小港煤礦開采設計修合14

山東明興礦業(yè)小港煤礦-565水平開采設計說明書棗莊市工業(yè)設計院二〇〇九年九月山東明興礦業(yè)小港煤礦-565水平開采設計說明書工程編號：C02009工程規(guī)模：2Mt/a院長：劉悅公總工程師：張超項目負責人：張照發(fā)棗莊市工業(yè)設計院二〇〇九年九月參加設計人員專業(yè)姓名技術職稱采礦公建倫張超張照發(fā)鞏玉才鹿梅高級工程師高級工程師工程師工程師助理工程師通風陳平助理工程師機電顧明云劉繼芳高級工程師工程師電氣劉桂平董仕奎工程師工程師經(jīng)濟張京川高級經(jīng)濟師前言 6第一章井田概況 9第一節(jié)概況 9第二節(jié)地質概況 10第三節(jié)區(qū)域構造 11第四節(jié)煤層與煤質 12第五節(jié)-565水平延伸與采空區(qū)的關系 16第六節(jié)區(qū)域水文地質條件 17第七節(jié)儲量計算 22第八節(jié)-565水平設計生產(chǎn)能力及服務年限 23第二章礦井主要生產(chǎn)系統(tǒng)現(xiàn)狀 24第一節(jié)提升系統(tǒng) 24第二節(jié)通風系統(tǒng) 24第三節(jié)礦井排水系統(tǒng) 25第四節(jié)礦井供電系統(tǒng) 26第五節(jié)井下采掘生產(chǎn)情況 26第六節(jié)運輸系統(tǒng) 26第七節(jié)原六、七采區(qū)下組煤設計說明 26第三章-565水平開采設計方案 28第一節(jié)-565水平開采設計方案的提出 28第二節(jié)-565水平開采設計方案確定的原則 28第四章采區(qū)巷道布置及機械配備 32第一節(jié)采區(qū)及工作面巷道布置 32第二節(jié)采煤方法 34第三節(jié)采煤工作面支護設計 36第四節(jié)巷道掘進及支護設計 37第五章礦井通風與安全 39第一節(jié)概況 39第二節(jié)礦井通風 40第三節(jié)災害預防 50第六章-565水平主要設備 58第一節(jié)-565水平副斜井提升設備 58第二節(jié)-565水平主暗斜井運輸設備 66第三節(jié)-565水平通風 73第四節(jié)-565水平排水系統(tǒng) 73第五節(jié)-565水平壓風系統(tǒng) 79第七章-565水平供電、通訊及檢測監(jiān)控 79第一節(jié)供電 79第二節(jié)-565水平通訊安全監(jiān)測監(jiān)控人員監(jiān)測定位系統(tǒng) 85第八章環(huán)境保護與綜合利用 89第一節(jié)概述 89第二節(jié)礦井開發(fā)產(chǎn)生的主要污染源 90第三節(jié)污染源防治工程及防治措施 90第四節(jié)塌陷區(qū)綜合治理 93第九章主要經(jīng)濟技術表 94第十章安全技術措施 97附件： 101前言一、概況小港煤礦位于新汶煤田翟鎮(zhèn)井田東北部，東距新泰市約6km，南距京滬高速公路約8km，泰新公路通過本區(qū)中部，翟鎮(zhèn)煤礦專用鐵路通過本區(qū)西南部，經(jīng)谷里與磁萊鐵路相連，在磁窯與津浦鐵路線銜接，暢達全國各地，本礦交通十分方便。小港煤礦于1969年建礦，1979年投產(chǎn)，當初設計能力為21萬噸/年。后經(jīng)井田擴界、改擴建建設，礦井生產(chǎn)能力不斷提高，2006年經(jīng)山東省煤炭工業(yè)局核定年生產(chǎn)能力42萬t。礦井先后經(jīng)兩次擴界形成目前的井田面積。礦井東西長4公里（不包括西翼），南北長，開采深度為124~924m。礦井開拓方式為立井、斜井混合式開拓。有1對豎立井，一個斜井，分別都是由地面延伸到-50m水平。礦井有一對立井進風，直徑4m，井深226m，主立井裝備2JK-2.5/11.5提升機及QJLGA/4.5三噸箕斗提升，副立井裝備2JK-2.5/20提升機及一噸單層單車單罐籠，東風井回風，坡度240，斜長657m。礦井通風方式為中央分列式通風，配備G4-73-11№-25D離心式扇風機二臺，配用電機310kw，礦井最大進風量為4700m3/min，目前礦井通風能力51.3萬t/a?，F(xiàn)礦井需風量為4400m3/min，等積孔為2目前，我礦兩個水平準備及生產(chǎn)，一個是-400水平，也是我礦主采水平，該水平有六采、七采兩個采區(qū)，共有3個工作面；另一個準備水平為-310水平，是礦井最后一次擴界范圍。目前擴大區(qū)西翼的開拓巷道已完成，正在加緊對回采巷道的掘進，預計在09年11月份完成對工作面的布置。二、目前存在的問題1、小港煤礦為開采40年的老礦，先后經(jīng)兩次擴界，形成現(xiàn)在的井田面積，每次擴界后，礦井進行一次技術改造。建井初期，礦井第一水平就設在-50水平，以后隨井田擴大采用暗斜井形式逐級向下延伸，第一級延伸到-310水平，第二級延伸到-400水平。目前-400水平有六采區(qū)、七采區(qū)生產(chǎn)，其中六采區(qū)主運輸基本實現(xiàn)皮帶運輸，但從采區(qū)下山到地面共有8級運輸；輔助運輸為串車提升，共有5級，中間周轉車場4處。七采區(qū)上組煤即將結束，接續(xù)采區(qū)為-310水平的八采區(qū)。八采區(qū)主運輸系統(tǒng)也將實現(xiàn)皮帶運輸，共有6級運輸，輔助運輸有3級提升，中間周轉車場2處。提升環(huán)節(jié)多。2、目前我礦采區(qū)分散，機電設備硐室較多，共有17個，其中配電硐室井下就有8個。3、目前開采的六采11層儲量還有40萬噸，必須馬上安排新采區(qū)的開拓，原六采區(qū)劃定的范圍面積較小，各區(qū)段推進距離平均只有500m左右，不利于機械化生產(chǎn)。需重新調整采區(qū)劃分及新的開拓方案。三、通過礦井優(yōu)化需達到的要求1、能夠形成集中生產(chǎn)，減少目前提升運輸復雜環(huán)節(jié)。2、新系統(tǒng)優(yōu)化，要更能利于下組11、13、15層煤的開拓。3、新系統(tǒng)優(yōu)化，要充分考慮礦井的正常接續(xù)，實行邊生產(chǎn)，邊改造。4、新系統(tǒng)優(yōu)化，要充分考慮能夠使用原巷道，從而減少工程量。5、新系統(tǒng)優(yōu)化，要減少目前硐室配置。四、-565水平開采設計方案六采11層還有40萬噸儲量，七采區(qū)上組煤還有7萬噸儲量，都面臨新采區(qū)的開拓，原設計六采、七采下組煤分兩個采區(qū)開拓，但隨著機械化程度的提高，原采區(qū)的劃分已不適應當前開采的需求，為形成集中生產(chǎn)，減少巷道開拓量，根據(jù)井田分布情況，對六采、七采系統(tǒng)進行修改設計，從-310水平分別掘進二級主、副暗斜井至-565水平，該兩條暗斜井分別穿過11、13、15層煤，形成對下組煤的開拓開采，同時將原六采、七采兩個水平開拓合并為一個水平開采，從而減少一個采區(qū)的巷道開拓、準備工程量。-565水平設兩個采區(qū)，即七采區(qū)和九采區(qū)，其中七采區(qū)開采11層煤，也是-565水平開采設計的首采區(qū)。九采區(qū)為13、15層聯(lián)合布置，為雙翼采區(qū)。礦井優(yōu)化后效果1、生產(chǎn)布置通過系統(tǒng)優(yōu)化后，形成東（擴大區(qū)）、西（七采區(qū)）兩翼各一個工作面開采，使擴大區(qū)2、4層上組煤與七采區(qū)11煤相互配采，提高煤質。