山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿采区设计1

山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿采区设计山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿采区设计前 言山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿为兼并重组整合矿井，批准开采2-5号煤层，生产规模为0.9Mt/a，井田面积为2.173km2，井田先期开采地段为1100m标高以上。矿井的主要特点矿井设计生产能力矿井设计生产能力0.9Mt/a，服务年限40.1a。井田开拓设计选择立井开拓方式，即新布置一个副井和立井，改造原街板沟煤矿箕斗立井作为回风井。根据煤层赋存情况和储量分布情况，全矿井划分为四个开采水平，一水平标高1400m，二水平标高1200m，三水平标高1000m，四水平标高800m。3.采区划分每个水平布置一个采区，双翼开采，首采区为一水平（1400）一采区。4.采煤方法全矿井以一个综合放顶煤机械化采煤工作面和一个伪倾斜柔性掩护支架炮采工作面保证90万t/a的设计生产能力，矿井投产时在5煤层布置一个综合放顶煤机械化回采工作面，在2煤布置一个伪倾斜柔性掩护支架炮采工作面。5.井下运输井下煤炭运输：上仓运输巷、采区运输上山、工作面运输巷采用带式输送机，整个运输系统实现连续化；根据本井田煤层赋存条件，矿井辅助运输设备采用矿车运输。6.通风方式采用中央并列抽出式通风方式，主井、副井进风，回风井回风。选用FBCDZ（B）-8-24/2202型轴流式通风机。7.提升方式主井净直径5m，选用2JK-3.5/11.5B型单绳缠绕式提升机，电机功率1250kW，装备一对6t单绳标准箕斗，担负矿井的煤炭提升任务；副井净直径7m，选用JKMD3.54（I）型落地式四绳摩擦提升机装备一对1.5t矿车单层两车多绳宽、窄罐笼，担负矿井人员、设备、材料等辅助提升任务，兼作进风井。8.地面生产系统本矿井最终煤炭产品为两种粒度级筛选煤，粒度为300-50mm的块煤和粒度为0-50mm的末煤。原煤经过地面筛分系统后送入块煤及末煤筒仓，筛分出的矸石通过矸石皮带运输系统送到矸石场。9.供电电源根据汾西正晖煤业有限责任公司提供的矿区供电规划，拟在街板沟附近新建一座35/10kV变电站，该变电站位于昌瑞煤矿风井附近，站内设供电主变压器、10kV配电室，可为昌瑞煤矿和昌元煤矿提供10kV电源。35/10kV变电站由甲方另行委托设计。10.安全监测矿井选用一套KJ95N矿用安全监测系统，本系统由地面中心站，通讯接口卡、监测分站及传感器组成。通过矿用通讯电缆联网。第一章 矿井概况第一节、矿井概况一、矿井概况1、地理位置及交通条件山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿位于宁武县西南方向约60km处，地方行政区划属宁武县新堡乡管辖，地理坐标为北纬383344-383546 ，东经1115426-1115524。该区交通运输以公路为主，自新堡乡向东行程6km可达宁静公路，距宁静铁路宁武县华北屯集运站16km，矿区交通运输条件便利，详见交通位置图1-1-1。2、地形地貌井田地处管涔山脉东麓。井田地表多被黄土覆盖，黄土受到强烈的侵蚀、切割、多形成土梁、峁地形，一般呈南北向展布，同时发育近东西向冲沟，冲沟两侧分支沟谷发育，沟谷底部大部分比较开阔，多呈“U”字型，部分地段狭窄，呈“V”字型出现。总体地势西高东低。最高处位于井田西部，海拔1778m，最低处位于东部的沟内，海拔1500m，最大相对高差达278m，属低中山区。3、河流井田内地表水系不发育，只发育一些冲沟，只有雨季才有水流经过。地表水基本汇于沟谷，向东流出井田，汇入汾河。4、气候井田内属于暖温带大陆性气候。气候干燥，昼夜温差较大，四季分明。全年气温最低在1月份，为-27.2；最高34.8，在7月份，年平均气温6.2。春季干旱多风，冬季寒冷少雪，年平均降水量为468.1mm，降水量主要集中于7、8月份，7月份平均119.1mm，8月份平均128.7mm；降水量最少在1月份，平均为15mm。年平均蒸发量为1902.3mm，最大在5、6月份，最小在1月份。霜冻期为11月上旬至次年3月下旬，无霜其约189天。霜冻结冰期自十月下旬至次年四月，冻土深度在1.25m左右，最大可达1.4m。平均每年出现八级以上大风（风速平均16.2m/s）约24天，风沙日260天，且多集中于冬春两季。风向经西北风最多，最大风速可达25m/s。本区主要灾害为干旱、洪涝、大风、冰雹和霜冻。二、井田地质特征1、井田地层井田位于宁武煤田南部静乐岚县矿区静乐区西北边缘。根据本次钻孔揭露和地质填图成果，井田内赋存地层由老到新有：奥陶系中统上马家沟组（O2s），石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t），二叠系下统山西组(P1s)、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s）、第四系上更新统（Q3）及全新统(Q4)。现将地层由老到新叙述如下：二、井田地质构造井田构造总体为一急倾斜单斜构造，走向近南北，倾向东，地层倾角60-90。根据5号煤层采掘揭露，接近地表段煤层略呈倒转形态，使近地表部分煤层倾向西，倾角约80。井田内未见陷落柱，没有岩浆侵入现象。根据煤、泥炭地勘查规范附录D.1.2关于中等构造的阐述，本井田地质构造属中等类型。