煤矿采区设计Word文档格式.docx
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区内无大地表水体，冲沟发育，主要有夹沟、寨孜沟等。
多呈树枝状分布。
大暴雨时洪水猛涨，时间较短，旱季断流干涸，民井多分布在村庄附近，一般作为生活饮用水及农田灌溉，西部马涧河两岸第四系松散层中水量丰富，区内无泉水出露。
（二）含水层与隔水层组合特征
依据地层、岩性、构造、含水性与贮存条件和埋藏特征等，划分为如下含水层和隔水层，由老至新分别简述如下：
1）、中、下奥陶统灰岩含水层
为灰、深灰、灰黑色隐晶质石灰夹薄层泥灰岩，广泛分布于浅部，揭露厚度一般46m左右。
6605孔在孔深153.40～155.57m遇见直径2.17m的溶洞，漏水严重。
6605孔马家沟灰岩和太原群灰岩混合抽水结果：
水位下降2.23m。
涌水量3.14L/s，单位涌水量1.074L/s.m，渗透系数3.711m/d，水位标高262.50m，水质类型为HCO2－CaMg型。
矿化度0.314克/升，PH值8.10。
上述资料表明，该层岩溶裂隙发育极不均一，其含水性及透水性亦有差异，属岩溶裂隙承压水。
为二1煤层间接充水含水层。
2）、本溪组铝土岩隔水层
由铝土岩、铝土质泥岩组成，厚度4.0～12.00m。
层位稳定，岩石致密。
节理裂隙不发育，正常情况下，可阻隔太原群下段灰岩和奥陶统灰岩含水层的水力联系。
3）、太原群下段灰岩含水层
由L1～L4灰岩组成，间夹薄层泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层。
揭露厚度10.54～15.87m，一般12.5m。
中部6605孔于117.50～118.30m遇溶洞，直径0.80m，漏水严重，该层多被第四系地层所覆盖，出露条件差，分布零星、岩溶裂隙发育极不均一，为岩溶裂隙承压水。
该层距二1煤层底板一般61.38～69.03m左右。
4）、太原群上段灰岩含水层
由L6～L9灰岩组成，其中L6和L7灰岩发育完整，层位较为稳定，据12个钻孔统计，灰岩厚度1.43～13.60m。
一般9.38m左右，未发现涌、漏水现象。
据6601孔抽水资料，水位下降41.42m，涌水量0.234L/s，单位涌水量0.00565L/s·
m，渗透系数0.052m/d。
水位标高259.70m，含水性中等，水质为HCO3－CaMg型水，PH值6.9。
矿化度0.314克/升，该层距二1煤层底板一般15m左右，为二1煤层底板直接充水含水层。
5）、二1煤层底板隔水层
该层位于太原群上段灰岩与二1煤层之间。
以泥岩、砂质泥岩为主。
据11个钻孔统计，厚度3.90～12.30m，一般8.43m左右，层位较稳定，正常情况下，可阻止太原群上段灰岩水进入二1煤层矿床。
6）、山西组灰岩含水层
由二1煤层之上的中粗粒砂岩组成，以大占和香炭砂岩为主，一般有砂岩1～4层，厚度1.10～34.27m。
未发现涌漏水现象，含水性弱，属孔隙裂隙承压水。
该层为二1煤层顶板直接充水含水层，因此，山西组砂岩之孔隙裂隙水可直接进入二1煤层矿床。
7）、下石盒子组砂岩含水层
由2～3层灰白色层状，中粗粒长石英砂岩组成，间夹泥岩，砂质泥岩，为一些互不发生水力联系的含水岩组，砂岩厚3.0m～25.0m。
其中砂锅窑砂岩较稳定，其它常相变为砂质泥岩或尖灭，嵩山井田6803孔抽水，涌水量1.3L/s。
单位涌水量0.1L/s•m，渗透系数0.816m/d，水位标高321.64m，属孔隙裂隙承压水，水质为HCO3－CaMg型水。
PH值7.25，矿化度0.404g/L。
8）、第四系砂砾石含水层
以冲积、洪积和坡积为主的砂、砾石含水层。
据6601孔抽水结果，水位下降28.04m，涌水量0.608L/s，单位涌水量0.0217L/s·
m。
渗透系数0.185m/d。
静止水位深度19.83m，水位标高286.95m，为孔隙潜水，水质为HCO3－CaMg型水。
PH值7.95。
矿化度0.373克/升，水温17.5℃。
（三）断层对矿床充水影响
断层和断层带一般富水性、导水性较强，对矿床充水具有一定影响，对地下水的运移、赋存和阻隔起了控制作用。
根据核查报告，在技改矿井范围内未发现断层存在，尽管如此，采煤过程中，如发现小型断层仍应引起高度重视，以免发生水患。
