恩施州利川石家湾煤矿Ⅱ采区设计方案Word文档格式.docx

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含煤岩系赋存于二叠系上统吴家坪组底部（P2w1）。

由粘土岩、含硅质菱铁质岩屑泥岩、高炭质泥岩、含黄铁矿泥岩和煤层组成，岩性组合简单。

矿区北部十字路井田较厚，4.15～11.50米，平均7.67米；

南部迴龙井田较薄，3.61～7.48米，平均5.51米。

上覆地层：

上二叠统吴家坪组（P2w2）灰黑色含生物碎屑灰质泥质白云岩厚1.20m

——————————整合——————————

吴家坪组含煤段（P2w1）

⑴黑色高炭质泥岩厚0.10m

⑵黑色粉状、块状亮煤、半暗煤。

上部厚0.20米块煤；

厚0.78米

⑶灰黑、灰色粘土岩；

风化后呈灰白色，含星点状、小团块状黄铁矿；

厚1.86m

⑷紫红色、褐红色薄层状含硅质菱铁质岩屑砂岩，岩石致密、坚硬、易碎；

厚0.91m

⑸灰绿色含黄铁矿泥岩厚0.05m

下伏地层：

下二叠统茅口组（P1m）：

浅灰、灰色中——厚层状灰岩，含少量燧石结核。

厚＞5.0m

由上述可以看出，含煤岩系顶、底界线分明，对比标志明显。

上覆地层吴家坪组燧石结核灰岩、含生物碎屑灰质云岩，接触面平整；

下伏茅口组中——厚灰岩，接触面凸凹不平，灰岩表面溶蚀构造发育，平行不整合界面明显。

矿区煤系较薄且稳定，岩性、层序简单，含煤只有一层。

2、煤层特征

⑴煤层结构及厚度

矿区内煤层赋存于吴家坪组含煤段上部，可采煤一层，煤层呈厚状、似层状，与围岩呈整合接触，层位稳定。

据矿区采煤生产井统计结果，十字路井田见煤率100%，可采率96.28%；

迴龙井田见煤率100%，可采率95%。

矿区煤厚由北往南有薄（十字路7104线0.63米）——厚（十字路7101线0.76米）——（迴龙7203线0.49米）的趋势。

十字路井田煤层两极厚度0.33～1.41米，平均0.68米；

迴龙井田煤层两极厚度0.42～0.68米，平均0.55米。

十字路井田北部（7104线以北）煤层呈藕节状，大部分不可采。

迴龙井田南西部（7203线以南）硅质角砾岩取代煤系地层，煤层缺失，构成无煤区。

夹矸一般见于局部，一般呈条带状或不规则扁豆体，偶然沿走向长20～30米，厚0.1～0.3米，均为高炭质泥岩。

煤层倾向80～155°

，倾角8～25°

。

其直接顶板为黑色高炭质泥岩，间接顶板为黑色含生物碎屑灰质泥质云岩；

直接底板为黑色高炭泥岩，间接底板为浅灰、灰色中——厚层状灰岩。

⑵煤层厚度变化因素

井田煤层厚度的变化，皆系原生因素所致，构造对煤层厚度的影响不大，仅见局部。

如局部地段因构造运动的影响，煤层底板呈波浪起伏实褶皱现象，褶皱核部因受应力较弱，煤层变厚，两翼受应力较强，煤层变薄。

据井田生产井编录资料反映，原始沉积环境的差异是煤层略有变化的内在因素，煤层直接底板0.00～0.15米高炭质泥岩或粉砂质粘土岩，高炭质泥岩与煤厚呈负相关系，含粉砂质粘土岩与煤厚呈正相关系。