三、地质勘探程度2010年12月山西省地质勘查局二一一地质队提供了山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿兼并重组整合矿井地质报告，资料翔实、可靠是井田生产和设计的重要依据。本矿重组前，井田内原有煤矿在生产过程中，矿井地质与矿井水文地质工作已经积累了部分资料。总之，井田构造简单，本次钻探勘探线基本沿垂直煤层走向布置，施工了3个钻孔，7个探井，钻孔煤层质量达到乙级，孔斜达到甲级，终孔层位达到了设计要求，岩层采取率达到了乙级，测井全孔岩性解释合理，简易水文观测达到了甲级，钻孔封孔按照要求进行，原原始资料记录较全，其他各项也均达到勘查规范要求。经过本次补充勘查，井田先期开采地段探明、控制的资源/储量比例达到勘探比例要求，可满足本次矿井建设设计要求。四、矿井水文地质情况1.地表水井田内无常年流水性河流，发育的冲沟均为季节性排水通道，平时干涸，雨季有短暂流水经过，汇集至较大沟谷注入井田东南界外的汾河。2.含水层水区域含水岩组按其含水介质划分为三种类型：松散岩类、碎屑岩类和碳酸盐岩类。各类含水岩组受岩层、地质构造及裂隙发育程度的控制和影响而具有不同的含水特征。奥陶系中统上马家沟组岩溶含水层主要岩性为厚层状泥质灰岩、石灰岩，ZK201水文孔揭露，顶部石灰岩、泥质灰岩，较破碎。抽水试验结果，单位涌水量为0.0029-0.0035L/sm，渗透系数为0.1160-0.1209m/d，水位埋深26.38m，水位标高为1571.40m，含水层富水弱。据此水文孔推断井田奥灰水位标高为1571-1572m。石炭系太原组砂岩裂隙、石灰岩岩溶含水层石炭系太原组含水层主要为中粗粒砂岩裂隙和石灰岩岩溶含水层。含水层离地表近的区段，风化裂隙发育，富水性较深处强，其含水向深部渗透。据井田内水文孔抽水试验表明，单位涌水量q=0.0033-0.0042L/s.m，渗透系数K=0.1246-0.1467m/d, 该含水层富水性弱。水位埋深为16.51m,水位标高为1581.20m。水化学类型HCO3 -Na型，PH值8.27。二叠系山西组砂岩裂隙含水层主要为山西组砂岩裂隙含水层。其中底K3砂裂隙含水层为2号煤层直接充水含水层。其富水性与太原组含水层富水性相似的地方，就是近地表区段，风化裂隙发育，富水性较深部强。深部裂隙不发育，富水性弱。据井田内水文孔抽水试验结果同太原组。二叠系上下石盒子组砂岩裂隙含水层该含水层主要为黄绿色、灰白色中粗粒砂岩，厚度较大。一般情况下也是近地表区段裂隙风化裂隙发育，富水性较深部强，深部富水性弱。根据抽水试验结果同太原组。第四系松散层孔隙含水层及基岩风化裂隙带含水层主要是第四系中上更新统底部砂砾石层和全新统底部砂砾层。由该含水层厚度小，地层连续性差，大气降水补给有限，往往和地表基岩风化带共同形成透水而不含水层段。3.隔水层水本溪组隔水层主要为铝土质泥岩、铝土岩，厚度12m以上，具有良好的隔水性能，是奥陶系岩溶水与上覆煤层之间良好的隔水层石炭-二叠系隔水层：主要为泥岩、砂质泥岩、砂质泥岩，均为含水层间良好的隔水层。4.地下水补、径、排条件本井田各含水层水补给主要接受井田内及区域大气降水的补给，由于降水量少而集中，大气降水多形成地表径流，通过风化裂隙向下渗漏补给。井田内各含水层水径流，受单斜蓄水构造的控制，总的径流方向由北西向南东方向。地下水的排泄形式主要为有民用水井开采。5.矿井充水因素分析地表水对矿井充水影响井田内无常年性河流，但沟谷发育，雨季沟谷中有短暂水流。地表水对矿井充水影响主要是通过基岩风化裂隙向地下渗漏，通过含水层影响矿井充水。根据本井田煤层赋存特征，直接影响矿井充水是沿煤层露头渗漏到煤层，进而影响开采。原各整合矿井井口均位于半山坡上，井口高于沟谷底，一般情况下不受洪水影响。构造对矿井充水影响井田地质构造简单，无断层和陷落柱，煤层为急倾斜直至直立，矿井充水无构造方面的影响。含水层对矿井充水影响由于井田煤层赋存特征，井田内无断层、陷落柱等构造，煤系地层含水层富水性弱，虽存有承压水，但因无构造存在，含水层开采特征，一般无顶底板导水裂隙和冒落带产生，所以煤系地层含水层对煤层开采影响不大。但井田各可采煤层均存在奥灰水带压开采区，且存在受构造破坏块段和正常块段突水危险区。煤矿未来生产时必须引起高度重视。奥灰水对矿井充水影响井田内奥灰水位标高为1572m，煤层为急倾斜煤层，各可采煤层1572m标高以下均带压。根据ZK201水文孔揭露，2、3、5号煤层底板至奥灰顶面距离63.39m（伪厚度150m）、58.32m（伪厚度138m）、21.13m（伪厚度50m）。批采煤层最底标高为700m。据奥灰水突水系数计算公式：K=P/M 式中 K突水系数,MPa/m；P底板隔水层承受的水压，MPa；M底板隔水层厚度，m。煤层底板至奥灰顶面的距离。2号煤层最大突水系数：K2=（1572-700+63.39）0.0098/63.39=0.145（MPa/m）；3号煤层最大突水系数：K3=（1572-700+58.32）0.0098/58.32=0.156（MPa/m）；5号煤层最大突水系数：K5=（1572-700+21.13）0.0098/21.13=0.414（MPa/m）。经过计算可知，2、3、5号煤层最大突水系数大于正常块段突水经验值0.1MPa/m。可见各煤层均存在奥灰水突水威胁。根据上述公试，2号煤层1247.29-988.55m标高区段为受构造破坏块段突水危险区，煤层988.55m标高以下区段为正常块段突水危险区。3号煤层1273.26-1035.22m标高区段为受构造破坏块段突水危险区，煤层1035.22m标高区段以下为正常块段突水危险区。5号煤层1463.76-1377.52m标高区段为受构造破坏块段突水危险区，1377.52m标高区段以下为正常块段突水危险区。