矿区11#层424盘区设计说明书Word下载.docx
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方案Ⅱ
优点
1、不影响14#层422盘区开拓。
2、掘巷工程量较小（1450m）。
1、南井主扇停转，便于通风管理。
2、南井区作为大井的一个盘区管理，通风系统简单。
3、需要整修的巷道较小（共计1100m）。
缺点
1、南井为负压通风，大井为正压通风，通风系统不合理，管理困难。
2、当一个井发生通风事故，造成风机停转，必将影响另一井通风系统，不利于矿井管理。
3、需要整修的巷道较长（共计4800m）。
1、需要掘巷工程量较大（共计2900m）。
因此，从安全高效生产角度考虑选择方案Ⅱ。
第一章盘区概况及地质特征说明书
第一节盘区概况
一、位置、范围及四邻关系、储量
大斗沟矿位于大同煤田向斜中段的东南翼，属同煤集团口泉矿区，地理位置居大同市西南，直距21Km，现在行政区属大同市南郊区口泉乡、高山乡。
盘区开采水平为1200水平，盘区煤田东至11#层416辅盘区边界，南至碾子沟旧村，西至燕子山井田边界，北至段家小村及段家小村变电站。
盘区走向长2100m，倾向长1000m，工业储量400.9万吨；
可采储量293.7万吨。
二、可采煤层垂深、水系及井上下对照关系
11#层424盘区地面标高1280～1372.1m，地表垂高200～300m。
水系有十里河、马脊梁沟均距本井田较远，地表水一般不会补给井下，区内沟谷发育，地表植被稀少，有利于大气降水的排泄，只有一小部分沿裂隙流入上覆煤层采空区，采空区积水是井下涌水的主要来源之一，当遇到塌陷裂隙与采空区积水勾通后，对井下采煤可能造成一定危害。
地面北部有段家小村变电站及高峰煤矿和段家小村，南部有碾子沟旧村，东北部有五九煤矿工业广场，“大马”公路穿越，区内无村庄。
11#层424盘区位于大斗沟矿井田西部，井田范围内为平缓的丘陵地形，洪水冲刷切割剧烈，东北向沟谷发育，切割深度一般在10—20m。
全区地形为东南高，北部低，最高处在东部边界，标高1372.1m，最低点位于井田中部冲沟内，标高1280m，相对高差98m，地面大部分为耕地及幼树，无地层出露。
第二节地质特征
一、地质构造
1、地层年代：
盘区所采煤层属侏罗系大同组（J2D）11#层，煤层厚度2.2～4.06m，平均2.96m。
2、煤层赋存情况：
11#层424盘区南部、南西部及北部煤层较薄，厚度在2.2～2.29m之间，厚度较稳定，靠近煤层顶部有一层夹石厚0.15～0.20m，在盘区南东部煤层较厚，厚度在3.04～4.06m之间，煤层倾角1～3°
。
3、断层：
根据高峰小窑井下实测，靠近北部揭露一条走向60°
，倾向150°
，落差为3.5m的正断层，由于煤层为2.0m左右，对工作面掘进影响较大。
在掘进过程中，工作面还可能遇到一些落差较小的断层。
4、火成岩：
盘区北西部边界发育一南东向玄武岩墙，宽5～20m。
二、煤层与煤质
1、煤层顶底板岩性和层间距
老顶：
中粗砂岩含石英、长石、云母，黑色，致密坚硬，厚度12.93～23.44m。
直接顶：
灰色细砂岩含粉砂岩，节理发育，性脆，厚度3.34～8.71m。
伪顶：
局部有伪顶为粉砂岩，层理发育，易垮落，厚度0～0.68m。
直接底：
粉细砂岩互层，性脆含煤线。
2、盘区煤层煤质属2#弱粘结煤。
煤质表
灰份（%）
水份（%）
挥发（%）
含硫（%）
含磷（%）
热量（卡）
11#煤
15
8.5
35
1.5
0.05
5900
三、瓦斯、煤尘
瓦斯绝对涌出量1.17m3/min，相对涌出量7.01m3/t。
煤尘有爆炸危险，爆炸指数为30～32%；
有自燃发火现象，最短自燃发火期为六个月。
四、水文地质
1、含水层、隔水层发育情况
距本区北部6.5km有十里河，距本区西2.5km处有马脊梁沟，煤田内部呈低山丘陵，沟谷发育，相对高差200～300m，井田中部低四周高。