煤层特征表

含煤

地层

煤层

编号

平均煤

层厚度

（m）

层间距离

结构

可采性

视密度

（T/m3）

顶底板岩性

上二叠

吴家坪

煤组

0.75

简单

全区可采稳定

1.43

炭质页岩

3、煤质特征

⑴宏观煤岩类型

根据矿区生产井编录，宏观煤岩类型主要为亮煤，其次半暗煤，暗淡煤，其特征分述如下：

❶亮煤：

黑色，玻璃光泽至金刚光泽，贝壳断口，均一状结构，层状、似层状构造。

由于受构造动力挤压而破碎成叶片状、小碎片状及细粒状。

❷半暗煤：

黑色，似油脂光泽，内生裂隙不发育，断口参差不齐，似均一状结构，层状构造。

❸半亮煤：

深黑色，玻璃光泽至强玻璃光泽，断口参差不齐，碎片状、粒状结构，似层状构造。

❹暗淡煤：

黑灰色，块状，致密坚硬，油脂光泽，均一状结构，不平坦状及角砾状断口，裂隙不发育。

通过对比，矿区内煤层上部为半暗——亮煤，中部为亮煤，下部为亮煤——半亮煤——半暗煤，局部偶见暗淡煤。

因此，矿区内煤岩类型组合简单，较稳定。

⑵显微煤岩类型

显微煤岩组份分为有机组份和无机组份，有机组份主要包括凝胶类、无凝胶类、半焦炭化物质、焦炭化物质。

其中凝胶基质及镜煤约占70～80%；

无机组份为黄铁矿、粘土矿及其他矿物质。

⑶煤质工业分析

据矿区煤样分析结果，煤灰色为浅灰白——灰白色，含水份1.40～4.06%，平均2.21%；

灰份18.02～34.91%，平均25.24%；

挥发份5.65～8.70%，平均7.52%；

固定碳56.63～72.00%，平均66.79%；

全硫2.44～7.48%，平均4.46%；

发热量16.92～27.31MJ/kg，平均22.65MJ/kg。

属高硫、高灰份、中等发热量无烟煤。

煤质特征表

水份

（%）

MAD

灰分

AD

挥

发分

VDAF

固

定

碳

硫分

（%）ST.D

磷

（%）PD

发热量

QB.AB

MJ/KG

灰

熔

点

（°

）ST

粘结指数G

胶质层厚度

煤种

吴家坪

2.21

25.24

7.52

66.79

4.46

22.65

高硫高灰份中等发热量无烟煤

三、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性

1、瓦斯

根据湖北省煤矿瓦斯等级鉴定中心2012年12月29日提供的《煤矿瓦斯鉴定证书》绝对瓦斯涌出量为0.33m3/min，属瓦斯矿井。

2、煤尘爆炸性与自燃倾向性

根据中煤科工集团重庆研究院2013年1月30日提供的自燃倾向性鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告，煤层自燃倾向等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层；

煤层无煤尘爆炸性。

四、水文地质

1、区内含（隔）水层（岩组）由新至老依次分述如下：

矿区以煤炭沟为界分为南北两块段。

十字路井田位于北部地块—煤炭沟至茅子坝地块上；

迴龙井田们于南部甘溪河——煤炭沟地块上。

矿区内沟谷纵横，岩溶发育，地表分水岭由北东转南西分布。

北西呈陡坡——陡崖接甘溪河，南东呈缓坡接天池河。

矿区内岩溶主要分布在P2C、T1d2地层，其中岩洼地、槽谷、漏斗、溶洞、石芽、孤峰发育。

地形最高标高1683.4米，最低1325米，相对高差358.4米。

地块中部岩溶、溶隙发育，既是含水层储水空间，又是降水下渗通道。

地形坡向南东，与地层倾向基本一致，有利于地下水、地表水的排泄。

矿区分布含水层组均处于区域地下水补给区内。

其特点如下：

（1）T1d2含水层组片状分布于斜坡地带，岩溶发育，接受补给条件好，地下水以垂直下渗为主，进入含水层深部。

（2）分布广泛的灰岩裂隙、岩溶CP2（+P2w4）大部分裸露地表，降水下渗较为有利，下渗后基本由北西向南东泾流，至天池坝季节性河流附近呈小流量泉水排泄，大部分向深层泾流。

