山阴晋泰煤业.docx

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山阴晋泰煤业

1.1矿区概述

1.1.1交通位置

山西晋煤集团山阴晋泰煤业有限责任公司井田位于山西省山阴县城西北约35km处的吴马营乡宋家沟、马家洼、范家屯、前榆林村一带，其地理坐标为东经112°29′27″～112°32′18″，北纬39°41′37″～39°43′45″。

井田东南直距山阴县城30km，距元元公路5km，距北同浦铁路及大运高速公路33km，距大运二级公路直线距离28km，矿井工业广场到吴马营乡及相邻村庄有公路相通。

交通较为便利。

矿区交通位置详见图1－1－1。

1.1.2地形地貌

井田位于管岑山与洪涛山之间的低山丘陵区，地表多被黄土覆盖，地形深切陡峻，沟谷发育。

地势总体为东部较高，西南部较低。

最高点位于井田东部的虎头山顶，标高为1612.10m，最低点位于田西南边界处，标高为1395m，相对高差为217.10m。

1.1.3地面水系

本区属海河流域，位于永定河水系的桑干河I级支流－源子河上游。

井田内无常年性河流，雨季沟中有短暂水流，向北汇入桑干河。

1.1.4气象特征

井田位于山西北部晋北高寒地带，属干旱大陆性季风气候，冬季寒冷干燥多风，春季多风沙，夏秋凉爽。

年平均气温4.5℃，一月份气温最低，一般为零下11℃－15℃，七月份气温最高，一般为19℃－20℃，历年来极端最高气温为36℃（1961.6.11），极端最低气温达40.4℃（1971.1.21）。

雨季集中在7、8、9月，年降水量450mm左右，年蒸发量为2097.8mm，蒸发量远大于降水量。

无霜期约为150天，最大冻土深度为1.34m，最大积雪厚度为0.30m。

冬春刮西北风，最大风速可达到17m/s。

1.1.5地震情况

根据中华人民共和国GB50011－2001《建筑抗震设计规范》标准，山阴县抗震设防烈度为Ⅶ度，设计基本地震加速度值为0.15g。

据历史记载，1022～1582年，在大同、怀仁、应县发生地震多起，烈度为4～7度。

近期1962年6月5日左云地震，烈度为4度，震中位置为北纬40°，东经112°06′。

1977年2月2日右玉地震，烈度为7度，震中位置北纬40°11′，东经112°15′。

1.1.9电源条件

矿井附近有平鲁区向阳堡变电站和千井变电站。

向阳堡220kV变电站，在拟定的晋泰矿井工业场地西南约18km处，该站设有两台150MVA变压器，变压比220/110/35kV，220kV、110kV及35kV均为单母线分段接线方式，220kV侧分别与右玉、方城及朔州220kV变电站相接。

千井110kV变电站为2010年新建变电站，其双回110kV电源接至右玉220kV变电站。

在拟定的晋泰矿井工业场地东南约9km处，该站设有两台50MVA变压器，变压比110/35kV。

110kV及35kV均为单母线分段接线方式。

上述两处变电站可作为矿井兼并重组整合后的双回供电电源，且矿方已经朔州供电分公司签定了供电协议。

1.1.10水源条件

原各整合矿井生产用水取自地下潜水，矿井用水为井下水。

井田内奥陶系基准面之上各含水层水量较小，不能满足煤矿需要。

奥陶系灰岩岩溶水虽埋藏较深，富水性弱。

但据井田外玉井井田35号钻孔水文资料，水位标高为1210.5m，地下水赋存在奥灰侵蚀面之下，水质为HCO3－Ca·Mg型，固型物0－0.48g/L，总硬度20.9度，属硬水，PH值为7.3，属弱碱水，氟离子含量0.36mg/L，其它离子含量符合饮用水标准。

