采矿工程毕业设计（论文）山西柳林鑫飞毛家庄煤业有限公司采矿设计

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1、79第一章 矿井概况1 1 井田地质特征一、地理位置及交通条件山西柳林鑫飞毛家庄煤业有限公司位于柳林县城西北6km处的贾家垣村南侧，行政区划属柳林县柳林镇。其地理坐标为东经11051231105331，北纬372702372816。井田东南距柳林县城4Km，307国道离军高速公路和孝柳铁路均由井田南侧通过。井田东部有简易公路与307国道相连，井田距307国道4Km，距离军高速公路5.3Km，距孝柳铁路穆村站8km，交通运输较为便利（见交通位置图1-1-1）。图1-1-1 交通位置图 二、地质勘探程度本井田位于柳林精查区西北部，西侧为沙曲精查区，井田内及邻近分布精查钻孔12个，钻探总进尺4552

2、.92m，其中11个钻孔进行了物探测井验证，7个钻孔也采取煤芯煤样进行了煤质指标化验，1个孔（2-6号孔）进行了山西组、太原组抽水试验。总之，以往精查工作取得了较丰富的地质勘查成果。根据本次资源/储量估算结果，井田探明的经济基础储量（111b）占到总资源/储量的81.8%，探明、控制的经济基础储量（111b+122b）占到总资源/储量的91.7%。综合评价本井田地质勘查程度已达到勘探阶段要求。三、水文地质（一）井田水文地质条件1.地表水本井田内无常年性地表河流通过，沟谷中仅在雨季有短暂性的流水通过，向南汇入三川河，三川河向西南排向黄河。2.井田主要含水层1）奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系地层在

3、井田内全部被覆盖，据井田南侧原刘家焉头煤矿水源井抽水试验，单位涌水量为1.36/s.m，水位标高795.15m，水质为HCO3.SO4-Ca.Mg型。另据井田内原贾家沟煤矿水源井抽水试验，单位涌水量为20.58L/s. m，水位标高796.62m，水质类型为HCO3.Cl-Na.Mg型。由上求得井田附近奥灰水力坡度为0.89m，据此推测本井田内奥灰水位标高约为794.5-799.5m。2）石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层井田内被覆盖，该含水层由35层石灰岩组成，平均总厚度20m左右，石灰岩局部岩溶裂隙较发育，钻孔钻至石灰岩时，有时冲洗液消耗量有一定增加，岩芯中有时见有小溶孔。据井田南侧7-5

4、号水文孔（北距本井田约1km），抽水试验结果，太原组含水层单位涌水量0.0421/s.m，渗透系数0.1767m/d，水位标高801.71m，属弱富水性含水层。3）二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层该含水层以中粗粒砂岩为主，平均厚度11m左右，含水层裂隙发育差，富水性较弱，在补给条件较好的地段富水性较好。据井田内2-6号水文孔对山西组和上下石盒子组混合抽水资料，单位涌水量为0.000532/s.m，渗透系数为0.0006956m/d，水位标高841.03m，属弱富水含水层。4）二叠系上下石盒子组砂岩裂隙含水层井田西南部有零星出露，含水层主要为中粗粒砂岩，厚度为14m左右。据井田内2-6号水文孔对山

5、西组和上下石盒子组混合抽水试验，单位涌水量为0.000532L/s.m，渗透系数为0.0006956m/d，水位标高841.03m，属弱富水含水层。5）上第三系、第四系孔隙含水层上第三系上新统在沟谷中有小片出露，含水层主要为砂砾岩，厚度不稳定，单井出水量小于5m3/d，富水性弱。第四系中上更新统广泛分布于井田内，其含水层补给条件不好，连续性差，单井出水量小于10m3/d，季节性变化大。2.井田地下水的补径排条件井田奥陶系灰岩水属区域岩溶水的迳流区，岩溶水流经井田向南排出边界，至柳林泉，井田距柳林泉排泄区较近，水力坡度小。石炭系和二叠系灰岩、砂岩裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给后，沿岩层倾斜方

6、向运移，上部石盒子组含水层中以泉的形式排泄，下部含水层中水则顺岩层倾向运移，流出井田外，矿坑排水是其主要排泄途径。3.井田主要隔水层1）山西组隔水层山西组5号煤以下至太原组L5灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层的一套地层，厚度13.00m左右，连续稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可视为山西组与太原组之间良好的隔水层。2）本溪组隔水层本溪组平均厚32.76m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩，该组有时夹薄层石灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定，是良好的隔水层。4.矿井充水因素分析1）大气降水和地表水体本区年降水量为373.5mm577.7mm，属于干旱地区，本井田内无常年性地表

7、河流，仅两季沟谷中有短暂洪水排泄，井田地形坡度较陡，植被不发育，有利于自然排水，入渗补给地下水条件差，只在基岩露头的沟谷中有少量的入渗，对于山西组砂岩含水层，由于其上有较多隔水层分布，接受大气降水的直接补给很少。总之，大气降水和地表水体对矿井充水影响微小。2）顶板裂隙水本矿批采410号煤层，其中4、5号煤层直接充水含水层是山西组砂岩裂隙含水层，8、10号煤层直接充水含水层为原组岩溶裂隙含水层，均厚弱富水含水层，根据整合前各煤矿开采情况，井下顶板淋水均很小，顶板裂隙水对矿井生产影响不大。3）深部奥灰水本矿批采的4、5、8、10号煤层底板大部地段位于奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层水位之下，根据奥灰