2、提升運輸系統(tǒng)優(yōu)化后兩翼采區(qū)提升、運輸分別集中到-310水平，通過主、副暗斜井集中提運到-50水平，再通過主、副井提到地面。3、供電、排水系統(tǒng)優(yōu)化后供電由-50配電所至-310配電所，再由-310配電所分別給七采區(qū)、擴大區(qū)供電。排水將由-565水平水倉及擴大區(qū)下部水倉排到-310水平，再由-310泵房集中排到-50泵房，供電、排水系統(tǒng)更加簡單。第一章井田概況第一節(jié)概況一、目的山東明興集團小港煤礦始建于1969年6月，自行設計、施工建設，設計年生產(chǎn)能力21萬噸,2006年核定生產(chǎn)能力為42萬噸。2001年委托山東科技大學編制了生產(chǎn)礦井地質報告.隨著礦井開拓生產(chǎn)的需要,對小港、大港村莊下壓煤進行開采。于1996年原山東省煤炭局以魯煤生(1996)32號文批復了東翼技術改造方案設計(包括七采上組煤特采設計)。為了求得較大經(jīng)濟效益，委托山東科大學進行村莊下采煤設計。二、位置與地表-565水平延伸范圍為原六采、七采區(qū)的回采范圍，即北邊至F22-2斷層及-310軌道大巷保護煤柱；西邊、南邊為井田邊界，與泰山能源有限責任公司翟鎮(zhèn)煤礦為鄰，東邊至八采軌道下山保護煤柱。地表為農田及大港莊，還有本礦風井機房(風井地表標高+)，地表標高為+170米左右，建筑物有土坯房、磚瓦房及二層樓房。三、周邊礦井的開采情況該水平南部、西部與翟鎮(zhèn)煤礦井田相鄰；靠近南部邊界的翟鎮(zhèn)煤礦上組煤2、4煤已回采完畢，下組煤尚未開采；靠近西部邊界的翟鎮(zhèn)煤礦2、4煤大部風化不可采，下組煤已布置回采51101工作面。第二節(jié)地質概況一、地層1、第四系（Q）厚度0.5～5.50m，主要為洪積和沖積所形成的砂礫石層和黃土層，砂礫石層分布于山丘附近，而黃土層則主要分布于山間平原和汶河兩岸，與下伏老第三系管莊組呈不整合接觸?！徽稀?、老第三系（E）管莊組（E2）為一套不含煤的紫紅色陸相碎屑沉積，俗稱“上紅層”或“新紅層”，厚度變化很大，可切割老紅層，對煤系地層造成破壞，最大厚度可達600m?？煞譃樯舷聝啥?，上段為紫紅、灰黑色泥巖、粘土巖、砂巖、夾礫巖和泥灰?guī)r；下段主要以河湖相的紫紅色砂巖、礫巖為主，夾粘土巖、泥巖等。與上覆、下伏地層均呈不整合接觸?！徽稀?、二疊系（P）（上石盒子組剝蝕）下石盒子組（P12）為一套以綠、黃灰色為主，夾紫色的河湖相碎屑沉積，以砂巖、粉砂巖和泥質巖為主夾煤線。厚度變化較大，多在百米以上。該組地層因剝蝕而保存不全，殘厚約在18～40m。與下伏地層呈整合接觸?！稀轿鹘M（P11）為一套以三角洲沉積體系為主的含煤沉積，厚度為55~119m，平均厚度在86m左右。巖性較簡單，主要為灰白色中細砂巖、暗灰色粉砂巖、粉砂質泥巖和泥巖組成。共含煤6層，由于受到新紅層的剝蝕，2、4、6煤局部風化，殘存部分可采，與下伏地層呈整合接觸?！稀?、石炭系（C）太原組（C3）平均厚度在114m（179~66m），以深灰色粉砂巖、泥巖和砂巖為主，夾灰?guī)r5層（一、二、三、四灰及煤15頂板泥灰?guī)r），其中一、四灰厚度和層位穩(wěn)定，是區(qū)內重要標志層；二灰、三灰和泥灰?guī)r厚度和分布多不穩(wěn)定，常相變?yōu)槟鄮r或粉砂質泥巖。共含煤11層（煤7～煤17），主要可采煤層為煤11、煤13和煤15，煤8、煤9、煤16為局部可采煤層。與下伏地層呈整合接觸?！稀?、本溪組（C2）平均厚度在36m（33~40m），以雜色泥巖、粘土巖和灰色長石石英砂巖為主，夾2～3層石灰?guī)r。徐家莊灰?guī)r（五灰）厚度較大，全區(qū)分布穩(wěn)定，為主要標志層，草埠溝灰?guī)r（六灰）為一層不穩(wěn)定石灰?guī)r。底部具一層雜色含鐵很高的鐵鋁質巖，與華北地區(qū)山西式鐵礦和G層鋁土巖層位相當，該組地層中上部常含1～3層煤線。與下伏地層呈假整合接觸。假整合6、奧陶系（O）僅發(fā)育中、下統(tǒng)，出露于煤田南部邊界的外側。主要由厚層狀石灰?guī)r、豹皮灰?guī)r及白云質灰?guī)r組成，并夾有較多的泥質灰?guī)r及白云巖，含頭足、腕足及腹足類等化石，總厚度800～1000m。第三節(jié)區(qū)域構造一、褶曲大港褶曲位于F22-2斷層以南由大港次級向斜和一個背斜組成。背斜向南傾伏，軸向N30°，傾伏角及兩翼地層傾角均較小，10°左右;向斜位于經(jīng)線20557800以西至西部井田邊界，向西傾伏。二、斷層區(qū)內小斷層較發(fā)育，尤以F22-2斷層附近為最，這些斷層分二組，一組走向N90°，另一組走向S45°E，落差1-5m，傾角45-85°，平均斷層密度1.5條/萬m2。斷層延伸最大長度為440m，平均150m。三、煤層風化1、范圍2、4煤層均揭露大面積風化，2煤層僅位于F22附近形成一個采面，其余風化剝蝕。4煤以33孔與7孔連線為風化北邊界，南部井田邊界以北100m為風化邊界，整個七采區(qū)4煤被風化帶分割，6煤位于33孔與35-2孔之間約有20000m22、成因分析1）紅層明顯存在著二元結構，即存在兩套紅層。老紅層可能為印支運動產(chǎn)物，新紅層可能為燕山期產(chǎn)物。老紅層覆于新紅層之下，新紅層對老紅層進行二次改造，當這種改造貫穿老紅層時，便對煤系地系地層進行侵蝕，構成破壞。這種破壞是不均勻的、不規(guī)則的，無論在深度及廣度都會因地而異，類似于“構造沙窗”的效果。2）老紅層下有無煤系存在，取決于第一期剝蝕，第一期剝蝕對石炭-二疊紀破壞不大。新汶煤田內大部可見，凡有老紅層覆蓋，石炭二疊紀煤系都保存完好，其下都殘留含煤地層和可采煤層。新紅層最深可剝蝕到本溪組，因此，老紅層護煤作用、新紅層剝蝕作用極明顯。第四節(jié)煤層與煤質一、區(qū)內煤層特征區(qū)內含煤地層為石炭～二疊紀海陸交互相煤系，煤系假整合于中奧陶統(tǒng)石灰?guī)r基底之上，平均保留厚度252m（225~279m），共含煤16層（編號：煤1～煤16），煤層平均累計厚度為，含煤系數(shù)為4.7%。第11層煤：厚度1.60~，平均，屬全區(qū)穩(wěn)定可采的中厚煤層。該層煤結構較簡單，一般含1~2層夾矸，厚0.15，巖性為高嶺石泥巖，頂?shù)装逡话憔鶠榉凵皫r。下距第13層煤43.30~，平均。該層煤小港煤礦已采至本區(qū)西北部邊界附近，實際揭露厚度1.5~，一般含1~2層夾矸，其中一層厚度小于。第13層煤：厚度1.10~，平均。頂板為四灰，底板為粉砂巖。下距第15層煤8.35~，平均。該層煤小港煤礦已采至本區(qū)西北部邊界附近，實際揭露厚度1.2~，煤層總厚穩(wěn)定，一般含一層不穩(wěn)定的炭質砂巖夾矸，厚度有時大于煤分層。第15層煤：厚度1.10~，平均，屬全區(qū)穩(wěn)定可采的薄~中厚煤層。該層煤結構簡單，一般含一層粉砂巖夾矸，厚0.1~。頂板一般為薄層泥灰?guī)r，底板為粘土巖。下距徐灰7.4~，平均；下距奧（02-1#孔）。該層煤小港煤礦已大面積開采，實際揭露厚度1.2~，煤層總厚穩(wěn)定，中部一般含一層粉砂巖夾矸，厚度有時大于煤分層。第16層煤：本煤層位于太原組底部，上與煤15間距1.83～2.89m，平均，下與本溪組奧灰間距34.45～41.70m，平均。煤層厚度0.55～1.26m，平均厚度。二、下組煤煤層的煤質特征1、煤的物理性質本區(qū)可采煤層的顏色黑色，條痕黑褐色，弱玻璃光澤，條帶狀或均一狀結構，層狀、塊狀或粒狀構造。