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二水平延伸设计说明书

瓮安县青山煤矿

二采区延伸设计说明书

二〇一二年三月

情况简介

情况简介

瓮安县草塘镇青山煤矿为新建矿井，2010年底通过了矿井安全条件及安全设施的竣工验收，目前具备煤矿正常生产的各种安全条件，矿井生产能力将达到9万吨／年。

矿井依法取得了《采矿许可证》、《煤炭生产许可证》、《煤炭安全生产许可证》、《营业执照》和《矿长资格证》等证件，并均在有效期内，企业机构配备齐全，依法进行煤炭开采活动。

本矿开采的D煤层为缓倾斜煤层，采深不大，平均走向长度为1500m，平均倾斜宽度470m，故《开采方案设计》将全矿井划分为一个水平两个采区开采，水平标高为：

+925m。

采区开采顺序为首采11采区，布置一个工作面，后再开采12采区，布置一个工作面，依次类推；采区内为区段下行式开采。

因一采区首采面（1141工作面）已回采结束，1142准备工作面因煤层埋藏较浅煤质较差，不能开采，故经矿董事会及矿委会研究,决定延伸开采12采区（现命名二采区），因在开采过程中煤层的赋存条件及产状的变化,二采区水平标高定为:

+1006m。

为此，特编制二采区开采设计说明。

第一部分采区概况及地质特征

一、采区范围：

二采区采掘设计范围南至一采区下部断层构造带，北、东均至井田边界，西至原青山煤矿保安煤柱线，南北走向长度平均220米，东西倾斜宽度平均450米，面积约8万平方米。

二、与临近采区及地表关系：

二采区地表位于天堂村北西方向，大部分低山地斜坡，标高在+1075～+1100米，采区南东部属于山地斜坡，中部为低洼地段，标高在1045米，东部有少量村庄住房和一条山村公路，标高在+1070米至+1119米。

三、地质概况：

1、煤系特征：

区内主要含煤地层为二叠系上统吴家坪组第一段（p3W1）,为巷陆地边缘沉积，环境的细悄沉积岩夹上煤层的深积组合，细看沉积岩之岩性为泥岩粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩，局部地段偶夹岩质泥岩，状泥岩及南砾状岩，岩中普遍见即植物巷叶化石，含煤地层（P3w1）厚34—40m，一般用35m含煤一层（D煤层）其位于P3W1之顶。

2、构造类型：

地质构造复杂类型属中等偏复杂类型

断层：

矿区及外围断层较发育，填图工作中在矿区东南及北，东南共发现4条断层，分别F1，F2，F3，F4，其中F1，F4走向近东西向，F2，F3走向北西向，4条断层均对矿区煤层有较大的破坏作用。

四、水文地质条件及煤尘、瓦斯情况

（1）水文地质条件：

主要含隔水层，矿区地层内由老至新为茅口组、吴家坪组、长兴组、大冶组。

茅口组.灰至浅灰色厚层和块泥晶至粉晶灰岩，岩溶化作用强烈，地下水均一性较差，排泄集中，富水性较强。

吴家坪组第一段，

区内涌水量根据临近采区的开采资料分析，预计正常涌水量为10米3/时，最大涌水量为203/时。

（2）煤尘、瓦斯：

煤层自燃发火倾向为三类，煤尘有爆炸性，根据2010年瓦斯鉴定结果，矿井为低瓦斯矿井，故区内属低瓦斯矿井。

五、暂时停止1142采面回采的原因

原接计划接替的1142采面，运输、回风两顺槽掘进时煤层的实际揭露情况以及实测控制点标高，煤层埋藏较浅，离地表仅30米左右，属风化、氧化带煤层，煤质较差，开采价值低，开采成本高，且地质构造复杂，不能规划正规采面，故决定暂时不对此采面进行回采。

六、开采二采区的理由

1、由于原开采方案设计所依据的地质报告勘探程度较低，导致本矿开采方案设计中的煤层底板等高线与现在揭露煤层的实际情况有局部不相符，由此作出相应的调整。

暂停1142工作面的采掘工作，延伸开采二采区，朝西北方向布置接替采面，摸清下部煤层的赋存情况。

2、二采区靠近位于本矿区西北翼方向，开采后煤层赋存相对较稳定，煤质低中硫，高热值的烟煤，煤质较好且煤层稳定，深部开采对地表出地影响较小，对应地表为荒山缓坡，无居民住户。