矿井兼并重组整合后供水需进一步探测地下水含水情况，可于井田外选取奥灰水富水性强的地段打井取水。

4.1井田开拓方式的确定

4.1.1矿井开拓方式

（一）影响开拓方式确定的因素

1、井田构造总体为背斜构造。

在背斜构造基础上，东南部发育一向斜构造，其它区域在背斜基础上也有起伏变化。

地层倾角平缓，一般为1°～4°，东南部倾角略大，为4°～5°。

南向斜东翼倾角达13°左右。

井田内发育有两条断层，11号煤层存在部分冲刷带，地质构造对矿井开拓开采影响较小。

2、井田内9号煤顶板为泥岩，砂质泥岩。

厚度0.92－11.14m，平均5.38m；底板为细砂岩、泥岩，局部为砂质泥岩。

厚度2.06－11.50m，平均5.44m。

11号煤层顶板为泥岩、中砂岩，局部为砂质泥岩。

厚度0.80－11.40m，平均4.17m；底板为泥岩、砂岩泥岩，局部为粉砂岩。

厚度0.77－11.12m，平均4.71m。

4号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩。

厚度0.73－7.16m，平均4.99m；底板为粉砂岩泥岩，局部砂质泥岩。

厚度3.65－9.24m，平均6.25m。

各煤层顶底板条件较好，对矿井开拓开采影响较小。

3、根据地质报告，9号煤层共有5处采空区积水，积水总面积11541m2，总积水量为11550m3。

采空区积水不仅对其下山方向煤层开采有威胁，还会沿下层煤层导水裂隙带涌入11号煤层工作面。

11号煤层古空区积水面积5000m2，积水总量为5000m3。

对矿井开采有一定影响，要求矿方在建设生产过程中对11号煤层采（古）空区积水及时进行探放疏排，确保安全生产。

4、根据地质报告，井田范围内奥灰水水位标高为+1204.25～+1204.75m，井田内各可采煤层底板最低处均高于奥灰水水位，因此奥灰水对矿井开采无影响。

（二）开拓方式方案比选

井田位于管岑山与洪涛山之间的低山丘陵区，地表多被黄土覆盖，地形深切陡峻，沟谷发育。

地势总体为东部较高，西南部较低。

该矿批采的4号、9号号煤层埋藏均较浅，11号煤层埋深8.60～158.60m，各批采煤层均为厚煤层，结合参与整合各矿现有开拓部署和井巷工程，设计初步选用斜井开拓方式。

（一）水平划分

根据井田开拓部署，设计以一个水平开采4号、9号、11号煤层。

（二）水平标高

水平标高为+1451m。

三、大巷布置

（一）大巷布置方式

4号煤层平均厚度3.06m，9号煤层平均厚度4.34m，11号煤层平均厚度4.34m。

设计主要大巷均沿煤层布置，9号、11号采用联合布置、分层开采。

（二）大巷数目

井下主要开拓大巷采用三巷式布置，主要布置有胶带大巷、辅运大巷和回风大巷。

（三）大巷层位

胶带大巷沿11号煤层底板布置，回风大巷沿9号煤层顶板布置，前期开采9号煤层时辅运大巷沿9号煤层底板布置，后期开采11号煤层时辅运大巷沿11号煤层底板布置。

4.1.5煤层开采顺序

本着“由上到下”的原则，设计前期开采9号煤层，以一个一次采全高综采工作面达到设计生产能力。

4号煤层和9号煤层平均层间距13.67m，经计算，4号煤层和9号煤层层间距不能满足9号煤层上行开采的要求，9号煤层开采至零星赋存的4号煤层安全煤柱下部时，必须先对4号煤层进行探采。

4号、9号煤层开采完毕后，再开采11号煤层。

4.1.6采区划分与接替

根据推荐的井田开拓方案，全井田共划分为六个采区，9号、11号煤层各三个采区。

采区划分详见井田开拓图和采区特征表4－1－1。

表4－1－1采区特征表

采区接替顺序见表4-1-2

表4-1-2采区接替顺序

采煤方法

6.1采煤方法的选择

6.1.1采煤方法的选择及依据

（一）采区煤层开采条件

采区南部为一背斜构造，不存在断层、陷落柱、岩浆岩侵入区、地温地压异常区、带压开采区等情况，煤层倾角1°～3°。

根据ZK8、ZK17、ZK2钻孔分布及钻孔柱状图，11号煤层位于太原组下部，上距9号煤层2.00－36.21m，平均13.16m，煤层厚度为1.49－6.09m，平均4.34m，结构简单－较简单，含0－3层夹矸，夹矸厚度0.10－0.72m。