性脆，內生裂隙發(fā)育，常見參差狀、貝殼狀或眼球狀斷口。容重1.29～1.41t/m3，導電性弱，高阻異常明顯。2、化學性質、工藝性能及煤類煤類及劃分依據(jù)根據(jù)煤質化驗結果，本區(qū)第2、4、6層煤屬氣煤（QM），第11、13、15層煤屬肥煤（FM），自上而下各煤層變質程度逐漸增高，符合區(qū)域性規(guī)律和生產(chǎn)實際揭露情況。（2）化學性質和工藝性能①煤的灰分和灰熔融性—～30.00%之間為中灰分煤（MA）。各層煤灰成分以酸性灰渣為主，其成分主要為SiO2、Al2O3、Fe2O3、CaO、MgO、SO3等，次為TiO2、K2O、Na2O、P2O5、MnO2等。各煤層灰熔融性以灰分軟化溫度ST（℃）作為評價指標，第11、13、15層煤在1100~1250℃表格1：各煤層灰分及灰熔融性統(tǒng)計表煤層111315Ad（%）級別MAMAMAST（℃）1110~129012301100~126011351152~13401210級別低熔低熔低熔②煤的硫分和磷分—94》標準、以原煤平均硫分含量Std（%）來評價，第6、11層煤在2.01~3.00%之間為中高硫煤（MHS），第13、15層煤大于3.00%為高硫分煤（HS）。本區(qū)可采煤層磷分含量均較低，以原煤平均磷分含量Pd(%)來評價，第13、15層煤低于0.01%，為特低磷煤；第11層煤在0.01~0.05%之間為低磷煤。各煤層硫分、磷分含量情況見表2。表格2：各煤層硫分、磷分含量情況表煤層111315原煤Std（%）級別MHSHSHS原煤Pd(%)0.0031~0.0110.級別低磷煤特低磷煤特低磷煤③煤的粘結性和結焦性根據(jù)化驗資料，區(qū)內各可采煤層均具有較強的粘結性和良好的結焦性，可作為煉焦配煤利用。粘結指數(shù)（GR.I）平均74~94%，焦渣特征4~7，奧亞膨脹度（b）平均68~172%，膠質層最大厚度（Y）平均14~，熔合狀況完全，成焦率71~76%。本區(qū)可采煤層未進行低溫干餾試驗，據(jù)汶南井田測試結果，焦油產(chǎn)率平均11.7~17.17%。④發(fā)熱量—94》標準、以原煤可燃基彈筒低位發(fā)熱量Qbad（MJ/kg）來評價，除第11層煤在24.01~21.00MJ/kg之間屬高熱值煤（HQ）外，其他可采煤層均大于27.00MJ/kg為特高熱值煤（SHQ）；精煤均大于30MJ/kg，為特高熱值煤，詳見表3。表格3：煤層發(fā)熱量表煤層111315Qbad（MJ/kg）級別HQSHQSHQ精煤級別SHQSHQSHQ⑤煤層瓦斯涌出量與煤塵爆炸指數(shù)111315CH4涌出量相對涌出量/T1.766m3/T48m3/T絕對涌出量/min0.034m3/min0.115m3/min煤塵爆炸指數(shù)41.54%41.76%44.51%3、煤巖特征本區(qū)可采煤層的宏觀煤巖特征以半亮型煤為主，煤巖組分以亮煤和鏡煤為主，常呈條帶狀交替出現(xiàn)，下組煤常見黃鐵礦結核及粉砂巖或泥巖夾矸，將煤層分成2~3個煤分層。微觀煤巖特征有機組分含量大于85%，以鏡質組為主，次為絲質組、穩(wěn)定組，主要顯微煤巖類型為微鏡煤。4、煤質及工業(yè)用途評價11、13、15、16層煤屬肥煤，均屬中變質程度的煙煤，具有較強的粘結性和一定的結焦性。其灰分含量及有害元素含量均較低，碳、氫、氧等元素組成穩(wěn)定，硫含量偏高，但在各煤層配采情況下，經(jīng)洗選后，基本能達到煉焦配煤的要求。各煤層發(fā)熱量高而穩(wěn)定，也是良好的動力及民用燃料用煤。由于膠質層厚度均大于9mm，不宜作煉油用煤。第五節(jié)-565水平延伸與采空區(qū)的關系二級主暗斜井開口于Fb與F22-2斷層之間4煤頂板中，該區(qū)域的上組煤2、4、6煤受斷層影響煤巖層傾角大，尚未開采；下組煤11、13、15、16煤尚未開拓；二級主暗斜井穿過F22-2斷層后分別穿過2、4、6、11、13、15、16煤層，該區(qū)域2煤已回采完畢，二級主暗斜井從6207面采空區(qū)穿過，采空區(qū)形成于1996-1997年，實際回采期間工作面干燥無水，老空區(qū)未形成老空積水，加強掘進期間支護及瓦斯管理；4煤由于煤層厚度變薄未開采；61104工作面老空區(qū)與二級副暗斜井水平最短距離50米，垂直最短距離36米，老空區(qū)形成的冒落、裂隙帶波及不到二級主暗斜井開拓，對其無影響。二級副暗斜井開口于Fb斷層的上盤，分別穿過Fb、F22-2斷層及其間的4煤，該區(qū)域的上組煤2、4、6煤受斷層影響煤巖層傾角大，尚未開采；二級主暗斜井穿過F22-2斷層后分別穿過2、4、6、11、13、15、16煤層，該區(qū)域2煤已回采完畢，二級主暗斜井從6207面采空區(qū)下部穿過，垂直最短距離36米，采空區(qū)形成于1996-1997年，實際回采期間工作面干燥無水，老空區(qū)未形成老空積水，對二級副暗斜井開拓無影響；4煤由于煤層厚度變薄未開采；61104、61105工作面與二級副暗斜井留設20米保護煤柱，工作面回采后形成的冒落、裂隙帶波及不到二級副暗斜井開拓，對其無影響。第六節(jié)區(qū)域水文地質條件一、區(qū)域充水條件1、大氣降水歷年最大年降水量（1964年），最小年降水量（1968年）；歷年年均降水量，降水多集中在每年的7～8月份。井田內煤系大部分被第三系紅色粘土質粉砂巖隔水層所覆蓋，地表又為丘陵山坡地帶，逕流條件好，礦井涌水量與大氣降水量變化無關。2、地表水發(fā)源于蓮花山東北部的邁來河，由北而南流經(jīng)鄰區(qū)紅旗、崖頭、小港煤礦，河床寬度50～150m，平均70m，河床內於積有流沙。一般冬春季節(jié)干枯斷流，雨季平常水深不超過，水面寬約十余米，僅當出現(xiàn)連日下雨時，才會水滿河床，流速增大，但在雨后1～2天內，流量即可迅速減小，屬季節(jié)性河流。河水僅補給第四系砂礫石含水層，對礦井充水影響甚小。3、含水層及隔水層（1）第四系砂礫石含水層厚度為1.00～17.80m，平均厚度，其厚度與地面標高呈反比，其頂部為耕土層，以河流相未膠結的沖積、坡積次生性黃土、砂質粘土為主，底部局部有流砂層發(fā)育，水位埋深一般為0.8～2.8m，季節(jié)性變化幅度在1.0～2.0m左右，局部略具承壓性質。據(jù)新汶礦業(yè)集團翟鎮(zhèn)煤礦鉆孔抽水試驗資料，其單位涌水量q=2.48～4.92L/s.m，滲透性系數(shù)k=55.29～183.59m/d，影響半徑R=187.4～358.0m，為一富水性較強的孔隙型潛水含水層。本含水層主要接受大氣降水補給，與邁來河、小汶河等地表河流的水力聯(lián)系密切，但由于其厚度薄，分布范圍小，及下伏第三系紅色粘土質粉砂巖、泥巖的隔水作用，與煤系各含水層無水力聯(lián)系，對礦井生產(chǎn)無不良影響?？偟V化度0.26～0.41L/g，PH值7.4～7.8，總硬度8～15德國度，為HCO3-CaMg型中軟淡水。（2）第三系砂礫巖含水層厚度0～57.99m，由于鉆探時多以無芯鉆井方式穿越本層位，對此層段研究工作程度較低，一般主要由磚紅色粘土質粉砂巖組成。夾數(shù)層礫巖，礫石磨園度及分選性較差，礫石成分以石灰?guī)r、巖漿巖、片麻巖為主。新汶礦業(yè)集團翟鎮(zhèn)煤礦9號孔抽水試驗資料：抽水試驗段距為(孔深10.58～247.81m)，內有礫巖三層，埋深依次為27.6～28.5m、31.70～34.10m及37.60～40.50m,礫石層累計厚度，其原始靜止水位標高為+，單位涌水量q=/s.m，富水性很弱,主要依靠大氣降水及第四系含水砂礫石層潛水補給。