第二章采区巷道布置

一、采区划分

本设计采区范围不大，采区走向长度平均220m，倾斜宽度450m，根据1141首采面掘进过程中所揭露煤层赋存情况看，该区段内构造发育，煤层赋存不稳定，考虑到运输通风以及开拓成本的合理经济，采区采用双下山掘进。

依据煤层赋存的条件以及《煤矿设计规范》和《煤矿安全规程》，作出二采区设计方案对比表（见表）。

优缺点

方案名称

优点

缺点

方案Ι一煤一岩下山布置

1、轨道下山布置在岩层中，不受采动影响，巷道压力小，易于维护，增加巷道服务年限。

2、轨道下山可不留设煤柱，因此煤炭损失小，资源回收率高。

3、下山布置在煤层中便于探明煤层变化情况，以便获得补足的地质资料。

4、从煤层自燃和瓦斯涌出量看轨道下山布置在岩层中安全可靠。

1、与两煤下山相比，一煤一岩上山掘进工作量增大，掘进费用提高，施工速度满工期加长。

2、采区准备时间长。

方案Ц两条煤下山联合布置

1、掘进工程量减少，费用降低，施工进度快。

2、工期短，采区形成快。

3、两条煤下山在掘进过程中，能更加详细地探明煤情况，获得更加细致的地质资料。

1、下山均布置在煤层中受开采影响，巷道维护困难，维护费用高。

2、煤炭损失量大，回收率低，巷道服务年限短。

3、不利于煤层自然，发火期短和瓦斯涌出量高的巷道。

4、增加辅助通风设施，加大巷道通风阻力。

方案结论和方案描述：

（一）、根据本采区的实际情况，采区储量较大，为提高煤炭回收率，应少留煤柱，减少巷道维修工程量，同时考虑开拓成本经济合算，宜采用一煤一岩下山，不宜采用两煤下山，所以本采区巷道布置采用方案Ӏ。

（二）、选用方案描述

1、下山位置，回风下山沿煤层真倾斜方向布置，用于探明本采区煤层变化及地质构造情况；轨道下山布置在煤层底板中方位275°，坡度-20°。

2、下山数目：

一煤一岩两条下山便能满足要求。

3、区段巷道布置：

（1）、集中运输大巷布置在＋975Μ水平，煤层中。

（2）、采区共分两个工作面：

1145、1146回风上山均在煤层中。

第二部分采区储量、生产能力及服务年限

第一章采区储量

一、计算范围：

南至一采区下部断层构造带，北、东均至井田边界，西至原青山煤矿保安煤柱线，南北走向长度平均220米，东西倾斜宽度平均450米，平面积约8万平方米。

二、计算方法：

本采区煤层厚度根据开采煤层推断和煤层钻孔资料，平均厚度为1.5米，平均倾角为15°，煤的容量1.4T/m3，采用综合算法算出本采区地质总储量17.39万吨，其中煤柱和地质损失3.48万吨，可供可采储量13.91万吨。

第二章采区生产能力及服务年限

一、采区生产能力

本二采区煤层平均厚度为1.5米，布置三个采面，即1145采面、1146采面、1144采面。

均为炮采工作面，采区首采工作面为1145采面，斜长度120米，走向平均长度220，采面平均可采储量为52670t。

1、回采工作面单产：

A=ILMVC=1.0×120×1.5×1.4×0.95×90%=215（吨）

式中：

A—工作面日产量；I—工作面推进度；L—工作面长度；M—采高；C—回采率0.95%；V—煤的容量1.4T/M3;K—循环采率90%。

（2）采区生产能力按一年300工作日计算为：

采区生产能力=215×300=64500

3、采区服务年限

T=E/A=13.91/6.45=2.16年

T—采区服务年限；E—采区可采储量；A—采区生能力。

第三部分采区巷道布置

第一章采煤方法选择

一、采煤方法选择：

本设计采区内煤层平均倾角15°，煤层平均厚度1.5米,根据煤层赋存情况和顶、底板岩性及实际使用效果采用走向长壁后退式采煤方法。

二、采煤方法参数的确定：

1、采高：

用一次采全高。

2、工作面长度：

本设计采区范围不大，倾斜长度平均120m，根据我矿目前生产技术水平和开采能力，为便于炮采，首采工作面长度初步确定为220米，回采长度初步为200米，以后在根据煤层地质构造变化再另行确定。

