一采区扩大采区设计说明书Word格式文档下载.docx
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情
况
概述：
一采区扩大采区及邻近有32、33、22三条勘探线、勘探孔7个，各勘探孔情况见表：
孔号
煤层
见煤底
板标高
煤厚
终孔
层位
覆盖层
厚度
基岩
封孔质量
备注
3225
二2
-362.86
3.4
P1S
246.62
144.73
已封孔
在采区内
3203
-355.70
256.8
127.8
封孔材料无记录
在采区外
3208
-372.83
3.8
246.95
154.35
2202
-377.42
3.2
294.5
112.6
2201
-415.37
1.57
313.99
132.34
2307
-402.06
2.05
337.5
104.2
3317
-394.84
2.03
305.7
117.85
第三节地层及标志层
一、地层
一采区扩大采区设计开采二2煤层，该煤层赋存于二叠系山西组地层中部，山西组主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成，厚度约120m。
该组地层与下伏石炭系上统太原组呈整合接触，与上覆下石盒子组呈整合接触。
二、主要标志层
L11灰岩（K3标志层）：
位于太原组顶部，主要为生物碎屑灰岩，全区稳定，该处厚度为2.1m，以含大量海百合茎、腕足、蜓等海相生物化石为主要特征。
K4标志层：
位于下石盒子组底部，为灰绿色-浅灰绿色鲕状铝质泥岩，含大量菱铁质鲕粒，局部有紫红色斑块及灰黑色斑点。
厚度为10.68m~14.75m，平均12.48m，层位稳定，易于对比。
第四节地质构造
一采区扩大采区存在一向斜，走向近NW。
2101-1轨顺实际揭露四条断层，分别为F2101-1-04、F2101-1-03、F2101-1-02、F2101-1-01，落差为0.4～2.0m。
东翼胶带大巷揭露Fdj-1、Fdj-2两条断层，落差都为2.0m，二维地震勘探发现区内有两个断点F014、F042，落差8m。
该区未进行三维地震勘探。
各断层情况见:
《一采区扩大采区断层一览表》。
一采区扩大采区断层一览表
编号
构造
性质
产状（褶曲轴面）
实见位置及控制情况
走向
倾向
倾角
（º
）
落差
（m）
F2101-1-04
正断层
155
65
45
1.6
2101-1轨道顺槽通尺413m，控制较可靠
F2101-1-03
160
70
40
1.0
2101-1轨道顺槽通尺303m，控制较可靠
F2101-1-02
185
275
35
2.0
2101-1轨道顺槽通尺271m，控制较可靠
F2101-1-01
180
90
50
0.4～1.0
2101-1轨道顺槽通尺81m，控制较可靠
Fdj-1
250
340
55
东翼胶带大巷R33点处，控制较可靠
Fdj-2
70～80
160～170
东翼胶带大巷E2点处，控制较可靠
F014
8
二维地震控制断点，控制可靠性差
F042
第五节水文地质特征及充水因素
一、一采区扩大采区水文特征
一采区扩大采区水文地质条件中等，该采区内主要直接充水含水层为二2煤层顶底板砂岩裂隙水（Ⅱ3），富水性较好。
本采区除二维地震勘探发现区内有两个落差8m的F014、F042断点、2101-1轨道顺槽及东翼胶带大巷实际揭露的6条断层外，上述断层都在采区边界，该区未进行三维地震勘探。
本区间接充水含水层L11灰岩上距二2煤底50~54.5m，通过底板改造，一般对回采不会产生大的影响，但在底板裂隙发育处局部微细裂隙有导通的可能性。
断层附近裂隙带富水，需要留够防水煤柱。
该处覆盖层厚246.62~337.5m，二2煤至基岩面106.6~158.15m。