（3）太原組一灰含水層井田內厚度0.70～2.68m，平均，灰色至深灰色泥晶生物碎屑灰?guī)r，表面粗糙，質不純，多含泥質，具縫合線構造。巖溶裂隙不發(fā)育，結構致密，井田內未見鉆孔漏水現(xiàn)象。良莊煤礦淺部水9、水10號鉆孔(一灰埋深在70m左右)抽水資料：原始靜止水位標高+，單位涌水量q=/s.m，滲透性系數(shù)k=/d，影響半徑R=267m。井下編錄統(tǒng)計資料：巖溶線裂隙率隨埋深的增加而明顯地降低，富水性明顯地減弱。+80m標高以上，巖溶線裂隙率為30.9%；+80～±0m之間為20.8%；±0m以下則很小，井巷揭露一灰已有10余次,僅有二處出現(xiàn)過淋水,其余則干燥無水。井下揭露一灰多次，均為結構致密，干燥無水。綜上所述，由于一灰厚度小，巖溶裂隙不發(fā)育，富水性較弱，為富水性極弱的巖溶裂隙承壓含水層。（4）太原組四灰含水層四灰為煤13的直接頂板，厚度6.28～9.41m，平均，區(qū)內巖性橫向變化不大，為灰白至深灰色，具縫合線，微晶結構的泥質細晶生物碎屑灰?guī)r，富含各類海相動物化石，頂部含泥質較多，中部質較純，底部多含隧石結核。結構致密，巖溶裂隙不發(fā)育，且多為方解石所充填，井田內未見鉆孔漏水現(xiàn)象。西翼13層煤底板標高在-250～-500m左右，目前已基本回采完畢，未見較大淋水點。新汶礦業(yè)集團翟鎮(zhèn)煤礦350號孔四灰抽水試驗，原始靜止水位標高+；9號孔四灰與煤系混合抽水試驗，原始靜止水位標高+，單位涌水量q=/s.m。（5）本溪組徐灰、草灰含水層徐灰上與煤16平均間距，厚度，分布十分穩(wěn)定，為灰色至灰黑色泥晶生物碎屑灰?guī)r，灰?guī)r中生物化石較為豐富，結構較致密，巖溶裂隙不甚發(fā)育，但裂隙充填不緊密，僅局部被方解石所充填。草灰平均厚度，上與徐灰平均間距僅，與徐灰可以視為一個含水層。新汶礦業(yè)集團翟鎮(zhèn)煤礦350號鉆孔徐灰、草灰混合抽水試驗，其原始靜止水位標高為+，基本無水可抽。1978年，泉溝煤礦二采區(qū)-115m水平初次放水時，孔口水壓1.2Mpa(相當于靜止水位+)，單孔涌水量66m3/h，富水性中等?？偟V化度為/l，總硬度17.98～45.53德國度，PH值5.8～7.6，屬SO4-KCa型水；但12年后，當四采區(qū)-320m及-450m水平實施放水時，與二采區(qū)初次放水相比其放水水量、水壓雖有所減小，但幅度不大，說明其與下伏奧灰含水層有較密切的水力聯(lián)系。我礦在開采西翼下組煤時，先后對徐灰、草灰進行了10孔次探放，累計鉆探進尺1133m，由初始孔口壓力可知，井田西翼徐灰、草灰靜止水位已降至-118(-250水平)～-360(-440水平)m。4、采空區(qū)積水七采下部煤層開采時，上方4層煤均形成采空區(qū)，且工作面最低下限部位老空積水。據(jù)礦壓理論推算，新汶礦區(qū)單層開采時冒落帶及裂隙帶的最大高度一般為單層采厚的20～30倍，即40～60m。本井田內，冒落帶高度及導水裂隙帶高度估算見表5.1,5.2。表格5.1冒落帶高度估算值采高（m）冒落帶范圍(m)備注表格5.2導水裂隙帶高度計算表采高（m）導水裂隙帶高度(m)備注冒落帶高度與導水裂隙帶高度之和即為采動后對頂板的影響程度,在此范圍之內的煤(巖)層都可能受到波及.正常情況下,開采11煤達32m，考慮到過斷層等特殊情況，按此值1.5倍計算11煤達48m。由于該區(qū)域4煤與11煤間距132～135米，其數(shù)值遠大于48米，因此該區(qū)域4層煤采空區(qū)內的老空積水對11層煤安全開采無水害威脅。5、煤系基底承壓水對煤層開采的影響該區(qū)域地質資料鉆孔統(tǒng)計，16煤間距煤系基底含水層41米。根據(jù)工作面采動影響深度經(jīng)驗公式計算：h=0.7007+(L為面長)面長(m)影響深度(m)備注10014015煤與徐灰隔水層間距厚度為41m,根據(jù)礦井實測,徐草灰承壓水水壓值不大于1.6兆帕,根據(jù)新礦集團突水系數(shù)0.06～0.12Mpa/m，h=h－隔水層厚度ｍM－承受水壓MpaV突－突水系數(shù)Mpa/m隔水層厚度小于41ｍ，15層煤開采不受徐灰水影響，15煤開采時，因奧灰富水性較強，水壓大，當斷裂發(fā)育，加上采動影響，有可能發(fā)生突水事故。因此，必須在開采15煤前進行探放水工作。5、隔水層第三系紅色砂質泥巖為良好的隔水層，它切斷了大氣降水、地表水、第四系潛水及第三系礫巖含水層水與井田中部、深部煤系地層內各含水層之間的水力聯(lián)系。分布在煤系各含水層之間的泥巖、炭質泥巖、粉砂巖及煤層等均具有較好的隔水性能，可有效地阻隔煤系中下部含水層與煤系上部含水層之間的水力聯(lián)系。以上二個隔水層的存在，使礦井井田的水文地質條件趨于簡單化。6、斷層的導水性據(jù)新汶礦業(yè)集團翟鎮(zhèn)煤礦及我礦統(tǒng)計資料，穿過斷層帶的鉆孔均未出現(xiàn)鉆孔沖洗液漏失現(xiàn)象，斷層帶的含水性、導水性均很差。本礦井7405面切眼處揭露F22斷層，巷道與灰?guī)r（經(jīng)分析可能為奧灰）對接，出現(xiàn)少量涌水，約3/h。-400m石門揭露F22斷層時，初始涌水量約5-6m3本礦井西翼煤11、煤13、煤15已基本回采完畢，未發(fā)現(xiàn)巖溶陷落柱。7、相鄰礦井的開采及其對本礦井的影響該區(qū)域南、西部與翟鎮(zhèn)礦為鄰，其上組煤已回采結束，其中煤2風化，在邊界留設30m礦界煤柱，低洼處可能積水。故翟鎮(zhèn)煤礦的開采對本礦井無不良影響。二、涌水量預計1、礦井涌水量概況觀測方法：堅持每月一次到三次對各涌水點觀測，一般用容積法測量，有時用堰測法測量，探水初期采用流速儀測量。2、礦井涌水量及其構成礦井現(xiàn)階段實際出水量3/h，其構成為第四系含水砂礫層、第三系礫巖、山西組砂巖、第四層石灰?guī)r水，以徐草灰水為主。礦井涌水80%來自于徐灰疏水，30%來自于—400石門徐灰水10%來自于到井第三條礫巖淋水、礦井涌水與大氣降水變化無關，全年礦井涌水量變化不大，較穩(wěn)定。3、采區(qū)涌水量預計-565水平下組煤最大埋深－680m時，水位最大降深400m。根據(jù)我礦開采下組煤記錄證明，礦井下組煤充水來源主要為徐、草灰，四灰水賦水量不大，易疏干，不作為主要充水來源。經(jīng)過我礦近10年對西翼一采區(qū)徐灰、草灰的探放水資料實際計算，得西翼探水孔合計最大涌水量40m3-565水平下組煤正常涌水量：80m3-565水平下組煤最大涌水量：115m3/h第七節(jié)儲量計算一、計算方法井田內煤層傾角不大于15°，以公式(1)，計算各塊段儲量Qi=Si×Mi×d公式(1)式中：Si為第i塊段的煤層水平投影面積(m2)；Mi為第i塊段的煤層平均采用厚度(m)；d為煤層容重(t/m3)；Qi為第i塊段的煤層儲量(t)。二、儲量計算結果截止到2008年底，我礦累計查明地質儲量41834千噸，保有儲量31161千噸；其中-565水平下組煤11、13、15、16煤累計查明地質儲量9658千噸，可采儲量6704千噸，資源量2954千噸，詳見下表：下組煤11、13、15、16儲量統(tǒng)計表（單位：千噸）煤層儲量類別11煤13煤15煤16煤合計111b262519822097067042S2241844415022954合計32152400254115029658第八節(jié)-565水平設計生產(chǎn)能力及服務年限一、工作制度礦井年工作日為330天，每天三班作業(yè)。