（四）地下水、地表水与大气降水之间的关系
大气降水是地下水和地表水的主要来源，动态变化完全受降水因素所控制，具有明显的季节性和周期性，井田内沟谷发育，大气降水易于排泄，对地下水的补给不利。
各含水层的含水性除与构造、岩性条件有关外，主要与出露地表的位置和面积大小有关。
中、下奥陶统灰岩出露面积大，大气降水升补给量大，故含水性较强，山西组砂岩和太原群灰岩大部分为第四系地层所覆盖，不能直接受大气降水补给，因而补给条件差，含水性较弱。
（五）水文地质类型的确定
二1煤层顶板山西组砂岩和底板太原群上段灰岩直接充水含水层补给条件不佳，富水性差，水文地质条件属中等类型。
（六）矿井涌水量计算
矿井+125水平目前的实际涌水量为Q正常＝166m3/h。
采用比似法推测矿井Q正常＝280m3/h，Q最大＝560m3/h（含上部水平）。
设计x采区正常涌水量60m3/h，最大涌水量150m3/h配置排水设施。
第二章采区布置及装备
第一节采区储量计算
一、地质资源储量
xx采区内二1煤层经资源储量估算，x采区内共查明122b资源储量1083万吨，111b－4
（2）资源储量14万吨，可资源采储量共计为1097万吨。
二、工业资源储量
xx采区内二1煤均为可采煤层，勘探精度达到要求，故该采区二1煤层工业储量为1097万吨。
三、永久煤柱
1、村庄保护煤柱
本采区地面为xx村农田，不再考虑留设保护煤柱。
2、采空区边界煤柱：
采区以东界为矿井边界煤柱损失56万吨。
3、采区范围内水库堤坝煤柱：
堤坝煤柱损失24万吨。
4、国道煤柱：
损失152万吨。
5、采区下山巷道煤柱：
损失52万吨
综上，采区各类煤柱284万吨。
四、可采储量
采区设计利用储量=采区保有工业资源储量（1097万吨）减去—各类永久煤柱（284万吨）=813万吨。
采区设计可采储量=采区设计利用储量813万吨×
采区回采率0.85
采区可采储量为：
691万吨
第二节采区设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井年工作日330天，“三八”制作业。
二、采区设计生产能力
本矿井设计生产能力xx万吨/年，整个矿井布置一个采区、一个采煤工作面，满足矿井生产的需要，即：
采区设计生产能力xx万吨/年。
三、采区服务年限
根据采区生产能力，考虑1.4的储量备用系数，该采区服务年限为：
691÷
1.4÷
xx＝xx年。
第三节采区开拓方式
综合考虑井下实际情况，本着有利于生产，尽可能利用原有井巷工程，以获取最佳经济效益，设计筛选出如下两个方案进行分析比较。
方案Ⅰ：
采区内岩L7灰岩布置两条下山，皮带下山和轨道下山，分别从现有－70车场和x采区皮带下山向下做两条下山，每隔120米施工一个中部车场，由中部车场向两翼分别施工煤层底板岩石集中巷，由集中巷施工采面上下顺槽联巷进行回采。
本方案设计年产量为xx万吨，本设计方案的总工程量为67493m，其中，岩巷26198m，煤巷41295m。
达产时一个工作面生产，工程量9815m，其中岩巷5485m，煤巷3610m，半煤岩巷720m。
1、皮带下山：
巷道总长度1120m，巷道斜巷坡度-19°
巷道设计净宽度3900mm，净高度3000mm，矩形巷道。
2、轨道下山：
巷道总长度1060m，巷道斜巷坡度-19°
巷道设计净宽度3900mm，净高度3150mm，矩形巷道。
3、轨道中部车场：
车场长度110m，设计净宽度3400mm，矩形巷道。
4、采区水仓，采区水仓布置到x采区－370m水平L7灰岩中，采用锚网喷支护，地质条件发生变化时采用锚网喷、锚索联合支护。
x采区水仓有效容量400m3，x采区内的正常涌水量60m3/h，4h的正常涌水量240m3，x采区水仓容量为400m3，大于x采区4h的正常涌水量240m3，能满足规程要求。
5、轨道集中巷长1480m，巷道宽度3000mm，高度2400mm，梯形巷道；
6、皮带集中巷长1505m，巷道宽度3000mm，高度2400mm，梯形巷道；
7、首采面为2201工作面，前期总工程量840m。
其中下顺槽300m，上顺槽300m，下顺槽联巷35米，上顺槽联巷35米，切眼长度170m。
方案Ⅱ：
在x采区和23采区中间施工一对立井，布置上下山开采，每隔120米施工一个中部车场，由中部车场向两翼分别施工煤层底板岩石集中巷，由集中巷施工采面上下顺槽联巷进行回采。