综上所述，井田内5号煤层有采（古）空区，且均有积水。各煤层均有带压开采区，2、3、5号煤层均有受构造破坏块段突水危险区和正常块段突水危险区。按照煤矿防治水规定有关矿井水文地质类型划分标准，本矿井2、3、5号煤层矿井水文地质类型均为中等复杂类型，先期开采地段矿井水文地质类型为中等。第二节 煤层埋藏特征一、含煤情况1.含煤性井田内含煤地层为石炭系二叠系山西组和太原组。山西组平均65m，含煤层2层，编号为1上、1号，ZK101揭露厚度分别为1.40、1.06m，根据地表出露情况，该两层煤层不稳定不可采。太原组厚度平均80m，含煤5层，分别为2、3、4、5上、5号煤层，其中2、3、5号煤层为稳定可采煤层，4、5上均为不稳定不可采煤层。煤层总厚度17.60m，含煤系数22。2.可采煤层地质报告确定全区较稳定煤层3层，即2、3、5煤层。2号煤层2号煤层赋存于太原组顶部，上距山西组底砂岩0-10m，煤层厚1.26-7.15m，平均4.21m，结构简单，含1层夹矸，夹矸厚度0.15-0.70m，岩性为炭质泥岩、泥岩。煤层稳定，全区可采。顶板岩性为泥岩，局部为砂质泥岩；底板岩性为泥岩或砂质泥岩。该煤层井田内未被开采。3号煤层3号煤层位于太原组（C3t）上部，上距2号煤层1.79-7.93m平均4.86m。煤层厚度为3.13-6.00m，平均5.02m，不含夹矸，结构简单。（ZK101号钻孔煤层测井上部为高灰，且含夹矸，本报告不计可采煤层）煤层稳定，全区可采。顶板岩性为粗砂岩、泥岩；底板岩性为砂质泥岩。5号煤层石炭系5号煤层位于太原组（C3t）下部，上距3号煤层35.73-70.13m，平均52.93m。煤层厚度1.31-10.72m，平均8.37m。结构复杂，含3层夹矸，厚度0.0800.53m。稳定全区可采。顶板岩性为泥岩、泥质灰岩；底板为泥岩。井田内西南部上部被开采，有多处采空区。主采煤层特征见表。主要煤层特征一览表组煤层煤层厚度煤层间距平均（m）夹矸结构稳定可采程度顶板岩性底板岩性倾角（）太原组21.26-7.154.411.79-7.931简单稳定全区可采砂质泥岩或中细粒砂岩砂质泥岩67-7033.13-6.005.024.8635.73-70.130简单稳定全区可采砂质泥岩或泥岩砂质泥岩或粉砂岩67-7051.31-10.728.3752.930-3复杂稳定全区可采砂质泥岩泥岩及炭质泥岩60-65二、煤质1.煤的物理性质及煤岩特征区内2、3、5号可采煤层多呈黑色-灰黑色，粉末略带微棕色，光泽多呈沥青-玻璃光泽或强玻璃光泽，断口呈参差状-平坦状，节理不发育，内生裂隙不发育-较发育，一般20-30条/cm，另外外生裂隙不发育。煤的结构以条带状最发育，且以宽条带状结构为主，硬度3.5，性脆易碎，质轻污手，镜煤（或亮煤）的简易燃烧试验：易燃，发浓烟，较长火焰，微熔-易熔以及微膨，并具有弱结渣性。井田内2、3、5号煤层宏观煤岩类型绝大多数均以半暗型煤为主，暗煤次之。井田内2、3、5号煤层显微煤岩特征：有机组分以镜质体最高，其次见胶镜质体或含少量半镜质体，丝质体是以全丝质体为主，其次为半丝质体。矿物以粘土矿物为主，另有黄铁矿及方解石等矿物。2.煤的化学性质及工艺性能化学性质本区所取煤层煤样的试验结果（其测试结果由山西省煤炭地质研究所提供）。2、3、5号煤层煤质检测结果见表1-3-3。工艺性能a.发热量2号原煤发热量为22.54-29.91MJ/kg，属低热值-特高热值之气煤；3号原煤发热量为22.54-29.91MJ/kg，属中热值-特高热值之气煤；5号原煤发热量为19.39-25.23MJ/kg，属低热值-中热值之气煤。b.粘结性2号煤的粘结指数为51.00-85.00，属中强粘结煤强粘结煤；3号煤的粘结指数为56.00-89.00，属中强粘结煤特强粘结煤；5号煤的粘结指数为55.00-88.50，属中强粘结煤强粘结煤。2、煤种2号煤为低灰、低硫分高硫分、低热值-特高热值之气煤；3号煤为特低灰-低灰、低硫分中高硫、中热值-特高热值之气煤；5号煤为特低灰高灰、中高硫高硫分、低热值-中热值之气煤三、瓦斯据2010年度瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量为0.641m3/min；二氧化碳绝对涌出量为5.769m3/min。鉴定结论矿井属低瓦斯矿井。四、煤尘爆炸性根据山西省煤炭地质研究所煤尘爆炸危险性的检测结果，2、3、5号煤层煤尘均具有爆炸危险性。五、煤的自燃性根据山西省煤炭地质研究所提供的煤层自燃倾向性检测结果，2号煤层的吸氧量为0.64cm3/g，属自燃煤层， 自燃发火期为64天； 3号煤层的吸氧量为0.72cm3/g，属容易自燃煤层，自燃发火期为41天； 5号煤层的吸氧量为0.62cm3/g，属自燃煤层，自燃发火期为66天。第三节 井田井田境界及储量概况一、井田境界2010年1月22日山西省国土资源厅为该矿颁发的C14000201011220054769号采矿许可证，批准开采2-5号煤层，生产规模为90万t/a，井田总体呈南北长条形，南北长3.785km，东西宽1.3620km，面积2.173km2,煤层开采深度由1799.99m至700m标高。井田范围由以下10个拐点坐标连线圈定，拐点坐标见表2-1-1。批准生产规模为0.9Mt/a。井田北邻山西汾西正晖煤业有限责任公司昌元煤矿，东、西、南部无相邻矿井。