二、一采区扩大采区主要充水因素
（一）二2煤层顶底板砂岩裂隙水（Ⅱ3），该段砂岩厚约40m，富水性较好，是采掘工作面的直接充水水源。
（二）采区内没有钻孔揭露L11灰岩，参照一采区2105钻孔揭露L11灰岩资料，该区L11灰岩厚度2.1m，由于上距二2煤54.5m，底板改造后，在底板裂隙发育处，局部微小裂隙有可能导通灰岩水。
（三）断层附近裂隙带局部富水，要留够防水煤柱，防止断层裂隙带突水。
三、防治水建议及措施
（一）采掘过程中对区内钻孔、小断层加强底板改造，这样可以在提高安全可靠性的前提下提回采率，穿越钻孔时，应加强观测，防止钻孔突水。
（二）工作面形成后要进行底板改造工程。
（三）工作面下山施工时，低洼处要开挖泵坑，并配备满足要求的排水设备。
（四）设计时应尽可能减少排水级数，防止一处出现水患而影响整个一采区扩大采区（如停电、局部突水等）。
第六节煤层技术特征
一、煤层技术特征
根据区内2个钻孔及邻近5个钻孔的资料，一采区扩大采区二2煤层煤厚变化为1.57m~3.8m，平均煤厚2.78m，二2煤层煤厚全区可采，可采性指数Km=1.0。
煤层厚度变异系数r=S/M×
100%=31.3%，属较稳定煤层。
煤层倾角1~15°
，平均5°
。
二、瓦斯
瓦斯含量较低（一般小于0.5cm3/g），且为吸附型瓦斯，属瓦斯矿井。
三、煤尘
2002年经国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心鉴定城郊煤矿-495m水平二2煤层无煤尘爆炸性。
四、煤层自燃
为三类不易自燃煤层。
五、地温
本开采区二2煤底板温度30.7℃～31.5℃。
六、地压
97.5～110kg/cm2。
煤 层 顶 底 板 岩 性 表
类别
岩石名称
厚度（m）
平均
主要岩性特征
顶
板
直接顶
砂质泥岩
0~3.68
2.81
灰黑色，光滑细腻，含少量植物化石碎片。
老顶
细粒砂岩
中粒砂岩
1.53~2.88
2.28
灰白色，以石英为主，长石次之，硅质胶结，含泥岩条带，偶见黄铁矿薄膜。
底
直接底
粉砂岩
6.58~14.56
10.76
灰白色~灰黑色，主要成分为石英，长石次之，层面见云母碎片，夹砂质泥岩条带和黄铁矿薄膜，硅质胶结，斜层理发育。
老底
7.56~20.36
14.25
灰色-灰黑色，主要成分为石英、长石，层面见云母碎片和黄铁矿薄膜，泥质胶结，上部见水平层理，下部含泥质团块，含砂质，泥质条带。
区内变化情况
一采区扩大采区二2煤层直接顶板多为砂质泥岩，厚度0m~3.68m，平均2.81m，局部为细砂岩。
第七节地表特征
采区范围内地面村庄有东大营、西大营、三台阁、杜园和311国道等。
区内地形平缓，地面标高为+32.04m～+32.88m，地表均为第四纪黄土层覆盖。
工作面回采后，地面将出现塌陷区，对地面建筑会造成一定程度破坏。
第八节煤质
物理
特性
颜色
光泽
硬度
容重
煤岩类型
黑色
似金属
0.9～2.0
1.47
光亮型为主
少量半亮型
工业
指标
wf
Ag
Vr
FCr
Sg
Pg
QfD吨
y
工业牌号
0.61
9.75
8.66
0.53
7869
WY
3307
0.7
12.94
7.83
0.43
7542
0.91
15.63
8.24
0.48
7793
一采区扩大采区煤质特征表
第九节采区存在问题及建议
一、一采区扩大采区地面村庄较多，随着采区的掘进及回采仍有可能造成地表塌陷，影响建筑物安全。
二、本采区工作面顺槽下山施工时，施工过程中遇到断层或裂隙发育处，涌水量较大，应做好排水工作。
三、钻孔均无透检资料，封孔质量难以保证，因此采掘过程中应加强观测，防止钻孔突水。
断层附近裂隙带局部富水，要留够防水煤柱，防止断层突水。