（3）P2w2含水层呈窄条带状分布于陡坡地表，岩溶水发育，不利于降水下渗，其富水性弱，泾、流、排条件差。

（4）P1m含水层组仅在矿区外围及局部地段出露，补给方式以集中注入式为主，地下水渗入含水层深部，地下水面低于当地侵蚀基准面，该地下水不会影响矿井生产。

2、矿区含水层与隔水层

根据矿区各岩性组合特征，地表水、地下水出露情况，矿区含水层组有Q、T1d2、P2C+P2w4、P2w2、P1m；

隔水层组有T1d1、P2w3、P2w1。

各含（隔）水层组特征如下：

（1）第四系含碎亚粘土、亚砂土及近代矿产开发矿渣堆积弱含水透水层组（Q）。

厚0.00～10.00m

（2）三叠系下统大冶组下部薄至中层灰岩，强岩溶化，富水性强含水层组（T12d）。

厚＞50.00m

（3）三叠系下统大冶组底部薄层状泥岩、页岩夹薄层泥质灰岩，隔水层组（T1d1）。

厚11.18～13.75m

（4）二叠系上统长兴组、吴家坪组四段（P2C+P2w4）中一厚层灰岩含水层组。

厚85.00～340.00米，迴龙井田内见泉水零星出露，泉流量6.84～18米3/日。

溶隙、节理发育，透水性强，富水中等。

（5）二叠系上统中部（P2w3）黑色炭质泥岩和含炭硅质岩互层，隔水层组。

厚10.70～22.80米。

层位较稳定，隔水性强，局部地表时含浅层基岩裂隙水。

（6）二叠系上统吴家坪组下部（P2w2）深灰色含燧石结核灰岩，含水层组。

厚10.10～19.20米。

该层岩溶、节理裂隙不发育，矿坑涌水量表现不大。

（7）二叠系上统吴家坪组底部（P2w1）含炭质泥岩、煤层、粘土岩，隔水层组，厚3.61～7.48米，层位稳定，隔水性好。

（8）二叠系下统茅口组（P1m）厚层灰岩强溶化含水层组

厚＞50.00m。

综上所述，P2w2含水层为煤层顶板直接充水含水层，P2w4+P2C为煤层顶板间接充水含水层。

矿区地表水不发育，地下水的主要补给源为大气降水，补给单一。

矿坑水多为由顶板滴水积聚，煤层底板为粘土岩，隔水性好，底板一般无地下水进入矿坑。

但底板厚度薄，少数矿坑直接底板极薄时开采剥离，矿坑水通过P1m灰岩层中溶洞排泄。

在南部迴龙井田向斜附近，P1m含水层中下地水极有可能进入矿坑，补给矿坑水。

另外，还有老窑积水，储水量稳定具有突发性。

因此，矿区水文地质条件中等（矿井正常涌水量2m3/h，最大涌水量5m3/h）。

一、地质资源储量

Ⅱ采区二叠系煤层的地质储量估算，根据上水平揭露的煤层实际估算，Ⅱ采区平均走向长1008m，平均倾向长320m，煤层平均厚度0.75米，容重1.4t/m3,测算地质储量为33.87万吨，可采储量为30.5万吨。

可服务3年4个月。

一、矿井工作制度

矿井年工作日330天，“早中”两班制作业。

二、采区设计生产能力

本采区设计生产能力9万吨/年，Ⅱ采区布置二个采煤工作面，四个掘进工作面，满足矿井生产的需要。

三、采区服务年限

根据矿井生产能力，该采区服务年限为：

30.5÷

9＝3.4年。

巷道布置和断面（详见Ⅱ采区设计巷道布置平面图和巷道断面图）

该采区在轨道下山每隔80米掘一甩车场落平，落平后掘区段车场，在区段车场前分别掘南北石门，见煤后先掘轨道下山和回风下山联络巷，再沿半煤岩掘区段南北运输平巷，区段南北运输平巷掘至矿井边界留足30米保安煤柱，开始沿煤层倾向向上掘工作面开切眼。