表2-1-1 昌瑞煤矿拐点坐标一览表拐点54坐标80坐标X坐标Y坐标X坐标Y坐标14274075195798804274026.8819579809.5524274068195805124274019.8819580441.5534272955195805004272906.8819580429.5644271660195802104271611.8819580139.5654271580195801104271531.8819580039.5664270290195796204270241.8819579549.5774270630195791504270581.8819579079.5784271200195793604271151.8819579289.5794271780195796604271731.8819579589.56104272685195798654272636.8819579794.562、资源储量截止2010年11月，井田内2、3、5号煤层保有资源/储量8438万吨， 其中111b级资源储量4032万吨， 占总量的48%，控制的经济基础储量（122b）1830万t，111b+122b占总量的69%，推断的内蕴经济资源量（333）2576万t。各煤层资源/储量情况详见表。资源/储量估算结果汇总表煤层煤类保有资源/储量(万t)111b/总量%(111b+122b)/总量%备注111b122b333总量2QM900602994249636 60 3QM1037474860237144 64 5QM2095754722357159 80 合计403218302576843848 69 根据设计单位意见，本井田1100m标高水平以上，为先期开采地段。经估算，先期开采地段保有资源/储量4747万t，其中探明的经济基础储量(111b)2844万t,占总资源量的60%；推断的经济基础储量（122b）1059万t，111b+122b占总量的82%,推断的内蕴经济资源量(333)844万t 。先期开采地段探明和控制的资源/储量比例达到了勘探阶段比例要求。各煤层先期开采地段保有资源/储量情况详见表2-1-3。表2-1-3先期开采地段资源/储量估算结果汇总表煤层煤类保有资源/储量(万t)111b/总量%(111b+122b)/总量%备注111b122b333总量2QM593332314123948 75 3QM748310274133256 79 5QM1503417256217669 88 合计28441059844474760 82 3、矿井设计可采储量矿井工业资源储量为9434.3万t，矿井永久煤柱损失为365.2万t，矿井设计资源储量为9069.1万t；矿井工业场地及主要井巷煤柱1899.42万t，矿井设计可采储量约为5506.6万t。4、矿井设计生产能力及服务年限矿井设计年工作日330d，“四六”作业制，每班作业时间6h，采用三班采煤，一班准备，每天净提升时间18h。整合后批复矿井生产能力为0.9Mt/a，矿井服务年限为40.7年。第四节 矿井开拓一、矿井开拓方式采区划分1、开拓方式由于该井田倾斜方向长度平均300m左右，走向平均3700m，且井田地面地形比较复杂，为山区地带，为便于开采及水平延深，压煤量少，选择采用立井多水平石门开拓方式，在原街板沟煤矿的工业广场的东部布置一个副立井，布置一个主立井，利用原街板沟煤矿的主立井作为整合后矿井的回风井。由于本井田煤层为急倾斜煤层，可采煤层2、3煤层为中厚煤层，5煤层为厚煤层，倾角在65左右，上部1400以上倾角达90左右。由于受煤层倾角、采煤方法、运输方式、水平接替等因素的影响，急倾斜煤层水平划分没有明确的划分规则。从目前国内开采急倾斜煤层有成功经验的矿井看，水平垂高一般在100m左右，这主要是基于开采方法为伪倾斜柔性掩护支架采煤法及采区运输为人力运输的考虑，但随着急倾斜煤层机械化开采技术的成熟及矿井现代化的要求，水平垂高可达到200250m。由于本矿井采用立井开拓，主副井直通第三水平（+1000）。第四水平采用斜井和第三水平连接。各水平之间还通过采区上山连接。2、井筒矿井设计生产能力90万t/a，新建两条立井，即主井、副井，改造原街板沟箕斗井为回风井。主立井主井井筒直径5m，净断面19.63m2，井筒长度604m。布置一对6t单绳标准箕斗，1801808mm方形钢罐道及罐道梁，并敷设通讯、信号电缆。该井承担矿井煤炭提升任务。副立井副井井筒直径7m，净断面38.48m2，井筒长度625m。布置一对1.5t矿车单层两车多绳宽、窄罐笼，方形钢罐道，设置玻璃钢复合材料梯子间，并敷设排水、压风，供水管路及动力、通讯、信号、安全监测电缆。该井主要担负全矿井人员、设备材料与矸石等辅助提升任务，兼作矿井主要进风及安全出口。回风立井原街板沟箕斗井，直径5m，井口标高1619.78m，井底到1400，作为矿井回风井。为保证该回风井满足通风要求，需对其进行改造及加固，加固采用加打锚杆及金属网然后喷射混凝土的方法，但保证井筒直径5m、净断面19.63m2，在1500回风水平与1500回风主石门相连，在一水平（1400）通过联络巷与一水平井底车场相连。井筒内安装全封闭梯子间，作为矿井的安全出口，井口布置风硐与风机房相连，并布置安全出口直通地面。3、井底车场及硐室本矿井井下采用皮带运输煤炭，一水平（1400）井底车场主要服务于副井辅助提升系统，根据首采区上山位置及地面工业场地布置方式，设计采用环形车场。本矿井为立井开拓方式，对主井装载方式，经过分析比较选择水平式（与井底车场标高相同）装载。装载点标高+1400m，利用倾角16上仓皮带巷连接井底煤仓。在一水平井底车场设有中央变电所、中央水泵房、蓄电池电机车充电及修理间、消防材料库、调度室、等候室、主井井底撒煤清理、医务室等硐室。不设置爆破材料发放硐室。4、采区划分及开采顺序矿井各水平和煤层的开采均采用自上而下的下行式开采顺序。由于井田走向长度平均3700m，根据矿井的开拓布置，在每个水平整个井田划分一个双翼采区。首采区为一水平一采区。