8、突水系数公式来计算奥灰岩溶水对井田最下部10号煤层的影响。突水系数计算公式：Ts= P=（H0-H1+M）0.0098式中：Ts突水系数，MPa/m；P隔水层底板所能承受的最大静水压力，MPa；M底板隔水层厚度，m；H1煤层底板最低标高；H0奥灰岩溶水水位标高。10号煤层底板最低处为井田西界处（M14号孔西侧），10号煤层距奥灰顶面（M）58.18m；煤层底板最低标高（H1）545m；该地段奥灰岩溶水水位标高（H0）798m。求得10号煤层突水系数： Ts0.0524MPa/m根据煤矿防治水规定中规定，具有构造破坏的地区，安全突水系数为0.06（MPa/m），无构造破坏的地区，安全突水系数为0

9、.10（MPa/m）。本井田为无构造破坏地区，10号煤层突水系数小于临界突水系数0.10MPa/m，故推测奥陶系灰岩岩溶水对井田内各可采煤层突水的可能性小。4）采空区、古空区积水井田内4、8号煤层均分布多处采空，井田东部还分布有4、5、8号煤层古空区，由于大都位于倾斜煤层的东部高处，其积水对井田中西部相对低处的煤层开采存在充水影响。据整合前各煤矿开采情况，井下涌水主要为采空区渗水，水量40-147m3/d不等，对矿井生产带来一定影响。另外，井田周边分布有三个生产煤矿和一个关闭矿井，均分布有不同面积的采空区和积水区。由于本井田总体为单斜构造，煤层向西南倾斜，因此邻矿采空区积水对本井田煤层开采影响

10、大的主要为井田东侧以关闭的后毛家庄煤矿和北部的柳林煤矿，本次将来在井田东部和北部开采时应加防范。5）主要水害威胁本井田主要水害是采空区古空区积水，整合前各煤矿分别对4、8号煤层进行了开采，已分布多处采空区，而在井田东部浅埋区，还分布有大片4、5、8号煤层古空区，在古空区和采空区低洼处有一定积水。经本次调查，井田内4号煤层分布采空、古空积水区3处，总积水量约15649m3，分布5号煤层古空积水区1处，积水量为12210m3。分布8号煤层古空积水区1处，积水量约9925 m3。合计采矿（古空）区共37784m3。具体积水量情况详见下表。采空区积水量预测表积水区位置煤层号积水区面积 (m2)预测积水

11、量（m3）原后山垣煤矿西南部采空区451003021原贾家沟煤矿南部采空区429101726原贾家沟煤矿东部古空区42300010902小计1564952500012210原屈家沟煤矿南部古空区8211009925小计37784开采下部 5号、8煤层，全部冒落管理顶板时，根据三下采煤规程冒裂带最大高度计算公式得出，冒落带（H1）、导水裂隙带（H2）的高度可用下式计算： H1=A12.2 H2=A25.6式中，A1=100m/(4.7m+19.0)，A2=100m/(1.6m+3.6),m为开采煤层累积厚度，本矿5号煤层采空高度为4.06m，8号煤层采空高度为3.77m。求得开采5号煤层顶板冒落

12、带高度8.47-12.87m，导水裂隙带最大高度34.65-45.85 m；4、5号煤层间距为2.853.93m，平均3.19m。因此，对上部4号煤层采空区积水如不及时探放，会全部贯入下部5号煤层采空区，形成灾害。求得开采8号煤层顶板冒落带高度为8.28-12.68m，导水裂隙带最大高度为34.12-45.32m。5、8号煤层间距为39.86-51.26m，平均46.70m。因此开采8号煤层的顶板导水裂隙在部分地段将会延伸到上部5号煤层采空区，所以将来开采8号煤层时也应对上部5号为煤层采空区积水进行探放，确保安全生产5.矿井水文地质类型该矿批采4-10号煤层，井田内4、5号煤层充水含水层为山西

13、组砂岩裂隙含水层，8、10号煤层充水含水层为太原组灰岩岩溶裂隙含水层，富水性弱，补给条件差。另外根据矿方提供的资料，整合前开采4号煤层的矿井涌水量，贾家沟矿为147-240m3/d左右，后山垣矿为40-60m3/d。开采8号煤层的屈家沟矿矿井涌水量为60-80m3/d，涌水量均不大，主要为采空区渗水和井筒渗水及顶板裂隙水。另外奥灰水对煤层开采影响不大，但井田内采空区分布多处积水，综合分析，该矿矿井水文地质类型为中等型。6.矿井涌水量预算1）开采4、5号煤层据矿方提供的资料，整合前贾家沟煤矿开采4号煤层，矿井正常涌水量147m3/d左右，最大涌水量240m3/d。由于井田水文地质条件简单，而且有

14、多年的开采历史，矿井涌水量与产量有一定的相关性，因此，可用类比法预计矿井涌水量。矿井涌水量预计公式：Q=KpP Kp=Qo/PoQo矿井涌水量 （m3/d）；Kp-含水系数（m3/t）；Po产量（万t/a）；Q矿井预算涌水量；P设计生产能力。整合前贾家庄煤矿生产能力160kt/a。年工作日按330 d计算，日产原煤485t计算，富水系数为0.30-0.50m3/t。本次重组整合后，新矿井拟定生产能力1.20Mt/a，工作日按330 d计算，日产原煤3636t，预计矿井正常涌水量1091m3/d（45.46 m3/h），最大涌水量1818m3/d（75.75m3/h）。井田范围内4号煤层已基本采