该采区在+1336米水平落平后掘采区车场，在采区车场北侧掘采区水仓、泵房和管子道。

车场前掘石门，见煤后向北沿煤掘30米与回风下山贯通，形成通风系统。

一、采煤方法

该采区走向长壁式采煤方法，工作面采用截煤机落煤，风镐辅助落煤，工作面落下的煤采用V3溜槽溜煤，人工攉煤，全部垮落法管理顶板，工作面用DZ10—25/80型单体液压支柱和HDJA—1000型金属铰接顶梁支护。

二、采掘工作面机械装备

根据我矿现有的技术及地质条件，采煤工作面切眼遇煤层薄时掘进采用风钻打眼破底；

煤巷掘进工作面采用电钻割底煤，风镐落上部块煤，人工装煤。

1、掘进工作面机械装备

岩巷掘进工作面采用ZY28式风钻打眼，钻爆法施工，耙斗机装岩，矿车轨道运输。

掘进通风选用选择型号为FBDNO5／２×

5.5ＫＷ局部通风机2台，风量为140～235ｍ3/min。

防爆开关2台，型号分别为QBZ-80/380、QBZ-200/380

2、采煤工作面机械装备

工作面配备MJ—37型截煤机，额定电压660V，额定功率37kW，配备风镐4把。

一、通风系统

1、矿井主扇风机选用两台FBCDZ-6-№13／2×

30 

型防爆对旋式轴流通风机2台，一台工作，一台备用。

主要扇风机风量为700—1250m³

/min,负压650-110mPa,能满足矿井通风需要。

2、轨道、回风下山掘进选择型号为YBT-5.5ＫＷ局部通风机二台，一台工作，一台备用，每台风量为90～180ｍ3/min。

区段运输平巷和回风平巷选择型号为FBDNo5/2×

5.5kw局部通风机2台，一台工作，一台备用，每台风量为140-235m³

/min。

选用风筒直径为40cm，通风方式为压入式通风。

3、局部通风机必须安设在距回风口大于10米的支架牢固顶板完好的地方，且必须上架安设，实行专人挂牌管理。

4、掘进工作面风量必须按每人每分钟不得少于4m3配足。

5、各地点施工风流的流向

⑴Ⅱ采区轨道下山施工：

+1392米运输巷（新鲜风流）→局部通风机→Ⅱ采区轨道下山工作面→Ⅱ采区轨道下山（乏风）→+1392米运输巷→Ⅱ采区回风下山石门→Ⅱ采区总回风巷→Ⅰ采区回风上山→矿井总回风巷→回风斜井→主扇抽出地面。

⑵Ⅱ采区回风下山施工：

+1392米运输巷（新鲜风流）→局部通风机→Ⅱ采区回风下山工作面→Ⅱ采区回风下山（乏风）→Ⅱ采区总回风巷→Ⅰ采区回风上山→矿井总回风巷→回风斜井→主扇抽出地面。

⑶201工作面施工：

+1392米运输巷（新鲜风流）→Ⅱ采区轨道下山→+1380米区段石门→+1380米区段南巷→201工作面→+1392米区段南巷→Ⅱ采区总回风巷→Ⅰ采区回风上山→矿井总回风巷→回风斜井→主扇抽出地面。

⑷202工作面施工：

+1392米运输巷（新鲜风流）→Ⅱ采区轨道下山→+1380米区段石门→+1380米区段北巷→202工作面→+1392米区段北巷→Ⅰ采区回风上山→矿井总回风巷→回风斜井→主扇抽出地面。