每班工作八小時，即采用三八工作制，每天凈提升時間為16個小時。二、采區(qū)設計生產(chǎn)能力和服務年限小港煤礦于1979年投產(chǎn)，設計生產(chǎn)能力為30萬t/a，可采煤層為第2、4、6、11、13、15煤層。礦井東翼設四個主要開采水平，第一水平為-50m水平，第二水平為-180m水平，第三水平為-385m水平，第四個水平為-550m水平。2006年經(jīng)山東省煤炭工業(yè)局核定年生產(chǎn)能力42萬t。-565水平作為本礦井的一個生產(chǎn)水平的一部分，儲量比較豐富，為了充分利用礦井設備，提高設備利用率，確定其生產(chǎn)能力為30萬t/年。采區(qū)服務年限計算公式為：式中：T—采區(qū)服務年限，a；ZK—擴大區(qū)可采儲量，萬t；A—采區(qū)生產(chǎn)能力，30萬t/a；K—儲量備用系數(shù)，取1.3。煤層可采儲量(萬t)儲量備用系數(shù)年采出量(萬t)服務年限(a)11301315合計第二章礦井主要生產(chǎn)系統(tǒng)現(xiàn)狀第一節(jié)提升系統(tǒng)礦井開拓方式為立井斜井混合式開拓，一對主、副立井，一個斜風井。主立井裝備2JK-2.5/11.5型提升機，主井井筒深，井筒直徑4m，QJLGA/4.5型三噸箕斗提升；副立井裝備2JK-2.5/20型提升機及一噸單層單車單罐籠加配重錘提升，井筒深226m，井筒直徑4m，主要擔負礦井提升人員及提矸、下料任務。主暗斜井采用2JK-2/20型礦用提升機，配用功率200kW，主要擔負礦井生產(chǎn)排矸及運料提升任務。第二節(jié)通風系統(tǒng)主、副立井進風，回風井為東風井，東風井坡度24°，長度657m。礦井通風方式為中央邊界式通風，配備G4-73-11№-25D離心式扇風機二臺，配用電機310kW，提風機最大排風量為5046m3/min。現(xiàn)礦井需風量為4207m3/min，總進風量為4703m3/min，總回風量為4809m3第三節(jié)礦井排水系統(tǒng)礦井實際正常涌水量為120m3/h，最大涌水量為178m3/h，礦井排水系統(tǒng)由-550、-400、-310、-50四個水平排水系統(tǒng)組成。井下有-550水平泵房安裝100D45×6型水泵3臺，配備電機功率110KW，水泵額定排水能力為85m3/h，揚程270m，由φ108mm兩趟管路斜排至-400，水倉2個，水倉容量為700m3，配用電動機型號為：YB315S1-2型，功率110KW。排水高度為-310水平泵房安裝200D43×8型水泵3臺，配備電機功率450KW，水泵流量QB=228m3/h，揚程為，配用電機型號為YB450M1-4,功率450KW，φ219mm兩趟管路斜排至-50水平，水倉2個，水倉容量為1000m3。排水高度為-400水平泵房安裝100D45×9型水泵3臺，配備電機功率160KW，水泵額定排水能力為85m3/h，揚程為405m，由φ108mm兩趟管路斜排至-50水平，水倉2個，水倉容量為1000m3，配用電動機型號為：YB2315L1-2型，功率160KW。排水高度為-50水平泵房負責全礦井排水，安裝200D43×6型水泵3臺，配備電機功率300KW，水泵額定排水能力為288m3/h，揚程244m，兩趟管路垂直排至地面水池，水倉2個，水倉容量為1000m3，配用電動機型號為：JS138-4型，功率300KW。排水高度為第四節(jié)礦井供電系統(tǒng)小港煤礦地面建有6KV變電所一座，由兩回路架空電源線路供電。一回路引自110KV泉溝變電站6KV母線，導線截面150mm2，長度為。二回路引自崖頭煤礦地面配電所6KV母線，導線截面120mm2，長度為。正常一回路運行，二回路帶電熱備用。第五節(jié)井下采掘生產(chǎn)情況我礦共有可采煤層7層（2、4、6、11、13、15、16層），現(xiàn)回采的煤層有4、11層。目前礦井生產(chǎn)水平為-400水平，有兩個采區(qū)2個回采工作面，6個掘進工作面組織生產(chǎn)，其中六采區(qū)11層1個回采工作面2個掘進工作面，七采區(qū)4層1個回采工作面1個掘進工作面；-310水平為礦井準備水平，現(xiàn)有3個掘進工作面準備2層煤的回采。第六節(jié)運輸系統(tǒng)我礦現(xiàn)有2個采區(qū)生產(chǎn)，其中六采區(qū)已全部采用皮帶運輸至井底煤倉，再通過主井箕斗提到地面；七采區(qū)煤炭通過二級暗斜井串車提到-180車場，再經(jīng)翻罐煤倉匯入副暗斜井皮帶運出。第七節(jié)原六、七采區(qū)下組煤設計說明一、原六采區(qū)下組煤設計說明從-550推石門進入13、15層煤，再分別沿13、15掘進3條下山形成對13、15層的聯(lián)合開采，利用現(xiàn)在的六采區(qū)提升、運輸系統(tǒng)完成對13、15煤的提升、運輸。二、原七采區(qū)下組煤設計說明從-400水平及-265水平巷道布置開拓，開采七采11層煤，七采區(qū)11層煤東西兩翼長達1580m，南北長平均只有520m，為此在該采區(qū)采用單層、雙翼布置，在中部布置兩條下山，兩翼共劃分8個區(qū)段開采，其中西翼劃分五個近似東西向區(qū)段，區(qū)段長100m，區(qū)段走向長760m；東翼劃分近似東西向三個區(qū)段，區(qū)段長100m，區(qū)段走向長640m，區(qū)段間保護煤柱為15m，下山保護煤柱為30m，F(xiàn)22-2斷層保護煤柱為30m，礦界保安煤柱為30m。1、從-400車場，先在該水平掘出上部甩車場，然后按方位289°坡度-25°掘進七采下組煤軌道下山，該下山分別穿過11層、13層到達15層煤，全長340m。在15層-520水平設配電所、泵房、水倉。從軌道下山11層煤見煤點處開口，掘一條長約80m的-484運輸巷至七采11層軌道下山及皮帶下山位置，然后再按方位154°沿煤層頂板分別掘進七采11層軌道下山及皮帶下山，兩條下山相距20m。長分別為350m、410m。七采11層軌道下山與皮帶下山通過頂板繞道相互聯(lián)系。2、從-265水平按方位244°9′31″坡度-18°掘進-265集中皮帶下山，全長910m，揭露11層煤距離為752m。主要服務于七采區(qū)下組煤及后期六采區(qū)下組煤的運煤及回風任務。該下山分別穿過11層、13層、15層煤，最后終止在15層煤底板-531水平，在11層煤-481水平及15層煤-531水平各設一個煤倉，煤倉深度分別為20m、17m，用于七采11層及13、15層煤的儲運。3、為減少提升環(huán)節(jié)，解決六采下組煤的運輸緊張問題，從-550水平掘進六采集中皮帶道至七采11層集中煤倉，該皮帶道按方位263°沿煤層頂板掘進，全長910m，該巷道既服務于六采下組煤后期的煤炭運輸，也作為71108工作面的回風巷使用。4、從七采區(qū)11層軌道下山、皮帶下山分區(qū)段布置區(qū)段機道巷及回風巷，其中上區(qū)段的機道巷與下區(qū)段的回風巷平行布置，兩巷道凈煤柱15m，西翼掘至邊界煤柱，東翼掘至六采11層皮帶下山保護煤柱。兩巷道每隔80m掘一聯(lián)絡巷，以便掘進時通風。區(qū)段布置：北部至F22-2斷層保護煤柱線，南部至邊界煤柱線，平均100m一個區(qū)段，共分8個區(qū)段，聯(lián)絡同區(qū)段的機道巷與回風巷作為切眼，形成新工作面。