四、该区未进行三维地震勘探，有关构造分布以二维地震为准，掘进过程中会有小断层出现。
五、一采区扩大采区的首采面K2101综采工作面南段通过一个向斜，要采取有效的顶板管理、防治水和防倒防滑措施，确保安全回采。
第三章采区设计方案的确定
第一节方案的提出、确定
根据采区边界和采区内断层情况以及储量情况，经讨论、论证，提出多个设计方案，后经研讨确定两个较为经济、合理的方案。
一、方案Ⅰ
根据一采区扩大采区范围及地质情况，在东翼胶带大巷内开口，按189°
方位沿煤层施工工作面顺槽，工作面沿煤层伪倾方向布置，避免因工作面仰采坡度过大而造成片帮、冒顶等安全隐患。
采煤工作面采取走向长壁回采。
一采区扩大采区从大巷开口，准备工程量为0。
采区共设计2个综采工作面，加上后期煤柱，可采储量150.1万吨。
二、方案Ⅱ
由于2101-1轨道顺槽车场、2101-1轨道顺槽、2101-1胶带顺槽出煤联巷均已封闭2年，施工巷道前上述巷道需要进行返修，返修工程量626.31m，返修工期为3个月。
根据一采区扩大采区范围及地质情况，一采区扩大采区胶带巷在2101-1胶带顺槽出煤联巷距101-1P7点8.75m处开口，按333°
方位沿煤层施工293.08m，再沿284°
方位沿煤层施工225.11m至末部联巷；
一采区扩大采区轨道巷在2101-1轨道顺槽距101-1G11点22.42m处开口，按333°
方位沿煤层施工15.82m，再沿284°
方位沿煤层施工225.11m至末部联巷。
工作面沿煤层伪倾方向布置。
一采区扩大采区胶带巷总长度685.50m,其中利用2101-1出煤联巷167.30m，其机头硐室作为4.2m宽矩形断面，净断面面积11.76m2，剩余段巷道为3.2m宽矩形断面，净断面面积8.96m2；
一采区扩大采区胶带巷另施工518.2m，设计巷道4.2m宽矩形断面，巷高不低于2.8m，净断面面积11.76m2。
一采区扩大采区轨道巷利用2101-1轨道顺槽车场222.04m作为车场。
一采区扩大采区轨道巷总长度477.69m，其中利用2101-1轨道顺槽186.78m，巷道3.2m宽矩形断面，巷高不低于2.8m，净断面面积8.96m2。
一采区扩大采区轨道巷另施工290.91m，设计巷道4.2m宽矩形断面，巷高不低于2.8m，净断面面积11.76m2。
一采区扩大采区范围设计1个联巷，设计巷道工程量34.8m；
联巷设计断面4.2m宽矩形断面，净断面面积11.76m2。
准备巷道总工程量为843.91m，均为煤巷。
一采区扩大采区共设计2个综采工作面，加上后期煤柱，可采储量142.7万吨。
三、投入与产出比较
方案Ⅰ初期投入预算0万元，搬迁费用1.4亿元（建筑物搬迁费1.2亿元，道路修复01.亿元，土地复垦0.1亿元），按照每吨盈利534元计算，可盈利：
150.1×
0.85×
534-14000=5.4亿元；
方案Ⅱ初期投入预算329万元搬迁费用1.4亿元（建筑物搬迁费1.2亿元，道路修复01.亿元，土地复垦0.1亿元），按照每吨盈利534元计算，可盈利：
142.7×
534-14000=5亿元。
方案Ⅰ初期投入预算小于方案Ⅱ4000万元。
经过城郊煤矿相关工程技术人员的探讨、研究、论证，确定选用方案Ⅰ进行一采区扩大采区的设计开采。
另根据永煤控股〖2012〗102号文批复精神，对方案Ⅰ进行了修改完善。
第二节设计方案
一、设计原则
本次设计遵循以下原则进行
（一）综合机械化采煤为主的原则。
（二）系统简单、可靠，便于管理的原则。
（三）提高采区防灾、抗灾能力的原则。
二、设计依据
（一）煤矿有关法律法规。
（二）煤矿安全规程、煤矿综采采区设计规范。
（三）永煤集团股份有限公司采区（工作面）设计、投产验收管理办法。
（四）城郊煤矿矿井接替规划。