15、空，4、5号煤层间距较小，考虑4号煤层采空区积水影响，设计时矿井涌水量乘以2.0安全系数，则矿井矿井正常涌水量90.9m3/h，最大涌水量151.5m3/h。2）开采8号煤层井田内，整合前原屈家沟煤矿开采8号煤层：矿井正常涌水量60m3/d，最大涌水量80 m3/d，矿井生产能力15万t/a，年工作日按330d计算，日产原煤456t，富水系数为0.13-0.18 m3/d。采用上述公式求得将来开采8号煤层生产能力达到1.20Mt/a时的矿井正常涌水量为473 m3/d，最大涌水量为654 m3/d。四、地质构造井田位于河东煤田中段，区域构造位置处于吕梁山复背斜之次级构造王家会背斜西翼，受其影响

16、井田范围总体呈一走向北北西至北西，倾向南西的单斜构造，局部略有次级起伏。地层倾角平缓，为310左右，井田内未发现断层、陷落柱等其他构造现象，亦未发现岩浆侵入现象。井田总体构造属简单类型。1 2 煤层的埋藏特征（一）煤层赋存状况井田范围内批准可采煤层为4-10号煤层，可采煤层有4、5、8、10共4层煤。4号煤层位于山西组下部，下距5号煤层2.803.93m，平均3.19。煤层厚度2.804.75m，平均4.03m。5号煤层位于山西组底部，下距K3砂岩3.50m左右。煤层厚度3.494.97m，平均4.06m。8号煤层赋存于太原组中下部L1石灰岩之下，上距5号煤层46.70m。煤层厚度3.224.

17、39m，平均3.77m，为全井田稳定可采煤层。井田东部该煤层有少量开采。10号煤层赋存于太原组中下部，上距8号煤层16.26m。煤层厚度01.43m，平均0.84m，为不稳定的局部可采煤层。可采地段为井田东部和西部边界附近。（二）煤层的围岩性质5号煤层结构简单，大部不含夹矸，有时含1-2层夹矸。煤层直接顶板大多为泥岩，局部为砂质泥岩，底板多为泥岩，偶为砂质泥岩。8号煤层为全井田稳定可采煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸，局部含一层夹矸。煤层直接顶板为L1石灰岩，有时有泥岩分为顶；底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为铝质泥岩。井田东部该煤层有少量开采。10号煤层为不稳定的局部可采煤层。可采地段位于井田

18、东部，东西宽约800m，西部边界附近。东西宽不足300m。可采储量不足百万吨。煤层结构简单，一般不含夹矸，局部含一层夹矸。煤层顶板大部为中、细砂岩，局部为泥岩、炭质泥岩，底板大部为泥岩，局部为铝质泥岩、炭质泥岩。（三）瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向性（一）矿井瓦斯整合前，井田内原贾家沟煤矿和后山垣煤矿开采4号煤层，屈家沟煤矿开采8号煤层。根据山西省煤炭工业局晋煤安发200988号文件和吕梁市煤炭工业局吕煤安字2008540号文件批复，各煤矿2008年矿井瓦斯等级鉴定结果见表2-1-8。表2-1-8 2008年矿井瓦斯瓦斯等级鉴定结果表 煤矿开采煤层瓦斯二氧化碳鉴定等级绝对涌出量(m3/min)相对涌

19、出量(m3/t)绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t)贾家沟矿43.208.661.834.95低瓦斯后山垣矿48.5213.941.081.77高瓦斯屈家沟矿80.65482.0950.53580.715低瓦斯从上表看出，井田4号煤层分布高瓦斯区，属高瓦斯矿井。8号煤层因开采地段为井田东部浅埋区，推测井田中西部深埋处，煤层瓦斯涌出量会有所增高,很可能分布有高瓦斯区，应加强防范。该矿现批准生产规模为120万t/a，委托煤炭科学研究总院抚顺分院对井田内5号煤层瓦斯涌出量采用分源预测法进行预测。（二）煤尘2008年9月22日原贾家沟煤矿采取4、5号煤层样，2006年5月14日和2008年

20、5月27日原后山垣煤矿分别采取4、5号煤层样，2006年4月11日原屈家山煤矿采取8号煤层样委托有关单位进行了煤尘爆炸性试验，试验结果见表2-1-9。，井田4、5、8号煤层均具有煤尘爆炸性。因此在生产过程中要加强洒水除尘和通风管理工作，以防止煤尘爆炸事故的发生。表2-1-9 煤尘爆炸性试验结果表 采样地点煤层煤尘爆炸试验试验单位试验时间火焰长度(mm)加岩粉量(%)有无爆炸性贾家沟矿423075有山西省煤炭工业局综合测试中心2008.9.22510070有后山垣矿410080有山西省煤炭地质研究所2006.5.14515075有国家煤炭化工产品质量监督检验中心2008.5.22屈家沟矿8807

21、0有山西省煤炭工业局综合测试中心2010.2.22（三）煤的自然倾向性上述贾家沟煤矿、后山垣煤矿、屈家沟煤矿分别采取4、5、8号煤层样进行煤尘爆炸性试验的同时，还进行了煤的自燃倾向性试验，试验结果见表2-1-10。根据试验结果，井田4、5号煤层的自燃倾向性属自燃煤层。表2-1-10 煤的自燃倾向性试验结果表 采样地点煤层自燃倾向性试验试验单位试验时间煤的吸氧量(cm3/g)自燃倾向性等级自然倾向性贾家沟矿40.54自燃山西省煤炭工业局综合测试中心2008.9.2250.46自燃后山垣矿40.6611自燃山西省煤炭地质研究所2006.5.1450.68自燃国家煤炭化工产品质量监督检验中心2008