5、在七采11層軌道下山上部設JD-40型絞車車房，在七采兩條下山之間設采區(qū)配電所一處，在兩下山下部-512水平設水泵房、水倉各一處。為保證前期掘進時排水，掘進時設臨時水倉。6、13層、15層采取聯(lián)合布置，其中在13層布置兩條平行下山，一條作為軌道下山用于運輸物料及進風，另一條作為13、15層專用回風巷。在15層中布置集中皮帶下山用于13層、15層煤的運輸及進風。系。第三章-565水平開采設計方案第一節(jié)-565水平開采設計方案的提出小港煤礦1969年建礦，1979年3月投產(chǎn)，設計能力為21萬噸/年，后經(jīng)兩次擴界形成現(xiàn)在的礦井開拓方式。當時為了盡快形成開采局面，都是利用原有巷道接力向下延伸，從而造成多級提升，形成不了集中生產(chǎn)，水平多，采區(qū)分散，造成崗多人多，效率低，成本高。我礦現(xiàn)開采的采區(qū)為7采上組4煤及6采下組11煤，都同時面臨對新采區(qū)的開拓，在此基礎上提出了對六、七采區(qū)方案設計修改，形成集中生產(chǎn)，這也是為下組煤開拓打下基礎.另外隨著機械化程度不斷提高，原采區(qū)的劃分已不適應機械化開采的需要，需對采區(qū)重新進行劃分。第二節(jié)-565水平開采設計方案確定的原則一、設計方案確定的原則1、根據(jù)現(xiàn)有的井田位置、煤層賦層情況及現(xiàn)有巷道關系，充分利用原有設施和設備，減少井巷工程量，縮短接續(xù)時間，降低投資。2、開拓巷道要為下組煤（11、13、15層）開采提供條件，減少提升運輸環(huán)節(jié)，便于全礦形成集中生產(chǎn)。3、減少接續(xù)時間，使7采11層煤盡快投產(chǎn)，確保礦井正常生產(chǎn)。4、優(yōu)化后的巷道能夠使通風系統(tǒng)趨于簡單，大大降低風阻，提高風量利用率。5、優(yōu)化后采區(qū)布置要利于采掘機械化開采,滿足機采面的年推進距離。二、-565水平開采設計開拓延伸方案確定六采11層還有40萬噸儲量，七采區(qū)上組煤還有7萬噸儲量，都面臨新采區(qū)的開拓，原設計六采、七采下組煤分兩個采區(qū)開拓，但隨著機械化程度的提高，原采區(qū)的劃分已不適應當前開采的需求，為形成集中生產(chǎn)，增加采區(qū)儲量，減少巷道開拓量，根據(jù)井田分布情況，將原六采、七采合并為一個水平開拓，即-565水平，從而減少一個采區(qū)的巷道開拓、準備工程量。為合理開拓-565水平提出以下方案供選擇。1、方案一：從-310水平延伸二級主、副暗斜井方案從-310水平利用原六采副下山上車場按坡度20o方位208o0ˊ54〞掘進二級副暗斜井，該斜井延伸至-565水平，全長761m，采用絞車提升，為輔助提升巷道，同時安設人行車用于機械運人。另一條從-265煤倉位置按坡度25o方位205o42ˊ25〞掘進二級主暗斜井，該暗斜井也延伸到-565水平，全長689m，該巷道敷設皮帶，作為主運輸巷道。掘進的暗斜井分別穿過七采區(qū)下組煤11、13、15層，其中11層單獨布置，13、15層由于層間距只有10m左右，采用聯(lián)合布置。在-565水平設置泵房、水倉、配電所。在-530位置完成對11層單翼開采（另一翼已開采）。在-565的位置完成對13、15層聯(lián)合布置，形成雙翼采區(qū)（對原六采、七采下組煤形成集中開采），減少原六采開拓巷道掘進量及煤柱損失。2、方案二：從-400延伸二級主、副暗斜井方案該方案利用現(xiàn)在-400水平以上的提運系統(tǒng)，完成對7采11層及13、15層布置，-400水平開拓方式為從-400水平按坡度-23o，方位192o掘進二級副暗斜井，全長420m，采用絞車提升，為輔助提升巷道，同時安設人行車用于機械運人。另一條從-265集中皮帶機尾處按坡度-24o，方位192o掘進二級主暗斜井，全長440m，該巷道敷設皮帶，作為主運輸巷道。二級主、副暗斜井都延伸到-565水平，在此布置配電所、泵房。兩下山分別穿過11、13、15層。其中11、13、15層的開拓開采方式同方案一。1）技術比較方案優(yōu)點缺點方案一-310水平延伸二級暗斜井方案(1)減少提升和運輸環(huán)節(jié)，占用人員少。(2)減少機電硐室，減少礦井需風量。（3）減少了通風距離，擴大了通風斷面，減少風阻。（4）主暗斜井坡度減少，施工難度減少。（5）能夠形成集中生產(chǎn)。(1)掘進工程量增加。方案二-400延伸二級暗斜井方案(1)初期掘進量少。(2)利用原系統(tǒng)，初期投資少。(1)使用后提升和運輸系統(tǒng)復雜，環(huán)節(jié)多，路線長，占用人員多。（2）機電硐室多。配風地點多。（3）能利用的巷道局部斷面小，影響通風。（4）生產(chǎn)系統(tǒng)分散，不能形成集中生產(chǎn)。從技術比較看：方案二有一個明顯缺點，提運系統(tǒng)復雜，占用人員多，通風斷面沒有改變，通風阻力大。方案一雖然初期投資大，但減少提運環(huán)節(jié)，減少人員、設備，是長期的效益，后期生產(chǎn)經(jīng)營效果好。2)經(jīng)濟比較(1)工程量統(tǒng)計。由以上各方案平面圖，其采區(qū)布置基本相同，經(jīng)濟比較只對不同部分進行，所以在進行工程量統(tǒng)計時只需對各方案不同部分進行計算。各方案工程量統(tǒng)計見表各方案部分工程量匯總表類別方案Ⅰ方案Ⅱ長度(m)斷面（m2）長度(m)斷面LINKWord.Document.8"I:\\新建文件夾(3)\\小港煤礦開采設計修(合)kuangfa.doc"OLE_LINK4\a\r（m2）二級副暗斜井761420二級主暗斜井689440(2)經(jīng)濟分析下面對以上兩方案進一步進行經(jīng)濟比較，以從經(jīng)濟上比較其優(yōu)劣。方案一：工程費用概算：（761+689）×2316.5=335.89（萬元）方案二：工程費用概算：（420+440）×2316.5=199.2（萬元）后期運行費用：方案一主運輸和輔助運輸直接到-310水平，通過主、副暗斜井將矸石、及煤炭運到-50水平。而方案二需通過原二級暗斜井和-265集中皮帶下山，再由主、副暗斜井將矸石及煤炭運到-50水平。方案二中間還有2個周轉車場。通過計算后期的運行費用方案一每年將節(jié)省100多萬元。從經(jīng)濟比較看雖然初期工程投資方案一比方案二多136.69萬元，但運行一年后就能夠節(jié)省出初期多投入的部分。（3）安全方面從安全方面來說，減少環(huán)節(jié)，減少人員就是減少隱患點。方案一系統(tǒng)形成后，一、二級猴車下山，原二級暗斜井及-400水平以下的巷道全部打入報廢，減少維修工程量。而方案二仍需保留一、二級猴車下山，原二級暗斜井及-400水平的巷道。由此可見方案一具有很好的安全保障優(yōu)勢。（4)開拓方案的確定通過以上技術、經(jīng)濟、安全方面比較可以看出，所提出的兩個開拓延伸方案，方案一明顯優(yōu)于方案二。雖然初期工程投資方案一比方案二多121.87萬元，但運行一年后就能夠節(jié)省出初期多投入的部分。故確定方案一為-565水平開拓延深方案。四、首采區(qū)巷道布置該水平可采煤層有11、13、15煤，按開采順序首先考慮11層煤的開采，即七采區(qū)開采。為盡快形成對七采的準備工作，在-530位置布置7采11層軌道上山及皮帶上山，形成對11層的準備。7采11層為單翼布置，各區(qū)段長度控制在140m左右，推進長度控制在900-1200m左右。