井田北部、西南部剥蚀。

赋存区煤层稳定可采。

顶板为泥岩、中砂岩，局部为砂质泥岩。

底板为泥岩、砂岩泥岩，局部为粉砂岩。

采区内11号煤层结构属简单～复杂类型。

采区内11号煤层为低瓦斯，煤尘有爆炸危险性，属Ⅱ类自燃煤层。

（二）采煤方法选择

设计针对上述11号煤层厚度、夹矸厚度及岩性、顶板岩性等情况综合考虑，提出两种采煤方法开采井田内的11号煤层：

一次采全高采煤法、分层采煤法。

分层采煤法开采回收率较高，但其回采工艺复杂，掘进率较高，而且下分层开采时存在巷道掘进费用较高、巷道维护困难等诸多问题。

一次采全高采煤法开采回收率较高、遗煤少，对于自燃煤层有利于防止煤层自燃发火。

设计推荐采用一次采全高采煤法。

针对一次采全高采煤法设计又提出两种方案：

方案一：

采用长壁综采放顶煤一次采全高采煤法。

方案二：

采用长壁综采一次采全高采煤法。

方案一采用综采放顶煤一次采全高采煤法，其工艺简单，技术成熟，能否采用该种采煤方法关键取决于顶煤冒放性、11号煤顶板岩性。

现将放顶煤采煤法适用条件及优缺点分述如下：

（1）放顶煤综采工艺的适应条件

①适用于煤层厚度大，厚度变化也较大，一般平均厚度应在5.0m以上的煤层；

②适用于煤层裂隙发育，结构简单或夹矸强度较低；中硬及以下顶板,易于冒落；埋深较大，有一定的地应力。

总之，顶煤应具备一定的冒放性；

③适用于煤层距离上部强含水层有足够的间距，不会引起矿井的水害或带来工作面涌水量大量增加，恶化工作面生产环境，影响工作面正常生产；

④适用于无煤与瓦斯突出危险。

（2）其优点为：

①对厚度变化较大的厚煤层适应性强，有利于提高资源采出率；

②可缓解采掘关系，降低巷道掘进率，减少工作面搬家次数和材料消耗；

③顶煤利用矿压回收，工作面能耗低；

④同等埋深和围岩条件下，对工作面液压支架支护强度和底板比压的要求较低；

⑤设备国产化，建设投资和生产成本低,维护方便；国产放顶煤综采设备与技术较成熟。

（3）其缺点为：

①放顶煤综采工作面推进速度较慢，采空区残煤多，漏风大，采空区发火几率较大；

②需要根据煤层裂隙、结构、埋深、顶板岩性等，对顶煤的冒放性进行论证，使用条件要求较高；

③11号煤层埋藏较浅，且含0～4层夹矸，不利于顶煤冒放。

设计11号煤层采用长壁综采一次采全高采煤方法，全部垮落法管理顶板。

6.1.2回踩工作面的个数、工作面的长度及装备

矿井以一个生产采区、一个一次采全高综采工作面保证矿井设计生产能力。

在此前提下，结合工作面采高、11号煤层的煤质特征对工作面采煤、装煤、运煤方式进行确定和设备选型。

（一）采煤机

（1）采煤机选型原则

①适合特定的煤层地质条件,并且采煤机采高，截深，牵引速度等参数选取合理，有较大的实用范围；

②满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力要大于工作面设计生产能力10%～20%；

③与液压支架和刮板输送机相匹配。

影响采煤机选型的主要因素是煤层的力学特性，厚度和倾角，工作面生产能力。

（2）采煤机工作面生产能力计算设计

11号煤层综采工作面采煤设备选用MG300/700－WD型电牵引采煤机。

Q采=60MBV采γK式中：

Q采－采煤机工作面实际生产能力，t/h；

M－采高，取4.34m；

B－截深，0.8m；

V采－采煤机牵引速度，0～7.7～12.8m/min，取5.5m/min；

γ－煤的容重，1.46t/m3；

K－开机率，取0.40。

Q采=60×4.34×0.6×5.5×1.46×0.4=492.8t/h

经计算，采煤机工作面生产能力

Q采=492.8t/h。

可满足矿井设计生产能力的要求。

其主要技术参数见表6－2－1。

表6－2－1采煤机技术特征表

（二）液压支架

液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。

工作面顶板采用全部跨落法管理。

根据矿方提供的资料及邻近煤矿实测的矿压数据，设计采用“老顶周期来压步距法”和“估算法”计算液压支架工作阻力。

（1）老顶周期来压步距法