22、.5.22屈家沟矿80.67自燃山西省煤炭工业局综合测试中心2010.2.22（四）煤的工业分析与牌号（即煤类）一、化学性质根据井田内及邻近钻孔煤芯煤样煤质化验结果和矿井取样化验资料，各可采煤层煤质特征如下：1）4号煤层水 分（Mad）：原煤：0.27%0.64%， 平均0.46%；浮煤：0.38%0.68%， 平均0.47%。灰 分（Ad）： 原煤：7.91%22.44%， 平均17.55%；浮煤：4.28%8.54%， 平均7.01%。挥发分（Vdaf）：原煤：23.03%29.09%， 平均25.07%；浮煤：22.27%25.20%， 平均23.64%。硫 分（St，d）：原煤：0.3

23、2%0.65%， 平均0.48%；浮煤：0.36%0.66%， 平均0.41%。磷含量（Pd）：原煤：0.002%0.071%； 平均0.024%。浮煤：0.027%。发热量(Qgr，d）: 原煤：28.2133.48MJ/kg， 平均30.19MJ/kg。浮煤：33.6036.77MJ/kg， 平均35.21MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤：9195.3， 平均93.8。焦渣特征CRC: 67胶质层最大厚度（Y）：11.420mm， 平均16.8mm。煤类为焦煤，洗选后作为炼焦用煤为特低灰-低灰、特低硫-低硫分、低磷分、特高热值煤。2）5号煤层水 分（Mad）:原煤：0.29%0.74

24、%， 平均0.51%；浮煤：0.36%0.85%， 平均0.57%。灰 分（Ad）： 原煤：7.94%31.77%， 平均21.25%；浮煤： 5.03%10.32%， 平均8.83%。挥发分（Vdaf）：原煤：22.02%24.47%， 平均23.30%；浮煤：21.14%23.55%， 平均22.47%。硫 分（St，d）：原煤：0.41%1.14%， 平均0.67%；浮煤：0.51%0.85%， 平均0.66%。磷含量（Pd）： 原煤：0.014%0.202%， 平均0.08%；浮煤：0.0262%。发热量(Qgr，d）: 原煤：27.46-29.94MJ/kg，平均28.62MJ/kg

25、；浮煤：32.1036.57MJ/kg，平均34.31MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤：76-94.3， 平均87.0。焦渣特征（CRC）: 5-6胶质层最大厚度（Y）：14.519.0mm， 平均16.8mm。煤类为焦煤，洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰以低灰为主、低硫分中低硫、中磷、特高热值煤。3）8号煤层水 分（Mad）: 原煤：0.420.95%， 平均0.52%；浮煤：0.270.97%， 平均0.51%。灰 分（Ad）： 原煤：12.3535.09%， 平均19.40%；浮煤：6.0210.57%， 平均8.01%。挥发分（Vdaf）： 原煤：17.6522.65%， 平均20

26、.16%；浮煤：17.6720.17%， 平均19.07%。硫 分（St，d）：原煤：1.363.26%， 平均2.69%；浮煤：2.132.63%， 平均2.37%。磷含量（Pd）： 原煤：0.004%0.074%， 平均0.022%；浮煤：0.002%。发热量(Qgr，d）: 原煤：30.4431.56MJ/kg，平均31.11MJ/kg；浮煤：33.5138.53MJ/kg，平均35.85MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤：78.590.1， 平均86.1。焦渣特征（CRC）: 5-6胶质层最大厚度（Y）：8.8-14.5mm，平均11.9mm。煤类为焦煤，洗选后为低灰-中灰、高硫分

27、、特低磷、特高热值煤。4）10号煤层水 分（Mad）: 原煤：0.240.98%， 平均0.52%；浮煤：0.320.66%， 平均0.50%。灰 分（Ad）： 原煤：16.4442.42%， 平均31.42%；浮煤：6.5114.57%， 平均10.03%。挥发分（Vdaf）： 原煤：22.5627.56%， 平均24.89%；浮煤：17.6723.31%， 平均20.82%。硫 分（St，d）：原煤：1.383.44%， 平均2.48%；浮煤：0.892.26%， 平均1.24%。磷含量（Pd）： 原煤：0.006%0.137%， 平均0.061%；浮煤：0.1226%。发热量(Qgr，d

28、）: 原煤：20.0328.70MJ/kg，平均24.95MJ/kg；浮煤：32.6536.19MJ/kg，平均34.01MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤：95.498.0， 平均96.5。焦渣特征（CRC）: 5-7胶质层最大厚度（Y）：9.0-19.4mm，平均15.6mm。煤类为焦煤，洗选后为低灰-高灰、中低硫-高硫、高磷、特高热值煤。煤质分析成果（即煤的工业分析表）见表2-1-4煤 质 分 析 成 果 表煤层原煤浮煤工 业 分 析 （%）发热量Qgr，d(MJ/Kg)粘结指数GR.I胶质层厚度Y煤类MadAdVdafSt.dPd4原煤0.27-0.640.467.91-22.44