本区大气降水，平均降水量约420mm，风化壳含水层在沟谷低洼地段富水性较好，层间裂隙含水层含水性极弱。
2、含水层的突水性补给关系及通道与地表水的联系
区内沉积岩厚达数百米，岩石胶结致密，裂隙少，且纵横方向上连通性差，影响含水层相互间的水力联系，加之降水量少，又无常年性地表径流及大型地表水体，因此地下水补给来源贫乏。
煤田内部，大范围内水文地质条件简单。
煤层开采后塌陷裂隙沟通了各含水层的水力联系，也是地表水的良好通道。
3、断层导水性
断层与裂隙可导通各含水层的水力联系。
4、最大及正常涌水量及邻近小窑积水情况
根据11#层南井区开采情况分析，本区最大涌水量0.14m3/min，正常涌水量0.08m3/min。
目前本区内北部小窑积水量不大，盘区掘进前加强排放。
五、盘区地质勘探程度及存在问题
1、勘探程度
区内有地质钻孔6个。
井下从11#层～14-3#层施工部分地质孔，对14#煤层赋存情况，顶、底板岩性基本控制。
2、存在问题
矿小窑科2004年至2006年间曾六次间断性对邻近高峰小窑井下现场实测，目前所掌握的小窑井下资料不够精细，不能反映全部实际情况。
因该小窑曾在2002年井下着火，可能有有害气体存在，掘进时加强探巷。
第二章盘区准备
第一节盘区范围及储量
一、盘区几何尺寸、面积及盘区边界依据
南井区走向长2100m，倾向长1000m，面积2.17km2。
南井南东部（原南井402盘区）与大井14#层422盘区相邻，该区82409、82411工作面70万吨煤可通过14#层422盘区82201、82203布置暗斜井上到11#层直接开采。
二、盘区工业储量及可采储量
盘区工业储量400.9万吨，可采储量293.7万吨，其中综采可采出煤量248万吨。
第二节盘区设计生产能力及服务年限
一、工作制度
盘区内布置1个综采工作面，2个掘进队，1个技措队。
采掘工作面均采用四·
六制工作制度，一个检修班、三个生产班。
二、年设计生产能力及依据
盘区采用一个综采队进行工作面开采，工作面长118m～140m平均120m，采高平均为2.2米，按圆班9刀煤计，年生产320天（搬家天数为30天）计算。
A=L×
L1×
H×
r×
c×
T
=120×
（0.6×
9）×
2.2×
1.3×
0.95×
320
=56万吨/年
式中：
A——年生产能力；
L——工作面长度；
L1——日推进度；
H——采高；
r——煤层容重；
c——回采率；
T——年生产天数。
两个手工及两个机掘队组为开采准备，掘进煤量按回采煤量的15%计算，年掘进产量8万吨，盘区设计生产能力64万吨/年。
三、服务年限
T=Z/A×
K
T——服务年限；
Z——可采储量；
A——年生产能力；
K——生产备用系数，取1.4。
盘区综采设备，年产按设计能力70万吨/年
T=Z/（A×
K）=293.7/（64×
1.1）=4.2
本设计盘区共计服务年限4.2年。
第三节盘区巷道布置
一、主要巷道布置方案
盘区巷道从大井14#层422盘区掘14#层422辅巷（运煤兼进风）至南井1016运输巷处，巷道属半煤岩巷，长度1450m，断面3.2×
3m2，再与1016运输巷立交处施工做一个溜煤眼，并构回风系统巷；
掘14#层422-1辅巷（运料兼进风）与南井11#层1016运输大巷通过暗斜井贯通，巷道属半煤岩巷，长度1450m，断面3.2×
3.0m2。
二、盘区巷道及煤层开采布置形式
1、盘区巷道布置、断面
14#层422辅巷在与1016运输巷立交处施工做一个溜煤眼，过南井1016运输巷后继续向前掘进140m，然后沿14#层平行于南井1016大巷掘进通过暗斜井上11#层，掘进11#层424辅巷，过火成岩墙后拐弯平行火成岩墙掘11#层424巷至矿界保护煤柱。