P=（－3.6+5.8M+1.4L2+3.6Lm）·F

式中：

P－预计液压支架设计工作阻力，t/架；

M－煤层机采高度，11号煤取4.34m；

L2－实测老顶周期来压步距，11号煤取20m；

Lm－控顶距，11号煤取5.6m；

F－支架支护面积，11号煤取8.3m2。

则：

P=（－3.6+5.8×4.34+1.4×20+3.6×5.6）×8.3=578.9t/架=5673kN/架

（2）估算法

估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。

P=9.8SrΣhcosa

式中：

P－支架承受的荷载，kN；

S－支架支护的顶板面积，m2，为8.3m2；

r－顶板岩石视密度，t/m3，为2.6t/m3；

Σh－冒落带岩石的高度（直接顶厚度），m；

Σh=MK.1

M－采高，m，11号煤层为4.34m；

K－岩石碎胀系数，取1.25～1.5；

α－煤层倾角，（°），为3°；

上式可写成：

P=（2～4）×9.8SrMcosa

一般用上限，即P=4×9.8SrMcosa计算中再考虑支架受力不均衡量的安全系数1.5～2，则P=（6～8）×9.8SrMcosa

根据现场观察和对观测资料的分析：

以中等稳定、中等坚固的岩石为界，低者取6～8倍，高者取9～11倍。

设计考虑煤层埋深较浅，浅层地压较大，取后者。

则：

P=（9～11）×9.8×8.3×2.6×4.34×cos3°=8250～10083（kN）考虑到11号煤层均为泥岩类顶板、埋藏较浅以及高产高效综采一次采全高工作面的要求设计综采工作面液压支架工作阻力宜适当提高。

根据上述计算的液压支架工作阻力，设计选用型号为ZY12000/28/62液压支架，工作阻力12000kN，支撑高度2800～6200mm，支架重量39.8t。

其主要技术参数见表6－2－2。

表6－2－2液压支架技术特征表

（三）刮板输送机

工作面可弯曲刮板输送机选型需满足三个方面要求：

①运输能力与采煤机生产能力相适应，刮板输送机运输能力应大于采煤机的最大生产能力，即Q刮＞Q采，一般取1.2倍。

②外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。

③运输机长度与工作面长度相一致。

Q刮＝1.2Q采＝1.2×492.8＝591.4t/h

根据上述分析，要求11号煤层工作面刮板输送机运输能力不小于591.4t/h，刮板输送机选用型号为SGZ764/315。

其主要技术参数见表6－2－3。

（四）转载机和破碎机

9号煤选用与工作面生产能力相适应的SZB764/132型刮板转载机。

其主要技术参数见表6－2－4。

表6－2－3刮板输送机技术特征表

表6－2－4转载机技术特征表

输送量出厂长度与皮带机最大有效搭接长度装机功率链速中部槽规格

（长×宽×高）

800t/h36m15.97m132kW1.34m/s1500×764×222

11号煤选用PLM800轮式破碎机，能耗低、粉尘小，宽度仅为1120mm，最大限度的节省了巷道空间。

其主要技术参数见表6－2－5。

表6－2－5破碎机技术特征表

（五）乳化液泵站和喷雾泵站

选择乳化液泵时应满足下列两个要求：

①乳化液泵的压力能满足悬顶的液压支架立柱的初撑力。

②支架的移架速度与采煤机的牵引速度相匹配，乳化液泵流量应满足移架速度的要求。

11号煤选用BRW400/31.5型乳化液泵，其主要技术参数见表6－2－6。

11号煤选用BPW516/16型喷雾泵站，其主要技术参数见表6－2－7。

表6－2－6乳化液泵技术特征表

表6－2－7喷雾泵站技术特征表

（六）可伸缩带式输送机

根据工作面运煤设备的运输能力，11号煤回采工作面胶带顺槽选用SSJ1000/2×90型可伸缩胶带输送机。

其主要技术参数见表6－2－8。

表6－2－8可伸缩带式输送机技术特征表

（七）其他

11号煤工作面端头选用ZY11000/25.5/55型端头液压支架，工作面超前20m采用DW45－150/110型单体液压支柱配DF3200－300型π型钢梁支护，其支护方式为一梁三柱，棚距1.0m。