對13、15層煤（包括原六采13、15層煤）的開拓采用聯(lián)合布置，為九采區(qū)，方案是在15層布置兩條上山，一條作為軌道下山用于運輸物料及進風，另一條作為13、15層集中皮帶下山用于13層、15層煤的運輸及進風。在13層中布置專用回風巷。13與15層之間通過石門聯(lián)系。該采區(qū)采用雙翼布置，區(qū)段長度為140m，推進長度為900-1200m。第四章采區(qū)巷道布置及機械配備第一節(jié)采區(qū)及工作面巷道布置一、-565開拓巷道布置-565水平主要開采11、13、15煤層。分為二個采區(qū)進行開采，其中11層煤為七采區(qū)，也是-565水平的首采區(qū)，13、15層聯(lián)合布置為九采區(qū)。從-310水平向下延伸到-565水平兩條暗斜井二級主、副暗斜井，副暗斜井按坡度20°掘進，全長761m，2；主暗斜井按坡度25°掘進，全長689m2。二、采區(qū)巷道根據(jù)采區(qū)劃分及煤層賦存條件，11煤層為七采區(qū)，在-530水平推石門見11層煤，沿11層布置兩條上山形成單翼開采。2。三、區(qū)段劃分與開采順序根據(jù)采區(qū)煤層賦存狀況，巷道布置情況，11煤層區(qū)段長度按140m設計；上下順槽長900-1200m。工作面接續(xù)：采取由下而上的順序開采，為了減少區(qū)段平巷工程量和巖石工程量，區(qū)段平巷均沿煤層布置。四、采煤工作面布置與參數(shù)選擇根據(jù)采區(qū)巷道布置與生產(chǎn)能力要求，在11層布置一個高檔普采面。(一)工作面長度工作面走向長度900-1200m，面長140m。(二)工作面推進度根據(jù)該礦生產(chǎn)經(jīng)驗和產(chǎn)量要求，高檔普采工作面日推進度為3m。(三)回采工作面產(chǎn)量礦井年工作日330天，采用“三八”制正規(guī)循環(huán)作業(yè)，作業(yè)方式采用三班生產(chǎn)、邊采邊準。回采工作面設計長度140m，工作面日推進，煤層平均厚度3，工作面回采率97%，工作面年生產(chǎn)能力為：A11×L×m×K×I×330×γ×C×10-4×140××××330××97%×10-4式中：1.08－掘進出煤系數(shù)，取1.08；A－工作面年生產(chǎn)能力，萬t；L－工作面長度，140m；m－煤層平均厚度，；K－正規(guī)循環(huán)率，0.9；I－工作面日推進度，；γ3；C－工作面回采率，97%。滿足30萬t/a生產(chǎn)能力要求。第二節(jié)采煤方法一、采煤方法根據(jù)煤層賦存情況及我礦開采經(jīng)驗，11層煤采用走向長壁后退式采煤法，采空區(qū)處理方式為全部垮落法。在此對11煤回采參數(shù)進行選定。二、回采工作面開采參數(shù)的確定1、工作面長度從采區(qū)煤層賦存狀況以及通風、運輸、行人等各生產(chǎn)環(huán)節(jié)，并結合生產(chǎn)技術管理水平，確定各個煤層工作面長度為140m。2、采高根據(jù)高檔普采工藝特點及煤層厚度，設計確定各個煤層厚度為采高。三、工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備配置該采區(qū)首采面布置在11層煤，采煤機割煤，刮板運輸機運煤?；夭晒に嚥捎脻L筒式采煤機、刮板輸送機、單體液壓支柱、金屬頂粱及其它附屬設備等進行配套生產(chǎn)，實現(xiàn)采煤工藝過程的部分機械化。1、采煤工藝單滾筒采煤機割煤，采高，割煤深度為?；夭晒ば虮竟ぷ髅婷簩觾A角12°，采煤機雙向割煤，兩端頭開切口進刀，執(zhí)行如下回采工序：采煤機割煤→支柱→推移刮板輸送機。（2）采煤機割煤時，必須及時支柱，割煤與支柱之間的平行作業(yè)距離距采煤機后滾筒不大于15m。（3）實行采煤、支柱、推移刮板輸送機平行作業(yè)。2、落煤方法采煤機進刀方式和割煤方式：進刀方式：下端頭斜切式進刀，進刀茬選在頂板完整處，進刀距離15～20m，兩端頭人工預開機窩，煤機推機至進刀茬時，下行割煤至溜頭，將進刀茬以上溜子推移到位，然后前移刀茬π型鋼并支設正規(guī)支柱預掛好頂梁，煤機返刀提機上行割煤至進刀茬，將進刀茬以下溜子推移到位，完成進刀。割煤方式：單向割煤，上行割頂煤，下行割底煤并清掃浮煤，往返一次進一刀。采煤機進刀方式示意圖：3、設備配置（1）采煤機根據(jù)七采區(qū)煤層賦存情況和開采條件，選用采煤機的型號為DSM-200。（2）工作面刮板輸送機為了與采煤機生產(chǎn)能力相匹配，分別選用刮板輸送機的型號為SBZ-630/2×110、SGB-620/40T。（3）膠帶運輸機選用皮帶機型號SPJ-650/30。（4）軌道巷輔助運輸分別選用絞車型號為：JK-2/20,JD-。第三節(jié)采煤工作面支護設計1、經(jīng)驗計算支護強度Pt=8××h11×r11=8×××2.5=323.4（kN/m2）2、支柱實際支撐能力計算Rt=Kg×k2×kb×kh×ka×P=1×1××1×1×Rt：支柱有效支撐力kNkg：工作阻力系數(shù)K2：支柱增阻系數(shù)kb：支柱不均勻系數(shù)kh：采高系數(shù)ka：傾角系數(shù)P：支柱額定工作阻力kN3、工作面的支護密度計算n==24、根據(jù)支護密度、確定柱排距由于工作面采用HDJA—1000型頂梁護頂，因而支柱的排距為，又因n=所以L2（11）===故確定工作面柱距。5、選擇合理的控頂距工作面采用單體液壓支柱配金屬鉸接頂梁、塑網(wǎng)支護頂板，采用“見四回一”的循環(huán)方式控制頂板，確定最大控頂距為4.2m，最小控頂距為3.2m。全部垮落法管理頂板，兩排花柱、單排密集切頂，放頂步距6、乳化液泵站a、乳化液泵選用BRW80/20，輸液管路選用高壓膠管Ф25、Ф16、Ф10，主要技術參數(shù)如下：型號：BRW80/200合格流量：80L/min合格壓力：20Mpa電機功率：37kwb、泵站使用規(guī)定：要保證泵站壓力不小于18Mpa，乳化液濃度2～3%，加強對泵站的日常維修，杜絕系統(tǒng)的串漏液。第四節(jié)巷道掘進及支護設計1、巷道斷面及支護形式開拓巷道均采用錨網(wǎng)噴支護，回采巷道采用錨網(wǎng)帶支護，具體詳見巷道斷面及支護形式表。序號工程名稱煤巖別斷面形式支護形式工程量m噴厚(CM)凈斷面(M2)1二級副暗斜井巖半圓拱錨網(wǎng)噴761102二級主暗斜井巖半圓拱錨網(wǎng)噴689103七采區(qū)11層主、副上山2/5巖矩形錨網(wǎng)噴500107.64區(qū)段軌道運輸巷2/5巖矩形錨網(wǎng)帶11536.05區(qū)段皮帶運輸巷2/5巖矩形錨網(wǎng)帶10406.06工作面切眼2/5巖矩形單體支架140巖巷采用Ф18mm螺紋鋼樹脂錨桿支護，錨桿長度2000mm，煤巷兩幫采用Ф18mm螺紋鋼樹脂錨桿支護，長度1800mm，錨桿間排距均為900×900mm。2、錨桿支護設計a、按加固拱原理確定錨桿參數(shù)錨桿長度選擇：L=N（1.1+B/10）=1.1（1.1+4/10）=L——錨桿長度，m；N——圍巖穩(wěn)定性影響系數(shù)。取1.1；B——巷道跨度，m（按采區(qū)最大巷道跨度3m計算）由上計算得出采區(qū)巷道支護所選錨桿長度L=符合設計要求。錨桿間距選擇D=×=D——錨桿間距，m；L——支護所選錨桿長度，。由上計算得出，采區(qū)巷道所確定錨桿最大間距為符合設計要求。