深夜班主要工作截煤司机80404割煤溜子司机4

50、0220工作面、运炭放炮员42020放炮、防尘攉煤工64320320攉煤、砌砂口掺柱移溜工40202移溜皮运司机63030机巷顺槽操作皮带机乳化液泵司机21010操作液化泵顶板管理员84040负责工作面安全、充填组长42020负责小组安全管理巷维工60303巷道维护总计 （人）11044114411第六章 采区生产系统第一节 采区运输系统一、运输系统1、煤炭运输工作面采用SGD320/30型刮板运输至机巷皮带运输机运至上部集中煤仓CCG3.0/600防爆型柴油机车牵引矿车运输至+95m车场绞车提升至地面。2、矸石运输及排矸系统矸石采用1T W型矿车装运，大巷采用CCG3.0/600防爆型柴油机

51、车牵引运输，斜巷用绞车提升。生产期间的矸石由各掘进工作面上部集中砂仓CCG3.0/600防爆型柴油机车牵引矿车运输至+95m车场绞车提升至地面。3、材料运输系统材料采用1T矿车或材料车装运，平巷使用CCG3.0/600防爆型柴油机车牵引矿车运输，斜巷用绞车提升（下放）。材料由地面工业广场材料库主井口+95m车场（井底车场）+95m水平大巷工作面。4、人员下井人员由专用行人斜井乘坐架空行人车至井底，经过+95m西大巷或1联络巷然后到各工作面。第二节 采区通风我矿目前开采深度在+95m+139m水平区间，属一采区，采区可采储量预备年限还有2年，但有部分储量不能开采，因此可开采储量服务年限只能有两年

52、左右，根据我矿井田范围，将进行+95m+21m之间的开采设计，同时对通风系统进行计算，我矿2009年瓦斯等级鉴定结论为：相对瓦斯涌出量93.53 m3/T，绝对瓦斯涌出量12.632 m3/min，属高瓦斯矿井，但进入二采区后，开采布局、开采工艺有所改变，煤尘具有爆炸危险性，我矿进出风井在井田中央，开采其通风方式为中央并列式，于2010年改造安装主扇风机两台FBDCZ-6-16型防爆轴流式通风机，电机功率为290kW。风机一台工作，一台备用。总进风量1600 m3/min，总回风量1679 m3/min，矿井负压2156Pa，矿井等积孔0.93，属中等阻力矿井。采煤工作面用风量750m3/mi

53、n，3个掘进工作面用风量600 m3/min，硐室用风量180 m3/min，其余为护巷用风和漏风。属较容易矿井，矿井设计能力为9万吨/年。一、 通风系统本矿井为高瓦斯矿井，通风系统采用中央并列式通风，通风机采用FBDCZ-6-16型防爆轴流式通风机。采煤工作面为“W”型上行通风，掘进工作面为局扇压入式通风。为防止通风短路，漏风，各区段回采后均应对老塘进行密闭。凡进风巷与回风巷相通，又不需要通风的地点，均应设置风门。矿井通风系统由主井和专用行人斜井向井下各用风点供风。主井 +95m水平车场（专用行人斜井）+95m西大巷+95m水平大巷联络巷各用风点回风平巷总回风平巷副井地面 二、风井及通风方式

54、 1、+95m+0m水平开采期间，进、出风井仍利用现主、副井通风、副井设人行吊缆。 2、井筒特征： 主井：井口标高为+392.17m，落平标为+336.21m，倾角为25，长度132m。主暗斜井落平标高为+95.70m，倾角为28，长度515m，采用砖墙满碹与砖墙刚架支护，断面5.4m2。副井：井口标高+391.03m，落平标高为+103.98m，倾角为30井筒长度574m，采用砖混满碹与砖墙钢架支护。专用行人斜井：井口标高+396.1m，落平标高为+106.75m，倾角为28井筒斜长597m，采用满碹支护，内设人行吊缆。 三、总风量计算 按井下同时工作的最多人数计算：Q总=4KN=41.15