其主要技术参数见表6－2－9。

表6－2－9端头液压支架技术特征表

11号煤工作面主要设备配备详见表6－2－10。

表6－2－10综采工作面主要机械配备表

6.1.3生产能力

（一）采煤工作面生产能力论证

1、采煤工作面采高

11号煤平均厚度4.34m，依据11号煤层厚度、首采区平均厚度，设计确定采煤机割煤高度4.34m。

2、采煤工作面长度

根据井田11号煤层的赋存条件，并考虑111号煤层浅藏地压等因素，综合确定回采工作面长度为150m。

3、煤工作面年推进度

MG300/700－WD型采煤机截深为0.8m，井下每天三班生产，一班检修，每个生产班完成2个循环，循环进度为0.8m，则日进度为3×2×0.8=4.8m。

采煤工作面年推进度按下式计算：

年推进度=日循环进度×年工作日×循环率

采煤工作面年推进度=4.8×330×0.8=1267.2（m）

4、工作面回采方向

采煤工作面采用后退式回采，首采区内各工作面间采用由近及远前进式开采。

5、采区及工作面回采率

井田内11号煤层为厚煤层，依据《煤炭工业矿井设计规范》，采区回采率取75%，工作面回采率为回采率93%。

（二）采煤工作面生产能力计算

采煤工作面生产能力按下式计算：

A采=M·l·L·r·C

式中：

A采－采煤工作面年产量，t/a；

M－采煤工作面机采高度，4.34m；

l－采煤工作面长度，l=150m；

L－采煤工作面年推进度，L=1267.2m；

R－煤的容重，r=1.46t/m3；

C－采煤工作面机采回采率，取0.93；

则A采=4.34×150×1267.2×1.46×0.93=1120113t/a=1120kt/a

达到设计生产能力时工作面特征见表6－1－11。

11

6.2确定采盘区巷道布置和要素

6.2.1巷道布置

矿井移交及达产时，井下布置一个采区、一个长壁综采一次采全高综采工作面。

开掘的巷道有：

回风大巷、胶带大巷、辅运大巷、胶带顺槽、辅运顺槽及必要的联络巷。

6.2.2断面和支护形式

各巷道断面尺寸、断面形式、支护方式，是根据设备、运输、通风、行人、管线布置等的要求确定的，支护方式是根据巷道用途、服务年限、围岩情况及断面大小等因素确定的。

本矿井除硐室及斜巷为岩巷外，其余巷道均为煤巷。

开拓大巷，因其服务年限较长，是矿井的主要巷道，影响面大，设计其断面形式为半圆拱或矩形断面（沿煤层顶板布置时），支护方式采用锚、网、喷支护，锚索补强。

工作面顺槽因其服务年限短，为防止煤壁片帮，设计采用矩形断面锚、网支护。

采用锚喷支护的巷道，当围岩压力较大，局部破碎地段，可根据实际情况增加锚索以增加巷道的稳定性和安全性。

工作面胶带顺槽采用矩形断面，净宽4.6m，净断面14.72m2，锚网支护，锚索补强。

辅运（回风）顺槽采用矩形断面，净宽4.8m，净断面21.6m2，锚网支护，锚索补强。

开切眼采用矩形断面，净宽6.5m，净断面28.21m2，锚杆支护，锚索补强。

6.2.3掘进设备配置

（一）掘进工作面数目

综掘工作面的任务是掘进顺槽、大巷等煤层巷道，其数量配备应满足回采所需的开拓、准备巷道掘进需要。

根据采煤工作面年推进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则。

单回采工作面所需综掘工作面数由下式计算：

N=（n×L）/（11×l）=1.88

取整数为N=3个

式中：

N—综掘工作面数量，个；

n—回采工作面顺槽布置及煤层大巷数，回采工作面布置2条顺槽，同时考虑三条大巷掘进，取3；则n=5；

L—回采工作面年推进度，取1900.8m；

l—综掘工作面进度指标，取300m/月