29、17.5523.03-29.0925.070.32-0.650.480.002-0.0710.02428.21-33.4830.19JM浮煤0.33-0.680.474.28-8.547.8222.27-25.2023.640.36-0.660.410.02733.60-36.7735.2191-95.393.811.4-20.016.85原煤0.29-0.740.517.94-31.7721.2522.02-24.4723.300.41-1.140.670.014-0.2020.0827.46-29.9428.62JM浮煤0.36-0.850.575.03-10.328.8321.14-23

30、.5522.470.51-0.850.660.026232.10-36.5734.3176-94.387.014.5-19.016.88原煤0.42-0.950.5212.35-35.0919.4017.65-22.6220.161.36-3.262.690.004-0.0740.02230.44-31.5631.11JM浮煤0.27-0.970.516.02-10.578.0117.67-20.1719.072.13-2.632.370.00233.51-38.5335.8578.5-90.186.18.8-14.511.910原煤0.24-0.980.5216.44-42.4231.422

31、2.56-27.5624.891.38-3.442.480.006-0.1370.06120.03-28.7024.95JM浮煤0.32-0.660.506.51-14.5710.0317.67-23.3120.820.89-2.261.240.122632.65-36.1934.0195.4-98.096.59.0-19.415.6二、煤的物理性质各煤层煤的物理性质基本相同，颜色为黑色、黑灰色，条痕为黑色至灰黑色，以玻璃及强玻璃光泽为主，少数分层呈油脂光泽，内生裂隙普遍发育，断口为贝壳状、参差状和阶梯状。各煤层为中变质煤，硬度小，脆度大。主要可采煤层一般含夹矸0-3层，属简单中等结构。夹矸多

32、为泥岩，炭质泥岩为主，伴生黄铁矿及菱铁质结核。各层煤的宏观煤岩特征相近，煤岩组分多以亮煤、镜煤为主，其次为暗煤。煤岩类型为光亮型-半亮型煤，含少量半暗-暗淡型煤分层。煤层主要为条带状、均一状结构，层状构造，其次为线理状结构、块状构造。三、煤的分类及工业用途按照中国煤炭分类国家标准（GB575186），确定煤类主要指标为浮煤挥发分、粘结指数（GR.I），并参考胶质层厚度来确定煤类。又据煤炭质量分级（GB/T152242004）井田内：4号煤层属特低灰-低灰、特低硫-低硫、低磷分之焦煤，且洗选后灰分还有明显降低，该煤层煤质优良，为良好炼焦用煤。5号煤层属特低灰中灰、低硫分中低硫、中磷分之焦煤。为良

33、好的炼焦用煤。8号煤层为低灰-中灰高硫，特低磷之焦煤，可作为炼焦配煤或动力用煤。10号煤层为低灰-高灰，中低硫-高硫，高磷之焦煤，可作为炼焦配煤或动力用煤。四、矿井四邻关系图（如下图）矿井四邻关系图1 3 井田境界与储量一、井田境界（一）井田确定依据及境界根据2009年11月29日山西省国土资源厅批准山西柳林鑫飞毛家庄煤业有限公司开采4-10号煤层，采矿许可证(证号1400002009111220046789)，井田范围由下列111个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表3-2-1。（二）井田尺寸井田南北长2.27km，东西宽3.13km，井田面积5.6489km2。（三）井田境界关系图表3-

34、2-1 井田境界拐点坐标表 拐点编号1954北京坐标系1980西安坐标系纬距(X)经距(Y)纬距(X)经距(Y)14148880.0019487300.004148831.4119487229.5824148880.0019488337.004148831.4119438266.5834148865.0019488337.004148816.4119488266.5844148865.0019490430.004148816.4119490359.5954147504.0019490430.004147455.4119490359.6064147504.0019489710.004147455

35、.4119489639.5974147454.0019489714.004147405.4119489643.5984147208.0019489714.004147159.4019489643.5994147208.0019488554.004147159.4019488483.59104146610.0019488250.004146561.4019488179.59114146610.0019487300.004146561.4019487229.58井田境界关系图 图2-1-1二、资源/储量(一)矿井地质资源/储量本次资源/储量估算共获得重组整合井田范围410号煤层保有资源/储量609

36、7.0万t，其中111b储量4988.2万t，122b储量605.0万t，333类资源量503.8万t。111b储量占保有资源/储量的81.8%，（111b+122b）储量占保有资源/储量的91.7%。(二)矿井设计可采资源/储量经计算，全矿井工业资源/储量为6011.34万t，全矿井设计储量为3662.15万t，设计可采储量2375.32万t。全矿井设计储量计算详见表3-2-2，矿井设计储量计算详见表3-2-3，矿井设计可采储量计算详见表3-2-4。表3-2-2 矿井工业资源/储量汇总表 单位：万t 煤层水平资源/储量类别推断资源333折减量工业资源/储量煤类111b122b333111b+

37、122b+3334+783901.631.1932.73.11929.59JM51646.0119.872.41838.27.241830.96JM8+7602440.6485.247.52973.34.752968.55JM10352.8352.870.56282.24JM合计4988.2605503.86097.085.666011.34表3-2-3 全矿井设计储量计算表 单位：万t煤层水平工业资源/储量111b+122b+333k永久煤柱损失设计储量井田境界及采空区村庄小计4+783929.59113.16816.4929.59051830.96123.0489.8612.81218.1