⑸各个区段巷和工作面开切眼的施工：

均在Ⅱ采区轨道下山各个区段甩车场上端10米以上安装局扇和起动设备，回风风流从各个区段联络巷流向Ⅱ采区回风下山→Ⅱ采区总回风巷→Ⅰ采区回风上山→矿井总回风巷→回风斜井→主扇抽出地面。

二、防尘系统

1、地面设有消防水池，容量为200m3。

2、工作面防尘由地面消防水池通过水管铺设到工作面，工作面装载点设置喷头进行洒水降尘。

3、调整风量进行通风降尘。

三、运输系统

运煤系统：

工作面采下的煤经V3区段运输巷矿车内，人工推车至区段车场，Ⅱ采区轨道下山JTB1.6×

1.0绞车提升到+1392运输巷，CCG1／600防爆柴油机车运到主井井底车场，地面JT1.6×

1.2绞车提升到地面。

运矸系统：

掘进工作面的矸石经耙碴机装入矿车后，区段运输平巷由人工调车推至井底车场，Ⅱ采区轨道下山和Ⅱ采区回风下山绞车提升到+1392米运输巷后，机车运到主井井底车场，地面绞车提升到地面。

运料系统：

各种材料和设备的运输与运煤或运矸方向相反。

四、供电系统

1、矿井供电实行井上、下供电分开，井下供电做到“三专”且中性点不接地。

2、工作面供电由井下中央变电所→井下馈电开关→各个用电地点控制开关。

五、排水系统

1、考虑到Ⅱ采区水泵房（+1336米）到+1392米运输巷的高差只有59米，因此选择型号DY6-25×

3即可满足需要。

2、Ⅱ采区最大涌水量为5m³

／h,正常涌水量为2m³

／h。

水仓容量设计为50m³

3、工作面顶、底板渗水、巷道积水，通过巷道水沟自行流到Ⅱ采区水仓，由Ⅱ采区水仓水泵排至+1392米运输巷水沟，通过+1392米运输巷水沟自流至主井井底水仓，由主井井底水仓水泵排出地面。

六、通讯及信号系统

1、工作面及局部扇风机安设位置处必须安设能与矿调度室、绞车房、车场等地点联系的通讯电话。

2、电话机型号为KTH[HBZ（G）-1]型矿用本质安全型壁挂电话。

3、工作面的电话必须随时保证能够正常使用，以便及时将工作面的各种情况汇报给相关部门。

4、工作面运输设备的信号装置采用127V矿用防爆型声光组合信号装置。

5.所设置的信号必须灵敏、清晰可靠，其信号统一规定。

六、压风系统

1、地面安装V-6／8型空压机2台，一台工作，一台备用。

2、主要巷道敷设直径83×

4mm无缝钢管，各个区段巷和采煤工作面敷设直径53×

3.5mm无缝钢管。

第六节监测监控系统

1、矿井安装了KJ70N型煤矿安全监测系统，配备了2台监控主机（一台备用），一台声光报警器，一台UPS不间断电源（2小时），打印机一台，数据接口2台（一台备用）。