经计算，矿井移交生产时，共需布置两个掘进工作面。

（二）矿井采掘比

矿井移交生产时，共布置一个综采工作面、两个掘进工作面，其中一个顺槽综掘、一个大巷综掘，采掘比为1：

2。

（三）掘进工作面掘进煤量计算

矿井移交生产及达到设计产量时，井下共装备两个综掘工作面，掘进断面平均14.66m2，掘进工作面年总推进度为3600m，则掘进工作面掘进煤量计算如下：

A掘=3600×14.66×1.46=77053t/a=77kt/a则矿井年生产能力为A采+A掘=1120+77=1197kt/a

（四）主要掘进设备选型

综掘工作面主要设备配备见表6－2－1。

6.2.4首采区巷道布置

（一）首采区数目和位置选择

根据井田开拓布置、煤层赋存条件、开采技术条件以及工作面装备水平和通风条件，矿井初期以一个采区实现矿井设计生产能力。

为了节省初期井巷工程量，少初期投资和建设工期，尽快回收资金，设计将首采区布置在井田东部的11号煤一采区。

（二）首采区地质特征

首采区位于井田东部的11号煤一采区。

采区东西宽995.6m，南北长1496.7m，面积1.49km2。

首采区西部为11号煤层风氧化带，经计算，设计留设了60m宽的安全煤柱。

东部为井田边界，设计留设了20m宽的安全煤柱。

采区南部为一背斜构造，不存在断层、陷落柱、岩浆岩侵入区、地温地压异常区、带压开采区等情况，煤层倾角1°～3°。

根据ZK8、ZK17、ZK2钻孔分布及钻孔柱状图，采区内11号煤层上距4号煤层3.2533.97m，平均13.67m。

顶板为泥岩，砂质泥岩，底板为细砂岩、泥岩。

煤层厚度为3.51～6.09m，平均厚度为4.34m，含0～4层夹矸，夹矸厚度100～650mm，夹矸岩性为泥岩、炭质泥岩。

采区内11号煤层结构属简单～复杂类型。

水文地质条件简单，不存在奥灰突水威胁性。

采区内11号煤层为低瓦斯，煤尘有爆炸危险性，属Ⅱ类自燃煤层。

（三）首采区资源/储量

首采区保有资源/储量为10.75Mt，其中探明的经济基础储量（111b）为5.74Mt，控制的经济基础储量（122b）为4.70Mt，推断的内蕴经济资源量（333）为0.31Mt。

经计算，首采区设计可采储量为6.45Mt，按0.60Mt/a设计生产能力，首采区服务年限为10.7a。

（四）采区巷道布置

根据井田开拓布置、煤层赋存条件、开采技术条件以及工作面装备水平，设计首采区为三巷式布置，矿井初期沿9号煤层顶板布置回风巷、沿11号煤层底板布置胶带巷、沿9号煤层底板布置辅运巷，采区巷道长度1659.4m。

胶带顺槽、辅运（回风）顺槽均沿9号煤层底板布置，顺槽推进长度1376.7m。

考虑煤层风氧化现状，设计将首采工作面布置在首采区西部采区边界，采区内采用前进式开采，首采区内各工作面按由西向东方向依次推进。

采区巷道布置见图。

6.2.5采区车场选项设计

设计井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车，在采区辅运巷每隔200m布置有错车段，井下不布置采区车场。

在首采区回风巷和辅运巷之间布置有采区变电所，长度为80m（包括通道）。

6.3回采工艺及劳动组织

6.3.1采煤工艺详细说明及要求：

1）割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直，采齐，控制好采高。

2）工作面不要随意丢弃顶底煤，工作面浮煤应及时清理干净。

3）采煤机牵引速度要均匀，不得过速运行，不得强制牵引，严禁频繁启动，以防负荷过大损坏机器。

4）采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整摇壁的高度，防止割飘或啃底，以免