14#层422-1辅巷与南井11#层1016运输大巷通过小斜井贯通，清理1016运输巷，过火成岩墙后拐弯平行火成岩墙掘11#层424-1巷至矿界保护煤柱。
从溜煤眼附近清理1016回风巷，过火成岩墙后拐弯平行火成岩墙掘11#层424-2巷至矿界保护煤柱。
11#层424巷断面3.2×
3m2，424-1巷断面3.2×
3.0m2，424-2巷断面3.2×
2、工作面顺槽巷道布置
工作面采用双巷布置，一条为运料巷兼回风巷，断面3.2×
3.0m2，另一条为机轨合一巷兼进风巷，断面4.2×
3m2，工作面切眼断面6.0×
三、车场形式及装车点位置、盘区溜煤眼及装载峒室
14#层422-1辅巷每隔300米左右选择顶板完整、底板平缓处作一平车场，在与南井11#层1016运输大巷联通暗斜井上部变坡前、下部落平后各作一平车场。
盘区溜煤眼位于14#层422辅巷与南井1016运输大巷立交处，溜煤眼直径3m，垂深14m，可存煤70t。
在溜煤眼下部做一装载峒室，安装K4给煤机一台给煤机，上14#层422辅巷皮带机到14#层422盘区皮带。
四、盘区内煤矸运输和辅助运输、通风及排水
工作面采出的煤通过盘区皮带机到溜煤眼到14#层422辅巷皮带机，上14#层422盘区皮带机，然后并入422盘区运输系统。
在14#层422-1辅巷及11#层424-1巷内增设多部JD-25型绞车，材料暗斜井增设28KW双速回柱绞车提升物料。
掘进工作面使用局扇通风，回采工作面全风压独立通风系统。
在11#层424盘区铺设4吋与原南井1016大巷4吋水管碰接,将水排至南井主井底水仓，利用南井原有排水系统进行排水。
五、巷道断面尺寸及支护形式
1、巷道断面尺寸
根据煤厚选择采煤设备以确定巷道规格。
该区煤层厚度为2.0～3.6m，可采用我矿现有zzs6000/17/37型液压支架及配套综采设备进行开采。
巷道规格为：
工作面机轨合一巷4.2×
3m2，回风运料巷3.2×
3.0m2，切眼6.0×
2、支护形式
（1）按悬吊作用理论计算锚杆参数：
①锚杆长度计算
L＝KH＋L1＋L2
L——锚杆长度，m；
K——安全系数，取K＝2；
H——冒落拱高度，m；
L1——锚杆深入稳固岩层深度，取0.4m；
L2——锚杆外露长度，取0.1m。
H＝
B——巷道掘进宽度，取4.2m；
f——岩石坚固性系数，取f＝3。
＝0.7m
L＝2×
0.7＋0.4＋0.1＝1.9m
②锚杆支护排间距计算
a＝
a——锚杆支护排、间距，m；
Q——设计锚固力，68.6KN；
r——被悬吊岩石密度，砂岩取25KN/m3。
＝1.4m
（2）按组合梁理论计算锚杆参数
L=L1+L2+L3
L——锚杆长度m；
L1——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
L2——锚杆有效长度m；
L3——锚杆锚固段长度，一般取0.9m；
L2≥0.5B（K1q/δT）1/2
式中：
L2——锚杆有效长度m；
K1——抗拉安全系数取3～5；
q——组合梁上所受的均布载荷取2.8KN/m2
B——巷道开拓宽度，取4.2m；
δT——岩石抗拉强度取50MPa
则：
L2≥0.5B（K1q/δT）1/2≥0.5×
4.2（3×
2.8/50）1/2≥0.86M
L=L1+L2+L3=0.1+0.86+0.9=1.86M
②锚杆间距排距计算，间排距相等，设为a
a≤0.0458d（L2T/K2ｑB）1/2
a——锚杆间排距m；
d——锚杆杆体直径㎜；
T——杆体材料抗剪强度，取120MPa；
K2——顶板抗剪安全系数，取3～6
q——组合梁上所受的均布载荷取2.8KN/m2
a≤0.0458d（L2T/K2ｑB）1/2
≤0.0458×
22×
（0.086×
120/6×
2.8×
4.2）1/2
≤1.22m；
通过以上计算，选用∮22×
2200锚杆，孔距0.8M，间距0.9M。
当顶板结构不稳定或遇断层及破碎带等地质构造，采用架设工字钢棚进行加强支护，棚距0.8米。