3、煤柱尺寸：

本采区轨道下山布置在采区西部边界，采区沿倾向划分为3个采面，为保证下一个采面的通风，上山留设20米煤柱，采区边界留设煤柱20米。

2、下山数目：

1145、1146工作面分别采用独立的通风系统，一条主岩石轨道下山作采区主提升，另有一进两回两条煤巷上山满足通风和行人要求。

3、区段巷道布置：

（1）、集中运输大巷布置在＋975m水平的煤层中。

（2）、各采面的回风上均为独立的沿煤上山与总回风连通。

（3）、区段运输下山和回风下山巷布置在煤层中。

（4）、区段运输顺槽布置在煤层中。

第四章开采顺序及采掘接替

一、煤层的开采顺序：

工作面沿走向采用长壁后退式开采，沿倾向采用上行式开采。

第一采面为1145工作面、第二采面为1146工作面、第三采面为1144工作面。

首先开采第一采面为1145采煤工作面，主轨道下山布置在1145面的西部，工作面运输巷和回风巷均沿煤层走向布置，运输顺槽在标高+975M开口；回风顺槽在标高+1006M开口。

二、采区准备巷道：

1、二采区主提升下山布置在岩层中，主运输平巷、1145回风巷、开切眼等工程量合计490m。

2、1146面运输巷、回风上山、开切眼及模压巷等合计工程量670米,计划半年完工。

3、1144回风上山、模压巷、运输巷、开切眼等巷道合计工程量350米，计划三个月完成。

4、1145采面形成后，准备1146运输巷。

三、回采工作面接替：

工作面接替顺序：

1145面→1146面→1144面。

第四部分采煤工艺

一、采煤方法

工作面回采采用单翼走向长壁后退式采煤法、爆破落煤、全部垮落法管理顶板回采工艺方式,工作面回采由北向南推进。

二、回采巷道布置

上部布置回风巷，下部为工作面运输机巷。

详见二采区巷道布置图。

三、煤层采高

由于该工作面煤层未探明变化，真厚度暂按1.5米，因此要求一次采全高。

四、落煤方式：

回采落煤方式采用爆破落煤。

采用电煤钻打眼，然后装药爆破。

炮眼深度为1.2米，爆破进度为1米,爆破材料选用三级煤矿许用炸药和煤矿许用瞬发电雷管。

1、炮眼布置

炮眼布置根据采高、煤层厚度及工作面顶板等情况确定炮眼采用“三花眼”布置。

附：

炮眼布置图

2、炮眼角度

为了避免爆破崩倒支架，打眼时应靠着支柱开眼，使眼底正处于相邻两柱之间。

炮眼与煤壁层面夹角一般50°~70°为，煤软取大值，煤硬取小值；炮眼在垂直煤壁的立面上与顶底板的夹角：

顶眼仰角为5°~10°,眼底距顶板0.1~0.5米,视煤层软硬及伪顶情况而定,以不破坏顶板为原则,顶板不稳定时,顶眼可平行顶板；底眼的俯角约10°~20°，眼底应接近底板，以防丢底煤和便于装煤。

（具体按炮眼布置图中规定执行）

3、装药量及联线方式

炮眼装药量根据煤层的坚固性及煤层结构等因素决定。

每眼装药量应适当，以节约炸药并提高块煤率。

一般底眼为150-450克，顶眼可酌情减少，顶眼、底眼装药量之比可取0.75∶1。

炮眼间用串联方式联线，先放底眼,后放顶眼。

4、爆破说明书

项目

内容

单位

数量

备注

电煤钻

型号

MZ-1.2

台数

台

2

炮眼

炮眼个数

个

50

三花眼（分段循环）计算

平均深度

米

1.2

炮眼总长

米

60

三花眼（分段循环）计算

炸药

炸药种类

乳化炸药

顶眼装药量

公斤

0.4

底眼装药量

公斤

0.4

平均装药量

公斤

0.4

循环总量

公斤

20.8

三花眼（分段循环）计算

吨煤消耗

公斤/吨

0.49

雷管

雷管种类

瞬发雷管

循环总量

发

50

三花眼（分段循环）计算

吨煤消耗

发/吨

0.51

炮泥

每眼炮泥充填长度

米

0.8