38、68+7602968.55153.1563.7716.82251.7510282.2465.02590192.24合计6011.34341.11894.92349.193662.15表3-2-4 矿井设计可采储量计算表 单位：万t煤层水平设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采储量工业场地及井筒大巷小计4+78300000051218.16119.7119.7275.23823.238+7602251.75200.9111.2312.1484.31455.3510192.2442.525.367.827.796.74合计3662.15243.4281.2524.6886.62375.321 4 矿

39、井开拓一、井筒数目及位置的选择设计利用现有的三个井筒和新掘一个主斜井开拓全井田，四个井筒均位于井田中部原贾家沟煤矿的工业场地上。（一）主斜井在工业广场新掘主斜井，安装1.0m胶带运输机，设置人行台阶，井筒断面形状为半圆拱，净宽4.5m，倾角16度，斜长413m。开拓8、10号煤层延伸主斜井至10号煤层底板；主井皮带运输煤经转载直接由转载皮带输送至坑口洗煤厂。（二）进风行人井利用现有的副斜井，净宽2.9m，净断面6.4m2，现有斜长316m（见4号煤层），倾角12.5，安装架空乘人器担负人员上下，作为矿井的进风井和安全出口之一。（三）副斜井改造扩砌贾家沟煤矿现有回风斜井为副斜井担负矿井大型设备、

40、材料下放等辅助提升任务、进风和安全出口，井筒断面形状为半圆拱形，净宽由2.8m扩至4.6m，高4.1m，倾角17.0，斜长240m，铺设30kg轨道，铺设排水管道和供电线缆，地面工业广场新建绞车房。（四）回风立井扩砌贾家沟煤矿原主立井作为回风立井，净直径由4.2m，扩砌为6.0m，垂深为109m，担负兼并重组矿井回风任务，安设梯子间，兼做安全出口。二、采区划分依据及开采顺序根据大巷位置，煤层赋存条件和开采技术条件、采煤方法、井下主、辅运输方式，以及井田面积等因素，全井田上组煤5号煤层划分三个采区：一采区（501采区）为倾斜开采，二、三采（501采区）区为走向、倾斜混合开采。下组煤8、10号煤层

41、划分一个采区为走向开采。同一采区内先采上煤层，后采下煤层。三、开拓巷道布置上组煤5号煤层一水平沿5号煤层布置胶带下山、轨道下山、回风下山及采区主要巷道。主要巷道采用半圆拱形断面，料石支护。下组煤8、10煤层采用联合布置，由于10号煤层全区不稳定，平均厚0.84m，东部有东西宽800m，西部边界附近有东西宽不足300m可采。可采资源储量不足百万吨。所以胶带下山、轨道下山及回风下山巷道沿8号煤层布置。主要巷道采用半圆拱形断面，料石支护。10号煤层利用8号煤层的三条巷道和小斜巷直接布置工作面回采。四、通风方式与通风机型号本矿属于高瓦斯矿井，主通风机工作方式为抽出式。经计算，通风机选用2台FBCDZ-

42、10-28B 型对旋防爆轴流式通风机，一台工作，一台备用。配YBFe450L2-10型防爆电动机，电压10kV，功率2250kW，转速580r/min。五、通风机的工作方法（一）、设计依据矿井所需风量：130m3/s；矿井通风困难时期负压：1562.8Pa；矿井通风容易时期负压：1209.13Pa。（二）、选型计算（一）确定风机需要的风量及负压 风量:Q=KlQL=136.5m3/s通风困难时期负压:Hmax=hmax+h=1762.8Pa通风容易时期负压:Hmin=hmin+h=1409.13Pa（二）选型计算1.选择风机根据计算的风量及负压，选用2台FBCDZ-10-28B型对旋防爆轴流风

43、机，1台工作，1台备用。该风机风量范围为90m3/s200m3/s；负压范围752Pa2843Pa。2.确定风机工况点最大、最小网路阻力系数 风机网路特性曲线方程Hmax=RmaxQ2=0.0946Q2Hmin=RminQ2=0.0756Q2将网路特性曲线方程置于所选风机性能曲线上，其交点即所求工况点 (见图7-2-1)。通风容易时期M1：Q1=141.84m3/s，H1=1521.50Pa，1=77.3，叶片安装角度为46/38；通风困难时期M2：Q2=143.22m3/s，H2=1940.60Pa，2=83.0， 叶片安装角度为49/41。3.电动机功率计算通风困难时期：通风容易时期：选用

44、YBFe450L2-10型防爆电动机，电压10kV，功率2250kW，转速580r/min。（三）年耗电量的计算吨煤电耗:=2.68kW h/t能耗指标E：通风容易时期：E=0.415kWh/Mm3.Pa 通风困难时期：E=0.387kWh/Mm3.Pa通过以上计算分析，该通风机的节能指标符合“煤炭工业节能减排工作意见”和MT/T 1071-2008 “煤矿在用主通风机装置节能监测方法和判定规则”的要求。（四）反风方式矿井反风采用风机反转反风方式。（五）配电主通风机为双回路供电，两回10kV高压电源分别引自矿井工业场地110kV变电所10kV不同母线段。选用采用XGN2-12型高压配电柜，对主