55、170=782m3/min式中：4规程规定每人每分钟的供风量。N井下同时作业的最多人数。K矿井通风备用系数(含不均衡进出人员)。 按井下各用风地点实际风量计算： 采面用风量计算： A、 按瓦斯涌出量计算：Q采=Q瓦斯100K K6:Q采=1001.21.4=168 m3/minK7:Q采=1001.31.4=182 m3/min式中：Q瓦斯采面瓦斯涌出量均衡系数。 根据矿井核定计划年产量，其投产初期的采面情况为：西翼K7采面2台对拉式机采面（1台备用）Q采初=1824=728 m3/min。末期的采面情况为：东翼K6采面两台对拉式机采面（1台备用）。Q采末=1684=672 m3/min。B、

56、按回采同时工作最多人数计算：QK7=QK6=4NK=4251.2=120 m3/min。Q初=1204=480m3/min Q末=1204=480m3/min C、按采掘温度计算（以1820为宜）。Q采 =60vmbz =600.90.834 60秒 m=采高=129.6m3/min b控顶距宽度 z=采面Q采=4 Q采=4129.6=518.4m3/minD、按一次性放炮最多用药量计算:Q采 =25A =254.5kg 25=每公斤炸药需风量 =112 m3/min A=一次性起爆药量 E、采面用风： Q初=728 m3/min Q末=672 m3/min、掘进工作面分量计算：A、按瓦斯（二

57、氧化碳）涌出量计算：单个掘进工作面瓦斯涌出量按矿2010年瓦斯鉴定报告取0.25m3/min。瓦斯（二氧化碳）涌出量需要风量按下式计算：Q=100qKc=1000.252=50（m3/min）式中：Q工作面需要风量；m3/min q单个掘进工作面瓦斯涌出量取0.25 m3/min； Kc工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数；取2. B、按炸药使用量计算：Q掘药=25A掘药 =254 =100（m3/min）式中：Q掘药按炸药使用量计算的掘进工作面需风量，m3/min A掘药掘进工作面一次使用最大炸药量按作业规程4kg。 C、按最多工作人员数量计算：Q掘=4N=48=32 m3/min式中：Q掘掘进

58、供风量，m3/min N井下掘进工作面同时工作的最大班人数，取8人 4每人每分钟供风标准，4 m3/min人D、按风速计算需要供风量按最低风速计算需要风量：（根据煤炭安全规程规定，岩巷掘进的最低风速为0.25m/s）。巷道最低风速需要风量按下式计算：Q=60SV=605.760.25=86.4m3/min式中：S巷道进断面，5.76 m2 V煤（岩）巷中允许最小风速0.25m/s巷道最低风速需要风量为86.4m3/min。选择Q=100 m3/min，作为工作面供风量。按最高风速计算需要风量：（根据煤炭安全规程规定，岩巷掘进的最高风速为4m/s）。巷道最高风速需要风量按下式计算：Q=60SV=

59、605.764=1382.4m3/min式中：S巷道净断面，5.76 m2V煤（岩）巷中允许最高风速，4m/s按供风量计算风速：根据工作面最终供风量计算工作面风速按下式计算：V=Q(60S)=100(605.76)=0.29m/s式中：V风速，m/s。 S巷道净断面，5.76m2根据计算：按工作面按炸药使用量需要风量100 m3/min，最低风速需要风量为86.4 m3/min，最高风速需要风量为1382.4 m3/min，按同时工作的最多人员计算需要风量为43.2m3/min，按供风量计算风速为0.29m/s，均符合煤矿安全规程规定。有害气体的浓度验算。根据以掘巷道瓦斯含量均不超过0.2%；也符合煤矿安全规程中的有关规定。四、局部通风机选型计算1、风筒有效风量率的确定风筒采用双反边接头，根据对柔性阻燃胶布风筒百米漏风率的要求，当通风长度为10001500m时，百米漏风不大于2.5%，为了适应工作面风量需要，故取最大通风长度1500m，则风筒有效风量率：按下式计算P效=1-L