（五）城郊煤矿一采区扩大采区方案讨论结论（按方案Ⅰ进行设计）。
二、巷道布置
（一）采区总体布置情况
根据一采区扩大采区范围及地质情况，在东翼胶带大巷、东翼轨道大巷南侧开口布置工作面，工作面沿煤层伪倾方向布置，避免因工作面仰采坡度过大而造成片帮、冒顶等安全隐患。
（二）其他辅助巷道
无。
详细巷道布置见一采区扩大采区巷道布置平面图（方案Ⅰ）（1：
2000）。
第三节工程量、工期及初期投入预算
一、工程量
采区准备巷道总工程量为0。
二、工期
设计工期为0。
首采工作面预计2013年5月底圈出工作面。
三、初期投入预算
初期投入预算0。
第四节首采工作面的选择及原因
一、首采工作面选取K2101工作面。
二、选取原因：
（一）根据一采区扩大采区底板等高线图，该工作面仅存在1个落差8m的F042断点，但是在该断点延伸方向84m处的2101-1工作面并未揭露该断点，该断点的影响预计较小。
（二）该工作面四边煤柱边界规整，便于布置综采工作面，掘进、回采工艺简单。
（三）该工作面从东翼胶带大巷、轨道大巷开口，无准备工程量，能快速形成工作面并达到设计生产能力。
综上，选择该K2101工作面为采区首采工作面比较合适。
第四章采煤方法及工艺、设计能力、服务年限
一、采煤方法：
采用走向长壁后退式采煤法。
二、采煤工艺：
综合机械化采煤，一次采全高。
三、采区设计能力
（一）工作面单产
工作面平均面长：
L＝180m
工作面日推进度：
I＝1.8m
煤层采高：
M＝2.3～3.2m
煤的容重：
r＝1.47t/m3
工作面回采率：
C＝0.95
工作面单产：
A1＝L×
I×
M×
r×
C
＝180×
1.8×
（2.3～3.2）×
1.47×
0.95
＝1041～1448（t/日）
（二）采区单产
根据本采区设计为单翼倾斜布置采区，共2个面，采区工作面依次回采，回采期间只能一个工作面生产，采区单产即为工作面单产。
即：
采区单产为：
A综＝A1＝1041～1448（t/日）
（三）采区生产能力
AS（综）＝330k1×
A1/10000
＝330×
1.1×
（1041～1448）/10000
＝38～53（万t/a）
采区设计能力按50万t/a计算，各生产系统按50万t/a的规模进行配备。
（四）采区服务年限
T＝CZ/AS
＝150.1÷
＝3.002（a）
第五章采区安全生产系统
第一节主运输系统
一、主运输路线
各工作面煤流→各工作面胶带顺槽→东翼胶带大巷→主井底二号煤仓→主井→地面。
二、一采区扩大采区运煤方式
一采区扩大采区各工作面顺槽的胶带机直接与东翼胶带大巷胶带机搭接，满足一采区扩大采区50万t/年需要。
第二节辅助运输系统
一、一采区扩大采区各采掘工作面紧邻东翼轨道运输大巷，可直接通过轨道大巷辅助运输。
二、人员运输路线：
副井→东翼行人上山架空乘人装置→东翼轨道大巷→采掘工作面。
材料、设备通过10t架线电机车或8t防爆蓄电池电机车直接运入就近车场，运输路线：
副井→东翼轨道上山→东翼轨道大巷→采掘工作面就近车场。
采掘工作面矸石、杂物直接倒入就近车场，通过轨道运输系统升井。
三、工作面需求材料、设备每次最多2车，进出综采设备及液压支架等大型设备每次1车，出矸每次最多2车。
东翼轨道大巷运输系统可服务矿井一翼，运输量能够满足一采区扩大采区生产要求。
第三节排水系统
一、根据地质部门提供的地质说明书，回采工作面正常涌水量80m3/h，最大涌水量200m3/h，掘进工作面正常涌水量50m3/h，最大涌水量100m3/h。
最大排水高度为40m。
二、采煤工作面选用二台MD155-30×
2型水泵作为主排水，单台排水量为155m3/h，排水高度60m。
三、工作面顺槽掘进期间敷设排水管路至少为一趟DN150和一趟DN100，回采期间工作面顺槽敷设排水管路至少两趟DN150和一趟DN100管路。