安装KJ70型监控分站6台，另备用1台。

2、Ⅱ采区各个作业地点均按规定安装甲烷传感器。

一、巷道断面和支护形式

Ⅱ采区轨道下山布置在全岩中，巷道取直，并且尽量一个坡度施工，采用裸巷掘进，喷浆支护。

特殊地点用金属支柱或料石发碹支护。

回风下山布置在半煤巷中。

巷道断面和支护形式见附表3-1，巷道工程量见附表3-2。

二、巷道掘进进度指标

生产期间巷道掘进进度指标确定如下：

轨道下山全岩巷掘进70m/月

回风下山半煤巷掘进60m/月

区段运输平巷掘进70m/月

三、巷道掘进

为了加快施工进度和实现机械化作业,每个掘进头施工配备YT28型风动凿岩机二台、ZWY-80/15、16、19型装岩机一台。

掘进通风选用FBDNo5/2×

5.5kw和YBT-5.5ＫＷ局部通风机2台，一台工作，一台备用。

主要巷道断面表表3-1

巷道名称

断面形式

支护形式

净断面（m2）

轨道下山

三心拱

喷浆支护

5.26

回风下山

梯形

工字钢梯形支护

4.32

区段运输顺槽

切眼

矩形

单体液压支柱

2.8

巷道工程量汇总表表3-2

工程量（m）

断面

（m2）

支护

形式

岩性

坡度（°

）

轨道下山上部

车场、绕道

125

5.28

喷浆

全岩

4‰

342

-12°

322

工字钢梯形

半煤巷

-10°

1380、1365、1350区段车场、石门

270

7.48、5.28和4.32

喷浆和工字钢支护

全岩和半煤巷

轨道下山下部车场、石门

50

7.48和4.32

Ⅱ采区水仓、泵房

+1380米区段南巷

420

500

201工作面切眼

80

202工作面切眼

说明：

达产时二个工作面生产，工程量2239m，其中岩巷717m，半煤巷1522m。

工期为12个月。

采区风量计算及分配

矿井采用中央并列式通风系统，由+1392米水平运输巷进风→Ⅱ采区轨道下山→进入区段运输巷→工作面→+1392米区段回风南北巷→Ⅰ采区回风上山→矿井总回风巷→回风斜井→风井回风。

矿井通风方式采用机械抽出式，主扇风机选用两台FBCDZ-6-№13／2×

掘进工作面采用局部通风机送风。

一、风量计算及分配

按《煤矿安全规程》规定方法计算如下：

（一）按同时下井人数需要风量计算

Q矿井=4NK矿通=4×

80×

1.2=384m3/分

（二）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算

1、采煤实际需要风量

各回采工作面实际需要风量从以下几方面计算，取其中最大值。

（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：

Q1=100（67）qk=100×

0.76×

1.45=110.2m3/min

式中q：

工作面正常生产时的绝对瓦斯涌出量0.76m3/min

K：

备用系数取1.45

（2）按工作面温度计算：

Q=60vS=60×

1.3×

3=234m3/min

（3）按工作面每班工作人数最多计算：

Q=4n=4×

45=180m3/min

（4）按最低风速验算，工作面最小风量：

Q＞15S=15×

3=45m3/min

（5）按最高风速验算，工作面最大风量：

Q＜240S=240×

3=720m3/min

（6）确定工作面实际需要风量:

工作面实际需风量为：

234m3/min，两个工作面共470m3/min。

2、掘进实际需风量

设计有独立通风掘进头4个，按局部通风机实际风量配风，每台取150m3/min。

4个掘进工作面共600m3/min。

3、硐室实际需要风量

设计只有机电硐室，按机电设备运转发热量配风60m3/分。

4、其它井巷实际需要风量

Q其它=60m3/分

矿井的总进风量为：

Q矿=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）×

K矿通

=（470+600+60+60）×

1.2

=1428m3/分

根据上述方法计算，取最大值作为矿井的总进风量。

Q矿=1428m3/min=23.8m/s

通过以上计算，现有主扇风机能力实测风量为1573m3/min或26.2m/s。

能满足矿井通风要求。

为了确保煤矿安全生产，必须认真贯彻“安全第一”的生产方针，遵循“预防为主，综合治理”的原则，严格执行《矿山安全法》、《煤矿安全规程》以及有关安全技术政策、指令、规定，克服麻痹思想，时时刻刻警惕隐患的出现并及时消除，根据本采区具体特点，提出如下安全技术和管理预防灾害措施。

一、瓦斯预防措施

1、加强通风管理，提高通风质量。

通风系统设置的构筑物，应能有效分控制风流，不得随意拆除。

2、不使用的联络巷与一切废巷等，必须及时密闭。

3