首采工作面布置在一水平一采区5煤层。二、矿井通风情况1、矿井通风方式由于矿井井田范围不大，根据矿井开拓部署，确定矿井通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式。主副井为两条进风井，一条回风立井回风，主、副井及回风立井位于井田中部，主副斜井并列平行布置，回风立井与副斜井间距325m。三条井筒兼作井下人员安全出口。在矿井服务年限内服务于全矿的通风。回采工作面为后退式开采，采用全负压通风，掘进工作面单独配风，局部通风机供风，井下爆炸材料库、蓄电池电机车充电硐室利用矿井负压单独配风，乏风汇入矿井总回风巷。井下中央变电所设在进风流中，为串联通风硐室。2、通风机型号及工作方法通风机：型号：FBCDZ（B）-8-24/2202 ，转速：n=740r/min风量:Q=44.8113.2m3/s，风压：H=11763408Pa，台数：2台通风容易时期电机型号：YBFe315L2-8；功率：110kW；电压：380V；转速：740r/min；通风困难时期电机型号：YBFe355L3-8；功率：220kW；电压：380V；转速：740r/min。设一套KGF-220型风机变频控制设备，以节约电能。电动风门绞车：JFM-2型2台，配套电机功率5.5kW，电压380V。3、矿井提升运输方式及设备矿井设计产量0.9Mt/a，采用立井开拓方式，主井净直径5m，装备一对6t单绳标准箕斗，担负矿井的煤炭提升任务；副井净直径7m，装备一对1.5t矿车单层双车四绳罐笼（一宽一窄），担负矿井人员、设备、材料等辅助提升任务。主井为2JK-3.5/11.5B型单绳缠绕式提升机，其主要技术参数如下：滚筒数量:2个，滚筒直径Dm：3.5m，滚筒宽度B：1.7m，最大静张力Fj：17000kg，最大静张力差Fc：11700kg，旋转部分变位重量Gj：24150kg，两个滚筒中心距a:140，钢丝绳最大速度Vmax：9.25m/s，减速比i:11.5。副井为JKMD3.54（I）E型落地式四绳摩擦提升机。滚筒直径5m,最大静张力23000kg,最大静张力差16000kg,减速比11.5，钢丝绳型号6V37+FC-48-1670，提升容器型号罐笼GLGY-1.5/1/2，电机功率1250kW，电机电压660V。排水水泵型号：MD155-308，额定流量155m3/h，额定扬程：240m，额定转数：1480r/min，台数：3台。电机型号：YB400S1-4，额定功率：200kW，额定电压10kV，台数：3台，排水管路2条，规格：2196.5。二、矿井开采情况采区划分及依据1、采区特征矿井移交与达产时，以一个采区、一个综采工作面、一个伪倾斜柔性掩护支架工作面保证矿井年产90万t的设计生产能力。首采区为第一水平双翼采区。矿井设计年工作日330d，“三八”作业制，每班作业时间8h，采用两班采煤，一班准备，每天净提升时间16h，矿井设计生产能力为0.9Mt/a，矿井服务年限为40.7 年。第二章 采区地质特征第一节、采区范围一、采区范围由于矿井井田走向较短，南北走向平均3700m，所以每个水平设计一个采区，每个采区双翼开采。首采区西部以井田露头边界为界，南、北以井田边界为界，东部深部以1400m等高线为界，采区走向3750m。二、煤层开采顺序本井田可采煤层为3层，即2、3、5煤层。煤层开采顺序为下行式开采，即在同一小阶段范围内2、3、5煤层可同时开采。工作面内的开采顺序为后退式回采。第二节、采区地质情况一、地质构造1、地质构造条件井田构造总体为一急倾斜单斜构造，走向近南北，倾向东，地层倾角60-90。根据5号煤层采掘揭露，接近地表段煤层略呈倒转形态，使近地表部分煤层倾向西，倾角约80。井田内未见陷落柱，没有岩浆侵入现象。根据煤、泥炭地勘查规范附录D.1.2关于中等构造的阐述，本井田地质构造属中等类型。2、煤层赋存情况2号煤层2号煤层赋存于太原组顶部，上距山西组底砂岩0-10m，煤层厚1.26-7.15m，平均4.21m，结构简单，含1层夹矸，夹矸厚度0.15-0.70m，岩性为炭质泥岩、泥岩。煤层稳定，全区可采。顶板岩性为泥岩，局部为砂质泥岩；底板岩性为泥岩或砂质泥岩。该煤层井田内未被开采。3号煤层3号煤层位于太原组（C3t）上部，上距2号煤层1.79-7.93m平均4.86m。煤层厚度为3.13-6.00m，平均5.02m，不含夹矸，结构简单。（ZK101号钻孔煤层测井上部为高灰，且含夹矸，本报告不计可采煤层）煤层稳定，全区可采。顶板岩性为粗砂岩、泥岩；底板岩性为砂质泥岩。5号煤层石炭系5号煤层位于太原组（C3t）下部，上距3号煤层35.73-70.13m，平均52.93m。煤层厚度1.31-10.72m，平均8.37m。结构复杂，含3层夹矸，厚度0.0800.53m。稳定全区可采。顶板岩性为泥岩、泥质灰岩；底板为泥岩。井田内西南部上部被开采，有多处采空区。3、水文地质首采区水文地质为中等，主要受奥灰水影响，奥灰水位1572m，全区均为带压开采，根据突水系数确定，该区2、3号煤均可正常开采，5煤如没有导水断层及其他构造时也可正常开采。该区露头5煤层许多采空区，有许多积水区，给首采区开采带来很大的影响。4、其他开采条件瓦斯等级为低瓦斯；2、3、5号煤层煤尘均具有爆炸危险性；井田内2号煤层自燃倾向性等级类，属自燃煤层，最短发火期为64天；3号煤层自燃倾向性为类，属容易自燃煤层，最短发火期为41天；5号煤层自燃倾向性为类，属自燃煤层，最短发火期为66天。5、煤层顶底板条件2号煤层顶板岩性为泥岩，局部为砂质泥岩，厚度为4.02-6.04m。底板岩性为泥岩或砂质泥岩。厚度为1.79-2.92m。3号煤层顶板岩性为粗砂岩、泥岩，厚度为1.79-3.14m。