总工程量为50160米，其中岩巷26600米，煤巷23500米。
达产时工程量为：
6800米，其中岩巷4060，煤巷2740米。
1、主立井长度为640米，副立井长度为620米。
D=5.0m，S=19.6m2，用于提升煤炭。
副立井：
D=6.0m，S=28.2m2，H=620m。
用于提升矸石、人员、材料和设备等辅助提升，并作为矿井安全出口之一。
2、轨道上山：
巷道总长度950m，巷道斜巷坡度19°
3、皮带上山：
巷道总长度920m，巷道斜巷坡度19°
4、2215轨道集中巷：
巷道长度1380米，巷道宽度3000mm，高度2400mm，梯形巷道。
5、2215皮带集中巷：
方案比较：
优点：
1、充分利用了现有系统，达产时工程量比方案二少935m；
2、施工难度较小，施工速度较快；
3、达产时，整体工期比方案Ⅱ短。
缺点：
1、无法为23采区生产提供条件。
2、同时施工的掘进头较多，生产协调较复杂，运输压力较大。
优点：
1、形成了相对独立的生产系统，有利于提高生产能力。
2、为23采区生产提供基础，利于长远发展；
1、前期施工工程量较大，达产工期较长；
2、立井施工难度大，需由外单位施工。
3、需留设保护煤柱，可采储量损失约157万吨。
通过以上比较，采区投产后，开拓方案Ⅰ优于开拓方案Ⅱ，不仅有利于提高生产率，而且运输成本大大低于开拓方案Ⅱ，因此从技术上和经济利益方面开拓方案Ⅰ明显优于方案Ⅱ，因此选择方案Ⅰ，首采面为2201工作面，开拓方案见附图，剖面图见附图。
开拓方案技术经济比较表表2－3－1
序号
项目
单位
方案及比较
方案Ⅰ
方案Ⅱ
Ⅱ比Ⅰ
1
施工条件
运输条件
容易
困难
差
施工进度
快
慢
2
保护煤柱
万t
157
多157
3
主要开拓巷道个数
个
4
6
多2
开采水平标高
m
-300
相同
5
投产工作面个数
16
可比部分井巷工程量
25400
26600
多1200
7
可比部分井巷工程投资
万元
8900
17900
多9000
8
建设工期
月
19
28
多9
第四节采煤方法及采掘工作面机械装备
一、采煤方法
本采区二1煤层厚度0～6m，平均2.8m。
二1煤属不稳定型中厚煤层，煤层倾角18～25°
，平均倾角20°
，煤层顶底板均较软，属典型的三软煤层，顶板易于跨落，煤层冒放性较好。
本区域内有8个钻孔，平均煤层厚度为3.56m。
二1煤呈灰黑色，似金属光泽，以粉状产出为主，组织疏松，抗碎强度低。
本矿井属低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险，煤层不易自燃。
根据xxx矿近年厚煤层开采技术现状，结合井田煤层赋存及开采技术条件，设计认为本区二1煤采煤方法适用炮采，当煤厚达到4m时适用炮采放顶煤法。
据煤层及顶底板岩层条件，顶板管理方式为全部垮落法。
支护选用DZ22-30/100型单体液压支柱，其主要技术参数为：
支护高度1.44～2.24m，额定工作阻力300KN，额定工作液压38.2MPa，初撑力118～157KN。
顶梁选用2.4m长π型钢梁，一梁三柱，排距0.8m，柱距0.6m。
采区内工作面布置采用走向长壁式后退式开采。
二、采掘工作面机械装备
根据我矿现有的技术及地质条件，采煤工作面切眼采用两部40（改）型溜子运输，运输巷采用2～3部40（改）型溜子运输，运输集中巷（下底板岩巷）采用650型皮带运输；
煤巷掘进工作面采用电钻打眼，钻爆法施工，人工装煤，17型溜子运输；
1、掘进工作面机械装备
煤巷掘进采用钻爆法掘进，配备ZMS-12煤电钻2部，一部SGB420/40刮板输送机运煤。
煤电钻综保1台，型号为KZB-4/127。
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DBKJ-2×
11KW型对旋轴流式局部扇风机1台。
使用防爆开关4台，型号分别为QBZ-80/660、QBZ-200/660
2、采煤工作面机械装备
工作面配备MZ2—1.2型煤电钻3部，额定电压127V，额定功率1.2kW；
SGB420/40刮板输送机两部，额定电压660V，额定功率40kW，输送量150t/h。
使用防爆开关2台，型号为QBZ-200/660；
使用煤电钻综保1台，型号为KZB-4/127.