45、通风机进行起动、换向控制。采用直接起动。通风机值班室内设有风机性能在线检测装置1套，对风机运行工况（风压、风量、电流、电压、有功功率、风机功率、电机绕组温度及轴承温度）进行实况检测。并可通过通讯接口将信号传至矿井安全检测监控系统。风门由蝶阀控制，为手动、电动两用。设DKX-C电动阀门控制箱2台。六、矿井提升方式及设备主斜井选用DTL100/28/200型带式输送机，B=1000mm，V=2.5m/s，L=446.4m，=16，Q=275t/h，A=145.2万t/a。中部800mm胶面滚筒单驱动，下带液压绞车拉紧。副斜井提升设备选用1台JK-2.5/31.5型单滚筒提升机，配YPT型10级交流

46、变频电动机，额定功率280kW，电压10kV， 额定转速587r/min，按额定转速计算的提升系统最大速度Vm=2.438m/s。选用28NAT67+Fc 1770ZS460 275型(GB/T 8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=28mm。进风行人井提人设备选用RJKY30-12.5/366型可摘挂抱索器架空乘人装置，驱动轮直径1500mm，乘人间距10m，钢丝绳直径22mm，运行速度1.0m/s。配用YB2-225M-6型隔爆电动机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。七、主要运输大巷方式、设备井下煤炭运输根据开拓巷道布置、运输量和主斜井煤炭提升方式的要求，为了减少运输

47、环节，井下大巷煤炭运输采用带式输送机，带式输送机大巷沿5号煤层底板布置。带式输送机一条龙运输系统的优点是运量大，运输系统单一化，管理人员少、事故少、效率高。容易实现集中控制和自动控制，具有连续运输的优越性，运输潜力大，能够充分发挥综合机械化设备的生产能力，确保矿井稳产高产。原煤运输系统如下：工作面可弯曲刮板运输机运输顺槽可伸缩带式输送机采区带式输送机运输下山带式输送机井底煤仓主斜井带式输送机地面。井下辅助运输矿井辅助运输量较小，首采工作面位于井筒附近，距副斜井井底车场不远。本着先进合理原则，轨道下山和采区轨道巷辅助运输采用KWGP-90/600J型卡轨车运输方式，可节省投资，简化井下运输系统。

48、顺槽采用KWGP-90/600J型卡轨车运输方式。材料运输系统如下：地面副斜井井底车场轨道下山采区轨道回风顺槽或掘进巷回采工作面或掘进工作面。矸石运输则与材料运输系统方向相反，由掘进工作面掘进顺槽采区轨道轨道下山井底车场副斜井地面。井下大巷煤炭运输采用带式输送机，井下布置皮带下山和采区皮带巷各一条，其设备选型如下：皮带下山输送机本输送机为井下大巷上运带式输送机，倾角约6.85,机长419m，提升高度为50m。一采区皮带巷输送机本输送机为大巷水平运输带式输送机，倾角=0,机长252m，运量800t/h。矿井现在开采情况（一）井田开拓该矿采用主立副斜开拓方式，布置一个生产水平开采4号煤层，水平标高

49、+810m。在煤层走向中部沿煤层倾向分别在4、5号煤层各布置一组下山。副斜井井底布置有变电所、主排水泵房及水仓等硐室。（二）井筒及装备1.主立井：净直径4.2m，净断面13.85m2，采用钢筋混凝土支护。装备双钩1.5t非标箕斗，采用2JTP-1.2型绞车，配用55kw电机，担负全矿井的提煤、进风任务。2.副斜井：副井为单钩串车斜井，井筒倾角12，提升斜长440m，半圆拱，井筒净宽2.8m，净断面6.4m2.按装一部JTK-1.21.0型矿用提升绞车，担负矿井的下料、行人和进风任务，为矿井的一个安全出口。3.回风斜井：净宽2.8m，净断面7.0m2，锚喷支护，斜长215m，倾角18。安装两台F

50、BCDZ-No16型对旋式轴流风机，电机功率275kw 380V，担负矿井回风任务，兼做安全出口。(三)提升系统主立井垂深109m，净直径4.2m，净断面13.85m2,混凝土浇注，装备一对1.5t非标箕斗，自量1.01t，最大载重1.7t，实际载重1.5t；采用2JTP-1.2型矿用提升绞车，配YR250M型电动机，55kw，380v,965r/min;采用JTKP-P-1.2型成套电控系统；后备保护装置型号为KTH-50。副斜井提升方式为单钩串车提升，1吨矿车。采用JTK-1.21.0型矿用提升绞车，配YR250M2-8型电机，55kw,380v,721r/min。最大提升速度2.37m/

51、s。采用JTK-1.2型成套电控系统；后备保护装置型号为KTH-50。（四）运输系统大巷主运输采用SPJ-800/237型、DTL800/237型胶带输送机运输；大巷辅助运输采用调度绞车牵引1t矿车运输。1.煤炭运输系统工作面刮板输送机（SGB-620/40T）进风顺槽刮板输送机（SGB-620/40T）顺槽皮带输送机（SPJ-650/222）溜煤眼5#下山皮带运输机（SPJ-800/237）5#大巷皮带运输机（DTL800/237）150t煤仓。2.辅助运输系统副斜井串车副井底车场采区回风下山（1#、2#、3#）车场工作面（五）排水系统该矿在副斜井井底建有主排水泵房，有主、副两个水仓，容积均

52、为300m3。安装有3台IS80-50-3152F型耐酸离心泵，配YB200L2-2型电机，37kw；水泵额定流量50m/h,额定扬程125m。排水管采用80无缝钢管，沿回风斜井敷设2趟至地面矿井水处理站。管路长300m，排水高度75m。（六）通风系统该矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法。现有2台FBCDZ-6-16型对旋式轴流风机，一用一备；配YBFe315S-6型电机，275kw，380v。掘进工作面采用压入式通风，选用FBDK215KW型局部通风机。双风机双电源自动切换。进、回风井筒数量及风量：主力井、副斜井为进风井，回风斜井为回风井。矿井的总进风为2560m3/min，总回