底板岩性为砂质泥岩。厚度为1.07-2.15m。5号煤层顶板岩性为泥岩、泥质灰岩，厚度3.30-9.28m。底板为泥岩，厚度为3.74-7.04m。6、瓦斯赋存条件据2010年度瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量为0.641m3/min；二氧化碳绝对涌出量为5.769m3/min，鉴定结论矿井属低瓦斯矿井。第三节、采区储量及生产能力一、 采区储量及有关煤柱尺寸二、采区生产能力及服务年限第三章 采煤方法及采区巷道布置第一节、采煤方法选择一、采煤方法的选择根据煤层赋存条件，2号煤和3号煤适合用伪倾斜柔性掩护支架采煤法。在目前，开采急倾斜煤层比较成熟、安全及相对先进的技术就是伪倾斜柔性掩护支架采煤法，尤其更适合于煤厚在26m，倾角在60以上煤层。由于5煤为厚煤层，煤层厚度1.31-10.72m，平均8.37m。已不适合用伪倾斜柔性掩护支架采煤法开采，借鉴甘肃靖远煤业公司王家山煤矿急倾斜厚煤层开采经验，5煤开采采用水平分层综合机械化放顶煤采煤法。2、矿压观察情况3、采区巷道布置.首采轨道上山在一水平井底车场开口布置采区下部车场与采区轨道上山，坡度25，上部与1500回风巷相连，巷道采用串车提升，上部布置绞车房，主要负责采区的材料、设备、矸石的运输。.首采运输上山在轨道上山下部车场内开口按15布置采区皮带上山机头通风行人斜巷与采区运输上山，运输上山下口通过溜煤眼与上仓皮带巷相连，上部不知道1470水平，通过5煤联络巷与一中轨道石门相连，运输上山坡度20，内铺设刮板输送机，主要向下运输工作面的煤炭。.采区回风上山在运输上山的北边平行布置采区回风上山，下部通过联络巷与轨道山下部车场相连，上部与1500回风巷相连。主要为采区工作面及井底车场需要独立通风的硐室回风。.石门在轨道山、运输山及回风山水平标高+1470布置采区一中轨道石门、运输石门和回风石门，在水平标高+1440布置采区二中轨道石门、运输石门和回风石门。石门揭露各个煤层。采区巷道布置见采区巷道布置图采区巷道布置平面图4、回采工艺及劳动组织1、回采工作面采高5煤综放工作面为水平分层，10m一个垂高，采3m放7m。2、工作面长度根据矿井设计生产能力、工作面采高、地质条件、采煤机械化水平、技术熟练程度及矿井生产管理水平，确定5号煤层回采工艺为综采放顶煤采煤法，2、3号煤层回采工艺为伪倾斜柔性掩护支架采煤法，5号煤工作面长度10m，2、3号煤工作面5060m，平均55m。3、采煤工作面的循环数、年产量矿井按“三八制”生产，即二班生产，一班检修，综放工作面面长10m，总采高10m，每班完成14个循环，每班割煤14刀，采煤机截深0.6m，每班推进8.4m，正规循环系数0.85，回采率0.8。伪倾斜柔性掩护支架工作面面长平均55m，采高3.3m，每班推进1.2m。综放工作面年产量=1016.8101.380.83300.85=52万t/a伪倾斜柔性掩护支架工作面产量=552.43.31.330.97330=18.5万t/a4、掘进煤量矿井配备2个综掘工作面，参照国内综掘工作面指标一般450m/月，则掘进煤年产量为：Q=450121.3813.52=20.1万t5、矿井产量达产时以一个综放工作面，一个伪倾斜柔性掩护支架工作面，两个综掘工作面保证矿井产量，矿井年产量为90.6万t/a。6、5煤层采用ZFY4000/17/30型放顶煤液压支架，其参数见表液压支架技术特征型式单输送机开天窗四连杆放顶煤支架型号ZFY4000/17/30支架结构高度(mm)17003000支架宽度(mm)14301600支架中心距(mm)1500支护强度(MPa)0.98泵站压力(MPa)31.5选用BRW/31.5C型乳化液泵站，其技术参数见表DRB200/31.5A型乳化液泵站技术特征表型号DRW/31.5C公称压力（MPa）31.5流量（L/min）125配套液箱型号/容积（L）XR-WS1000/1000电机功率（kW）757、伪倾斜柔性掩护支架工作面选用平板“一字”型掩护支架。8、支架结构：支架材料选用矿用11号工字钢，长度2.8m，定位器（篦子）：长度1.1米，6齿，钢丝绳：选用直径为3043mm钢丝绳，长度1520m，绳头封好。卡缆：分别使用220mm、320mm、420mm，金属网：2.4m5m金属网。平板“一字”型支架结构： 2.8m钢梁垂直顶板平行排列，每5棵为一组，距梁头两端各0.5米各用一篦子固定，沿走向铺设2条钢丝绳，用卡缆将篦子钢梁和钢丝绳固定在一起，每组架子0.1m间距，转弯处不大于0.2m，架体上面铺设单层金属网，金属网搭接0.1m，每隔0.5m用16号铅丝联一扣，金属网距梁头不大于0 .2m，金属网与每组架体至少有2处用16号铅丝联接好。钢丝绳搭接长度不小于4.5m，并用4 个以上刹勾紧固，两侧刹勾距绕头0.40.5m，刹勾间距1.01.2m。8、回采工作面顶板管理方式回采工作面顶板管理采用全部垮落法。5、采区准备第四章 采区运输、防排水及供电第一节、采区运输一、采区运输1、井下煤炭运输方式井下煤炭运输采用胶带输送机运输，主要环节如下：工作面出煤刮板输送机转载机运输顺槽胶带机一中运输石门采区运输上山上仓胶带机主井煤仓主井箕斗地面。2、井下矸石运输方式井下矸石量，经如下环节运往地面：掘进工作面1.5t矿车采区轨道上山井底车场副井罐笼地面。3、井下辅助运输方式井下辅助运输环节如下：物料设备副井罐笼井底车场采区轨道上山平石门工作面二、采区防排水及洒水1、采区排水井下排水采用小水泵排至采区轨道上山水沟，到车场水沟自流到主副水仓，再经主水泵房排至地面。2、采区洒水三、采区供电1、供配电电压井下高压供电采用10kV。