排水路径为从工作面排水点将水排到东翼轨道大巷的水沟内。
四、在工作面顺槽低洼处适当的地点按照规定的规格设置泵坑。
第四节通风系统
一、矿井通风现状
目前矿井通风系统为混合式，共有三大通风系统，即北风井、东风井和西风井系统。
一采区扩大采区由东风井担负其供风任务。
北风井井筒为直径5.0m，井深424m，装备梯子间。
安装FBCDZ№26/2×
355型对旋轴流式风机两台，流量为62～157m3/s，流量为:
78～196m3/s，静压：
188～4840Pa，电机功率2×
355kW,电压6kV，转速1470转/分。
叶片角度调整范围-9°
～+6°
东风井井筒为直径5.0m,井深495m,装备梯子间。
安装两台FBCDZ№30/2×
560型对旋轴流式通风机。
流量为:
70～250m3/s，静压：
400～5000Pa，电机功率2×
400kW，电压6kV，转速740转/分。
叶片角度调整范围-6°
西回风井：
井筒净直径5.0m，井深499.5m，装备梯子间。
西风井目前装配2套FBCDZ№28-2×
450型对旋轴流式主要通风机，流量为:
194～4987Pa，电机功率2×
450kW,电压6kV。
叶片角度调整范围-15°
二、通风线路、风量配备
（一）通风线路
根据一采区扩大采区巷道布置方式，利用合理的通风设施，采用新鲜风流从东翼轨道大巷进入一采区扩大采区，再进入各工作面轨道顺槽，到各工作面。
乏风由工作面胶带顺槽至东翼胶带大巷，再回到东南翼胶带大巷，至东风井回风石门，至东风井。
地面→副井（主井）→东翼轨道运输上山→一采区扩大采区工作面轨道顺槽→工作面→工作面胶带顺槽→东翼胶带大巷→东南翼胶带大巷→东风井回风石门→东风井→地面。
采区通风方式为分区通风，各采掘工作面均采用独立通风，回采工作面采用U型通风。
新鲜风流由东翼轨道大巷进入工作面轨道顺槽，清洗工作面有害气体及粉尘后，再进入工作面胶带顺槽，回入东翼胶带大巷，再回到东南翼胶带大巷，至东风井回风石门，至东风井。
详见一采区扩大采区通风系统图。
（二）采区风量配备
1.综采工作面风量计算
（1）按照瓦斯涌出量计算
Q采=125×
q采×
KCH4
其中：
Q采——采煤工作面需风量，m3/min
q采——回采工作面瓦斯的平均绝对涌出量，根据2011年瓦斯等级鉴定结果，取0.64m3/min；
KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取大值，KCH4=1.5。
代入数据得：
0.64×
1.5=120（m3/min）
（2）按工作面气象条件计算
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温
其中Q采——采煤工作面需风量，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=60×
工作控顶距×
工作面实际采高×
70%×
适宜风速
K采高——回采工作面采高调整系数，取K采高=1.1；
K采面长——回采工作面长度调整系数，取大值，K采面长=1.3；
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数，取大值，K温=1.5；
3.64×
2.78×
1.2=510
Q采=510×
1.3×
1.5=1094（m3/min）
（3）按回采工作面最多同时作业人数计算
Q采=4×
N
Q采——采煤工作面需风量，m3/min；
N——工作面最多人员，取47人；
47=188（m3/min）
（4）按炸
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