下巷配备SGB420/40刮板输送机2台，额定电压660V，额定功率40kW，输送量150t/h；
下底板岩巷使用650㎜胶带输送机一部，型号DSG65/20/2×
55KW，输送量200t/h。
（电机根据实际情况可能调整为22KW电机），使用防爆开关3台，型号分别为QBZ-200/660、BQZ-315/660;
使用信号综保2台，型号为ZXB-4/127.
工作面排水选型号NWL-75立式泥浆污水泵两台，电机功率3KW,控制开关选用型号为QBZ-80/660防爆真空开关两台；
乳化液泵站使用1台套型号为BRW80/20,额定工作压力20Mpa，额定流量80L/min，电机功率37kW。
使用防爆开关2台，型号为QBZ-1200/660.
第五节采区运输系统及装备
一、采区运输系统
利用现有皮带下山向下延伸，再安装一部皮带运输机作为主要提升系统
运煤路线：
工作面－工作面下顺槽－联巷－皮带集中巷－x采区皮带下山－12采区皮带下山－总回风巷－主斜井－地面皮带－煤场；
运料路线：
地面－副斜井－＋125大巷－轨道下山――70车场－x采区轨道下山－采区中部车场－工作面上顺槽－工作面
运矸路线：
工作面－采区中部车场－x采区轨道下山――70车场－轨道下山－＋125大巷－副斜井－地面
二、采区运输装备
x采区轨道下山配备型号GKT2×
2.5×
1.2-20的提升机，提升机滚筒,直径D＝2m，B＝1.2m，配JR137－10型电动机，功率155kW，380V提升钢丝绳型号6×
7+FC－φ30－1570－特。
提矸一次串1t矿车4辆,下料一次串1t矿车4辆；
x采区皮带下山铺设一部650皮带机直接与12采区皮带下山皮带答接，工作面铺设两部40T改刮板输送机，工作面运输顺槽铺及联巷设40T改刮板输送机与皮带集中巷内皮带答接。
第六节供电、排水系统
该采区供电系统利用－70变电所提供，供电系统如下：
井底中央变电所—－70变电所—采煤工作面移动变压器—采煤工作面。
形成双回路供电。
一、供电设备选型：
1、工作面选用SGB-40T刮板输送机5台，电机功率40KW,控制开关选用QBZ-200真空开关5台；
2、工作面液压泵选用型号BRW80/20型乳化液泵一台（套），电机功率2×
37KW，控制开关选为QBZ-120开关两台；
3、22皮带下山选用型号为DSJ65/20/2×
55带式输送机一台，电机功率为2×
55KW；
控制开关选为BQZ-315/660开关1台
4、x采区转载斜巷选用SGB-40T刮板输送机一台，电机功率40KW,控制开关选用QBZ-200真空开关一台；
5、电源来自－70变电所，变压器选用KBSGZ-T-500/6矿用隔爆型干式变压器，容量500KVA，选用660V低压供电，总馈电选用型号BKDZ-400/1140的矿用隔爆智能化真空馈电开关一台；
6、工作面选用型号为KZB-4/127煤电钻综保两台，型号为MZ2—1.2型煤电钻三台；
7、工作面排水选型号NWL-75立式泥浆污水泵两台，电机功率3KW,控制开关选用型号为QBZ-80/660防爆真空开关两台；
8、x采区总负荷为
W＝40×
4＋37＋55×
2＋1.2×
2＋3×
2＝315.40KW
实际负荷为315.40×
0.7＝220.78KW
现选用500KVA变压器，负荷满足要求。
总负荷电流为319.45A
现选用型号为BKDZ-400/1140真空馈电开关，最大负荷电流为400A，能满足要求。
二、排水系统：
本区排水系统为分级排水，在下山底部－370m的L7灰岩中设计采区水仓，水仓容量400m3，将工作面水排放至－370水平水仓，然后逐级排放至地面。
x采区排水线路为：
x采区－370水仓－x采区皮带下山—－70水平水仓——12采区皮带下山——＋125大巷水沟——中央水泵房——主斜井——地面。
排水设备选型：
x采区预计正常涌水量60m3/h、最大涌水量100m3/h，x采区排水能力按此数据进行设计，－70m水仓—＋125水平涌水量40m3/h。
－325水平总排水能力应在140m3/h以上。