低压动力除采煤工作面部分机械设备采用1140V外，其余设备供电电压为660V。煤电钻、运输巷道照明供电电压采用127V。2、下井电缆由新建35/10kV变电所10kV不同母线段引出2条电缆沿副井井筒敷设至井下+1400水平中央变电所,电源电缆选用MYJV42-8.7/10-3*185型。经验算，压降及动、热稳定性均满足规程规范要求。3、井下变电所在+1400水平井底车场设一中央变电所，设双回电源进线，双回10kV电源引自地面35/10kV变电站10kV不同母线段，下井电缆选用MYJV22-8.7/10-3*185型，经副井井筒引至+1400水平中央变电所；中央变电所10kV母线采用单母线分段，每段由一回电缆供电，当任一回电缆故障时，另一回能保证全部生产负荷用电。+1400水平中央泵房变电所设KYGC-Z型高压开关柜16台，KBSG2-T-315 /10/0.69型变压器2台，KYDZ-1型低压开关柜8台。为+1400水平主排水泵电动机、上仓皮带机头变电所、采掘工作面及井底车场内的负荷提供电源。变电所配置WPD-2000型变电所综合自动化系统，该系统具有四遥功能，并能通过通讯接口与矿局域网联网，在调度中心对变电所的运行情况可实时监控。在上仓皮带机头设一变电所，设双回电源进线，双回10kV电源引自中央变电所10kV不同母线段，电缆选用MYJV22-8.7/10-3*50型，经井底大巷引至上仓皮带机头变电所；变电所内10kV母线采用单母线分段接线，每段由一回电缆供电，当任一回电缆故障时，另一回能保证所供生产负荷用电。上仓皮带机头变电所设BGP50-10型隔爆高压配电装置9台， KBSG2-T-630 /10/0.69型隔爆干式变压器2台，及低压隔爆馈电开关。为+1400水平上仓皮带机电动机、首采运输上山皮带机电动机等负荷供电。其中皮带机电动机均采用ZJT型矿用隔爆变频调速装置起动。在采区石门设一采区变电所，设双回电源进线，双回10kV电源引自中央变电所10kV不同母线段，电源电缆选用MYJV22-8.7/10-3*95型，经井底大巷引至采区变电所；变电所内10kV母线采用单母线分段接线，每段由一回电缆供电，当任一回电缆故障时，另一回能保证采区全部生产负荷用电。采区变电所设BGP50-10型隔爆高压配电装置13台， KBSG2-T-315 /10/0.69型隔爆干式变压器2台，低压隔爆馈电开关。为综放工作面、掘进和开拓工作面负荷供电。4、采掘工作面配电综采及掘进工作面设备采用矿用隔爆移动变电站供电，综掘工作面10kV高压电源直接引自采区变电所，移动变电站进线电源电缆选用MYPJ-10kV型矿用移动屏蔽监视型橡套软电缆。掘进工作面局部通风机660V低压电源引自采区变电所660V低压隔爆馈电开关，采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。所有开拓及掘进工作面的局扇均配有风电瓦斯闭锁装置。第五章 采区通风与安全第一节、采区通风系统 一、采区通风系统二、矿井风量配备1、按井下同时工作的最多人数计算Q矿=4NK矿式中 Q矿井总需风量，m3/min；4每人每分钟供风标准，m3/min；N井下同时工作的最多人数，277人；K矿矿井通风系数，取K矿=1.20。Q矿=42771.2=1329.6m3/min=22.16m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算Qra (Qcf+Qhf十Qur+Qrl)Kaq=3608.4m3/min式中 Qra矿井需要风量，m3/min；Qcf采煤工作面实际需要风量的总和，1011m3/min；Qhf掘进工作面实际需要风量的总和，1310m3/min；Qur硐室实际需要风量的总和，340m3/min；Qrl其他用风井巷实际需风量的总和，346m3/min；Kaq矿井通风系数(抽出式Kaq取1.151.2，压入式Kaq取1.251.30），该矿井为抽出式矿井，取1.2。3、采煤工作面需要风量计算5#煤综放工作面需风量每个采煤工作面实际需要风量，按照工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。按气象条件确定需要风量Qcf=6070%vcfScfkchkcl=6070%1.013.91.20.8=561m3/min式中 vcf采煤工作面的风速，按照采煤工作面进风流的温度从表6-2-1中选取，1.0m/s；Scf采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,13.9m2；kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表6-2-2；kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表6-2-3；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。表6-2-1 采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温(0C)采煤工作面风速(m/s)201.020231.01.523261.51.8表6-2-2 kch采煤工作面采高调整系数采高（m）2.02.02.52.5及放顶煤面系数（kch）1.01.11.2表6-2-3 kcl采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度（m）长度风量调整系数（kcl）150.815800.80.9801201.01201501.11501801.21801.301.40按照瓦斯涌出量计算Qcf=100qcgkcg =1001.91.4=266式中 qcg采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（抽放矿井的瓦斯涌出量，除应扣除瓦斯抽放量进行计算），1.9m3/min;kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;100采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应该超过1%的换算系数。