53、风量2635 m3/min。2008年矿井相对瓦斯涌出量为8.66 m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.2 m3/min，煤层自燃倾向为级，煤尘具有爆炸危险性。（七）压风系统工业场地空气压缩机站内设置2台F110-K型螺杆式空气压缩机，每台排气量20 m3/min，排气压力0.7MPa，风冷式，配带电动机功率110kw，电压380v。压风管路选用754无缝钢管，沿副斜井，进风下山、顺槽敷设至各用气点。（八）地面生产系统原煤由主力井绞车提升出井后，经卸煤漏斗进入带式输送机，运至地面煤场。（九）供电系统1.供电电源矿井采用10kV双回路供电，一回引自柳林煤矿35kV变电所10kV母线，导线型号LGJ-3

54、5，距离4.5km，另一回引自青龙35kV变电所10母线，导线型号LGJ-35，距离4km。两回供电线路，一回工作，一回（带电）备用，该矿与柳林县电力公司签有10kV双回电源管理协议。2.供电系统地面变电所装有GG-1A型高压开关柜11台，GGD型低压开关柜9台，S9-630/10，10/0.4kV变压器2台，担负地面全部负荷用电，地面主风机、主井绞车、空压机、副井绞车采用双回路供电。地面变电所以10kV双回路向井下中央变电所供电。该矿井下设有中央变电所，采用10kV双回路供电，电源引自地面10kV变电所3#、4#高压开关柜。井下电缆采用MYJV-6/10，335铠装聚氯乙烯护套矿用阻燃电缆，

55、沿副斜井敷设至井下中央变电所，正常情况下两回路线路分列运行，当一回路故障时，另一回路仍能满足矿井井下全部负荷用电。井下中央变电所10kV、0.69kV母线采用单母线分段供电方式。配有BGP-10矿用隔爆型高压真空配电装置7台，KBSG-400/10，10/0.69kV，400kVA干变2台，供井下主排水泵、井底车场、集中胶带巷带式输送机用电。采区变电所安装BGP-10矿用隔爆型高压真空配电装置6台，KBSG-500/10， 10/0.69kV，500kVA干变1台，KBSG-200/10，10/0.69kV，200kVA干变1台，KBSG-100/10，10/0.69kVA，100kVA干变1

56、台，供回采工作面、掘进工作面设备及局扇用电。掘进工作面局部通风机采用“三专、两闭锁，双风机、双电源自动切换”的供电方式，选取矿用隔爆型风机双电源组合式开关，实现局部通风机主、备互投、自动切换。（十）矿井安全监控系统：本矿装备一套KJ70N型安全生产监测、监控系统，主机设在矿井办公楼调度监控中心，采用工业控制计算机双机热备。在井下采煤工作面、掘进工作面，主要进、回风巷，运输巷道、机电硐室等处理设置各种传感器24台，监测瓦斯、温度、风速、风压等各类环境参数，各种机电设备开停等生产状态参数，采、掘工作面主要机电设备的馈电状态等参数。人员定位系统型号为K278（B）北京凯瑟科技发展有限公司。产量监控系

57、统为清华紫光软件公司，型号为BH-WTA。（十一）通讯系统：通讯系统为数字程控用户交换机，型号为KTJ4H，能力为128门，现使用30门，井上下、矿内外通信畅通，能够保证各种信息的及时传递。（十二）综合防尘系统：主斜井附近设有1000m3高位水池一座，供地在生产、生活及消防用水；副井场地附近设有400m3高位水池一座，供井下消防洒水之用，在主斜井、井底车场、带式输送机巷、回风大巷、采煤工作面顺槽、掘进巷道、煤仓放煤口、转载点、卸载点等地点都敷设有防尘洒水管路，并安设支管和阀门；管路总长2000m，主管路直径为754.5mm，皮带巷每隔50m设置一个三通，其它巷道每隔100m设置一个三通，各转载

58、点设置静压洒水喷雾，各进回风巷设置全断面撒洒水喷雾。（十三）采暖系统：主井工业场地有CLS7-85/60-AIII型燃煤热水锅炉2台，为冬季地面建筑采暖和洗澡供。夏季一台运行，冬季两台运行。主立井口现安装1台ZRG-0.7型热风炉，冬季经主井向井下供暖风。副斜井无暖风设备。（十四）给水水源：现有水源井1座，取水能力为50m3/h。目前水源井供给地面生产、生活用水和消防补充用水，供水能力满足整个场地的生产生活用水。（十五）污水处理系统1.矿井水处理系统本矿副斜井附近建有一座矿井水处理站，设一套ZWXC-30型净水器，ZWGL-30型过滤器。2.生活污水处理系统本矿井没有生活污水处理系统。（十六）矿井地面建筑：地面工业建筑主要有占地50000m2洗煤厂一座，3000t的精煤仓3个，280m2的10kV变电所，170m2的主风机房，400m2的主井机修车间，60m2的副井机修车间，372m2职工餐厅，1886m2综合办公楼，335m2浴室灯房。（十七）采煤方法：4#煤层采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为炮采放顶煤。（十八）采掘工作面装备：1.采煤工作面采煤工作面运输机型号为SGZ620/4