六、采掘比及掘进率
盘区巷道工程量表
巷道类别
单位
按巷道岩性分
合计
岩巷
半煤岩
煤巷
准备量
盘区巷
米
——
2900
2300
5200
过断斜井
200
其他硐室
50
100
回采巷道量
19500
小计
250
21850
25000
11#424盘区设计总工程量21000米，设计布置4个综采工作面，计算出煤量248万吨。
掘进率=设计总工程量/采出煤量
=25000/248
=100.8（m/万t）
七、移交生产时巷道工程量及其工期
移交生产时14#层422辅与422-1辅巷道已构成，溜煤眼及系统巷均已形成。
1016运输巷及1016回风巷整修完毕，并且11#层82401面圈出。
1016运输巷及1016回风巷整修完毕，共计整修巷道1100m。
移交生产所需巷道工程量表
3400
5750
8900
第四节采煤方法
一、矿井现有盘区采煤方法简介
我矿现有两个综采队，主要开采14#层416盘区，14#层422盘区为准备盘区。
两个综采队全部为综合机械化开采，有四个机掘队为其圈面。
二、采煤方法选择、顺槽巷道布置几何尺寸和回采工艺、回采率
选择采煤方法：
第一，根据煤层厚度；
第二，根据顶板岩性冒落难易程度；
第三，能够适应机械化开采，提高劳动效率。
根据本区煤层厚度为2.0～3.6m，煤层赋存稳定，地质构造简单，工作面选择单一走向长壁式综合机械化采煤法。
首采11#层82401工作面，走向长度1400m，倾向长度118m。
其中机轨合一顺槽断面4.2×
3m2，回风顺槽断面3.2×
3.0m2，切眼断面6.0×
回采工艺：
工作面采用采煤机割煤，液压支架支护顶板，刮板输送机运煤。
根据11#层开采情况一般顶板可以自行垮落，如不垮落超过规定时采用人工强制放顶，使顶板充分垮落。
采煤机采用双向割煤，往返一次割两刀。
采煤机进刀方式采用两端头斜切进刀，移架工作按采煤机前进方向依次顺序进行，移溜滞后移架6～15m，溜子弯曲段长度不小于15m，移过的溜子必须保持平、稳、直。
回采率：
工作面回采率93.5%，盘区回采率84.6%。
三、工作面设备选型
采煤机：
MG300/700-WD型
液压支架：
ZZS-6000/17/37型
刮板输送机：
SGZ830/630型
转载机：
SZB764/132型
破碎机：
PCM-110型
胶带输送机：
SSJ-1000/200型
移动变电站：
KBSGZY-1000型
乳化液泵：
WRB-200/31.5型
四、巷道工程量
本设计盘区共布置工作面4个综采工作面，总巷道工程量为21000米。
首采面设计为11#层82401工作面，盘区开采采用后退式开采。
五、劳动组织作业方式和循环数、推进度及工作面支护与顶板管理
本区实行专业工种追机制，正规循环作业，生产班每班三个循环，每日9个循环，推进5.4米。
工作面采用综合机械化开采，液压支架支护顶板。
工作面顶板压力估算：
P=k×
M×
R
k—顶板压力估算一般取采高的4～8倍，按取8倍计算；
M—采高，平均采高按2.2m；
R—顶板岩石平均容重，2.6（t/m3）。
得：
P=8×
2.6×
9.8=448（KN/m2）
每个支架的支护强度：
6000
P′=—————=743（KN/m2）
1.5×
5.38
6000——ZZS6000型液压支架工作阻力；
1.5——液压支架支护宽度；
5.38——液压支架最大控顶距。
通过计算，液压支架支护强度大于工作面顶板压力估算，满足支护需要。
工作面开采后，采空区顶板采用如下方法进行管理：
第一，工作面初次放顶，即当工作面推进超过25m，古塘悬板仍不垮落，采用人工强制放顶；
第二，步距放顶，随着工作面推进当古塘悬板面积超过5×
10m2，同样采用人工强制放顶；
第三，工作面按三区五线制布置矿压仪表进行连续观测工作。
第三章通风与安全
第一节通风