根据煤矿安全规程规定，工作水泵的能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量，备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70％。
工作和备用水泵的总能力应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量，因此－370水平排水能力应不小于120m3/h。
－370水平水仓泵房计划安装MD155-30×
7离心式水泵3台，功率160KW，单台水泵排水能力为120m3/h，联合运行时最大排水能力可达到240m3/h，可满足－370水平排水要求。
－370水仓容积为400m3，x采区泵房到－70水平水仓铺设6吋管路2趟。
矿井正常涌水时水泵的工作方式为1台工作，1台备用，1台检修备用；
矿井最大涌水时水泵的工作方式为2台联合运行。
综合以上，－370水平水仓泵房安装MD155-30×
7离心式水泵3台和2趟6吋管路，可以满足x采区排水要求。
第七节采区通风系统
采区主要通风系统充分利用原有系统，尽可能减少新开拓工程量，利用x采区轨道下山作为x采区的进风巷，x采区皮带下山作采区的回风大巷。
即：
新鲜风流－副斜井－＋125运输大巷－12采区轨道下山－－70车场－x采区轨道下山－采区车场－工作面进风巷－采煤工作面－工作面回风平巷－联巷－皮带集中巷－x采区皮带下山－12采区皮带下山－总回风巷－主斜井－地面。
第八节监测监控系统
本矿井为低瓦斯矿井，二1煤层为不易自燃煤层，煤尘无爆炸危险性。
为了能准确及时的了解井下环境状况，防止恶性事故发生，并为生产调度提供各种设备的实时运行状况，有效地指挥生产。
设计利用矿井原有的一套KJ95型煤矿综合监控系统以实现矿井安全生产监测需要。
该系统由地面中心站、井下分站（共4个，其中井下3个）、电源箱及各种矿用传感器和矿用安全生产监测软件组成。
可对井下瓦斯、温度、负压、风速、CO、风门开关、设备开/停等参数进行适时监测和处理，并能安全有效的指挥生产。
第九节洒水降尘及防灭火系统
一、洒水降尘系统：
（一）、供水系统设计说明
防尘系统用水由井底静压水池，一趟经Φ50mm水管送到+125运输大巷、12皮带下山、x采区轨道下山、工作面下巷、上巷，经阀门控制流量，送到各用水点。
（二）、供水系统
x采区降尘用水：
井底静压水池—11采区主下山——＋100运输大巷——12（21）采区皮带下山——区段集中运输平巷——采煤工作面——区段集中回风平巷
井底静压水池—11采区付下山——－60回风巷——区段集中回风平巷
（三）、防尘系统
1、12采区轨道下、x采区轨道下山、采区轨道集中巷等防尘管路每隔100m设置一个三通阀门，定期冲刷巷道壁，减少煤岩尘堆积；
2、12皮带下山、x采区皮带下、采区皮带集中巷防尘管路每隔50m设置一个三通阀门，定期冲刷巷道壁，减少煤岩尘堆积；
3、工作面下巷、上巷各设一趟防尘管路，定期冲刷巷道壁，减少煤尘堆积；
4、工作面上巷、下巷各设二道净化风流的水幕，并正常使用；
5、各转载机头安装洒水喷头；
6、采用湿式打眼，严格执行水炮泥的使用和煤层注水制度。
7、加强个体防尘，进入工作面的所有工作人员必须佩戴防尘口罩。
二、防灭火系统
工业场地消防设计水量为20L/S,火灾延续时间为6小时。
工业场地地面消防采用临时高压供水系统，取用矿井水源，消防水量（V=432m3）存于日用、消防水池内（V=500m3，已有）。
工业场地地面消防给水与生产给水均共用同一给水管网，环状布置。
室外消防采用SS100-1.0型地上式消火栓,工业场地共布置9套，消火栓布置间距不大于120m,靠路边布置,消防时所需水量及水压由消防水泵满足。
工业场地设二台消防给水泵，其型号及规格：
TPFD125-30-0.6×
3，Q=20～35l/S,H=0.64～0.56Mpa,N=30KW（一用一备）。
井下消防、洒水用水直接由井下＋200m水平清水水仓（1000m3）供给，井下灭火时由工业场地的日用、消防水池（V=500m3）直接供水，靠静压供给，消防管道沿副斜井井口进入井下，与井下消防、洒水
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