按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67qcckcc式中 qcc回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min;kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应该超过1.5%的换算系数。按炸药量计算Qcf10Acf式中 Acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。按工作人员数量验算Qcf4Ncf=64 m3/min式中 Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，16人；4每人需风量，m3/min。按风速进行计算a.验算最小风量Qcf600.25Scb = 600.2510.28=154.2 m3/minScb= lcbhcf 70%=10.28b.验算最大风量Qcf604.0Scs=6049.12=2189 m3/minScs= lcshct 70%=9.12c.综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量Qcf605.0Scs=605.010.05=3015 m3/min式中 Scb采煤工作面最大空顶有效断面积，10.28m2;lcb采煤工作面最大控顶距，4.45m;hcf采煤工作面实际采高,3.3m；Scs采煤工作面最小空顶有效断面积,9.12m2；lcs采煤工作面最小控顶距，3.95m;0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s;70%有效通风断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s;5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。根据上述计算，按工作面温度计算时为风量最大，且满足风速要求，故设计5煤综放工作面需风量为：Q采=561m3/min柔性掩护支架工作面需风量每个采煤工作面实际需要风量，按照工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。按气象条件确定需要风量Qcf=6070%vcfScfkchkcl=6070%1.26.21.00.9=281.2m3/min式中 vcf采煤工作面的风速，按照采煤工作面进风流的温度从表6-2-1中选取，1.2m/s；Scf采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,6.2m2；kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表6-2-2；kcl采煤工作面长度调整系数，具体取值见表6-2-3；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。按照瓦斯涌出量计算Qcf=100qcgkcg =1001.91.4=266 m3/min式中 qcg采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（抽放矿井的瓦斯涌出量，除应扣除瓦斯抽放量进行计算），0.73m3/min;kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应该超过1%的换算系数。按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67qcckcc式中 qcc回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min;kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应该超过1.5%的换算系数。按炸药量计算Qcf25Acf=2518=450 m3/min式中 Acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，18kg；25每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min。按工作人员数量验算Qcf4Ncf=423=92m3/min式中 Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，23人；4每人需风量，m3/min。按风速进行计算a.验算最小风量Qcf600.25Scb = 600.254.32=64.8 m3/minScb= lcbhcf 70%=4.32b.验算最大风量Qcf604.0Scs=6044.32=1036.8m3/minScs= lcshct 70%=4.32根据上述计算，按炸药量计算时为风量最大，且满足风速要求，故柔性掩护支架工作面需风量为：Q采