一、通风方式和通风系统的选择
南井区划归大矿11#层424盘区进行开采，由大井主扇负责向11#层424盘区的供风。
通风系统是从大井的14#层422盘区向南井11#层1016运输巷补掘两条进风巷道，南井现有的1016运输巷、1016回风巷及主、副两斜井作为回风巷，并停止南井主扇，使大井与南井通风系统合并，通风方法为压入式。
矿井的通风方式为混合式。
二、风量计算与分配：
1、11#层424盘区在正常生产情况下，布置综采工作面一个、备采面一个、机掘工作面两个，风量分配计算如下：
（1）综采工作面一个910m3/min
（2）备采工作面一个460m3/min
（3）机掘工作面两个460*2m3/min
（4）变电所1个100m3/min
（5）11#1016尾巷200m3/min
（6）11#1016溜煤眼尾巷150m3/min
附：
1、综采工作面配风计算：
①按气象条件确定需要风量：
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温=607×
1.5×
1.0×
1.0=910m3/min
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min
Q基本=工作面平均控顶距×
工作面实际采高×
70%×
适宜风速（不小于1m/s）
=（4.52+5.12）/2×
3.0×
0.7×
60=607m3/min
K采高——回采工作面采高调整系数，（2.5~5.0m取1.5）
K采面长——回采工作面长度调整系数，（80~150m取1.0）
K温——回采工作面温度调整系数，（＜20°
C取1.0）
②按回采工作面回风流中CH4的浓度不超过1%的要求计算：
Q采=100×
q采×
KCH4=100×
0.31×
2.5=77.5m3/min
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min
q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取0.58m3/min（11#80117工作面瓦斯绝对涌出量07年鉴定为0.31m3/min）
KCH4——回采工作面瓦斯涌出不均衡通风系数。
（正常生产时连续观测1个月，瓦斯最大绝对涌出量和瓦斯平均绝对涌出量比值取2.5）。
③按工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q采=60×
V采×
S采
V采——采煤工作面风速，m/s
S采——采煤工作面的平均断面积，m2。
S采=60×
4.82×
0.7=607m3/min
④按回采工作面同时作业人数计算需要风量：
每人供风≮4m3/minQ采=4×
N=4×
40=160m3/min
N——工作面最多人数
⑤按风速进行验算：
60×
0.25×
S采＜Q采=910<
4×
S采，Q采=910符合风速要求
S采——采煤工作面的平均断面积，m2。
⑥确定综采工作面需风量为：
Q采=910m3/min
2、备用工作面配风计算
备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需风量的50%，
Q备≥1/2×
Q采=1/2×
910=455m3/min
3、掘进工作面配风计算：
①、按照瓦斯涌出量计算
Q掘=100×
k掘×
q瓦m3/min
q瓦——掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，取相临11#50412掘进巷瓦斯绝对涌出量0.22m3/min。
Ｋ掘——瓦其斯涌出不均衡通风系数，取2.5。
2.5×
0.22=55m3/min
②、按局
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