b、按懸吊理論計算錨桿參數(shù)錨桿長度選擇L=KH+L1+L2=2×0.67+0.5+0.1=K——安全系數(shù)，一般取2；H——軟弱巖層厚度，m取0.67L1——錨桿錨入穩(wěn)固巖層的深度，m（取）L2——錨桿外露長度，m（取）其中：H===B——巷道開掘寬度，取f——巖石堅固性系數(shù)，砂巖取3錨桿間距選擇D≤==D——錨桿間排距，m；Q——錨桿設計錨固力為：74kN/根；H——冒落拱高度，取0.67r——3；K——安全系數(shù)，一般取K=2。c、設計結果：由以上計算得出采區(qū)巷道采用錨桿長度L=，錨桿最大間排距×的支護形式，符合設計要求。第五章礦井通風與安全第一節(jié)概況一、瓦斯根據(jù)我礦歷年實際測定結果，為低瓦斯礦井。二、煤塵根據(jù)本礦實際測定結果，11煤層煤塵爆炸指數(shù)為35.65；4煤層煤塵爆炸指數(shù)為36.34；2煤層煤塵爆炸指數(shù)為38.92；本井田各煤層煤塵均易爆炸，均屬有爆炸危險的煤層。三、煤的自燃發(fā)火傾向性據(jù)礦井資料：2、4、11煤層均為Ⅱ類自燃煤層，到目前為止，礦井無自燃發(fā)火史。第二節(jié)礦井通風一、礦井通風方式及通風系統(tǒng)小港煤礦于1969年建礦，設計能力21萬噸/年，自1982年起不斷對礦井各環(huán)節(jié)進行改擴建，特別是2004年更換了主扇風機后，通風能力有了很大提高。2008年經(jīng)上級核定，礦井通風能力為51.1萬噸/年，生產(chǎn)能力為42萬噸/年。現(xiàn)全礦共布置掘進工作面6個，采煤工作面3個，硐室15個（六采區(qū)布置2個采煤工作面、1個掘進工作面，七采區(qū)布置1采煤工作面、2掘進工作面，八采區(qū)布置3個掘進工作面），開采煤層有2、4、11、13、15層屬多煤層多水平開采，煤層爆炸指數(shù)為（20.42～35.65）%，煤層有爆炸危險。CH4濃度在（0.00～0.06）%之間，相對涌出量為3/t，C02濃度在（0.04～0.06）%之間，相對涌出量/t，工作地點溫度19～250C。歷年鑒定為低瓦斯礦井，從未發(fā)生過火、瓦斯、煤塵等方面的事故。二、礦井通風現(xiàn)狀：1．礦井通風方式為中央抽出式，使用兩臺G4-73-NO25D離心式通風機，配用電機310千瓦。2.礦井通風系統(tǒng)合理，礦井最大排風量5046m3/min，礦井總需風4207m3/min，礦井總進風4703m3/min，礦井有效風量是4109m3/min；礦井有效風量率87.37%，負壓2489Pa，等積孔：1.87m2，風機能力完全滿足生產(chǎn)需要。3．目前礦井通風系統(tǒng)為：（1）六采區(qū)線路：主、副立井→-50主、副巷→主暗斜井（東翼進風下山）→二級暗斜井→-400車場→六采11層主下山→-550車場→6采11層軌道下山→61104工作面→6采11層皮帶下山→（六采11層副下山→二級猴車下山→一級猴車下山）或（六采集中皮帶上山→-265集中皮帶上山→-265皮帶道→副暗斜井）→東風斜井→主扇風機→地面。（2）七采區(qū)線路：主、副立井→-50主、副巷→主暗斜井（東翼進風下山）→二級暗斜井→-400車場→-385主巷→7408進風巷→-385煤柱工作面→7412溜子道→-385副巷→二級猴車下山→一級猴車下山→東風井→主扇風機→地面。（3）八采區(qū)線路：主、副立井→-50主、副巷→主暗斜井（東翼進風下山）→主暗斜→-310軌道大巷→八采軌道下山→八采皮帶下山→-265皮帶大巷→副暗斜井→東風井→主扇風機→地面。三、礦井通風系統(tǒng)：我礦七采區(qū)下組煤及八采區(qū)生產(chǎn)時，礦井前期為兩進一回（主、副立井進風、東風斜井回風）的通風方式，到后期開采時礦井將形成三進一回（主、副立井、東風斜井進風、新風井回風）的通風方式，礦井的通風阻力也將大大減小。（一）礦井前期通風路線。七采區(qū)線路：主、副立井→-50主、副巷→主暗斜井（東翼進風下山）→二級副暗斜井→十一層軌道上山→工作面→十一層皮帶上山→二級主暗斜井→副暗斜井→+38回風→東風斜井回風→主扇風機→地面。（二）礦井后期通風路線。七采區(qū)線路：主、副立井→-50主、副巷→主暗斜井（東翼進風下山）→二級副暗斜井→十一層軌道上山→工作面→十一層皮帶上山→二級主暗斜井→-265皮帶大巷→新風井→主扇風機→地面。四、礦井風量和負壓計算（一）風量計算本礦井為低瓦斯礦井，根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》等有關規(guī)定，按低瓦斯礦井及各用風地點實際風量計算礦井總進風量。1、按井下同時工作的最多人數(shù)計算：Q＝4·N·K礦m3/s其中：N－井下同時工作的最多人數(shù)，全礦取580人K礦4－每人每分鐘供風標準Q礦＝4·N·K礦＝4×580×＝2784m3/min＝46.4m2、按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算：Q礦＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其)·K漏(m3/s)其中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q其分別為回采工作面、掘進工作面、獨立通風硐室及其它巷道所需風量。K礦①∑Q采的確定：根據(jù)礦井開拓布置七采區(qū)、八采區(qū)同時生產(chǎn)，每個采區(qū)布置一個生產(chǎn)工作面一個備用工作面因此∑Q采=Q采+Q備采煤工作面需風量計算A、低瓦斯礦井的采煤工作面按氣象條件計算Q采＝Q基本·K采高·K采面長·K溫/60（m3/s）式中Q采——采煤工作面需要風量；Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本風量，m3/min；Q基本＝60×工作面控頂距×工作面實際采高×70%×適宜風速（不小于/s）七采區(qū)工作面控頂距＝，工作面實際采高＝，適宜風速＝/s；Q基本＝60×××70%×1.0=3/minK采高——回采工作面采高調整系數(shù)（見表5-2-1），取1.0；K采面長——回采工作面長度調整系數(shù)（見表5-2-2），取1.0；K溫——回采工作面溫度與對應風速調整系數(shù)（見表5-2-3），根據(jù)估算工作面溫度約為<20℃，K溫七采區(qū)Q采×××3/s。八采區(qū)Q采=m3表5-2-1K采高——采高（m）系數(shù)（K采高）表5-2-2K采面長——采煤工作面長度（m）80～150150～200＞200工作面長度風量系數(shù)表5-2-3K溫——采煤工作面進風流氣溫（℃）<2020～2323～2626～2828～30采煤工作面風速（m/s）配風調整系數(shù)（K溫）B、按工作面溫度計算Ｑ采＝60×Vc×Sc/60m3式中：Vc——回采工作面適宜風速，m/s，根據(jù)表5-3按溫度本采區(qū)工作面適宜風速為/s；Sc——回采工作面平均有效斷面；七采區(qū)Ｑ采＝60×6m3八采區(qū)Ｑ采＝9.66m3C、按工作人員數(shù)量計算Ｑ采＝4nc/60m3式中：4——每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min；nc——采煤工作面同時工作的最多人數(shù)。Ｑ采＝4×30/60=2.0（m3/s）D、按風速驗算根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，回采工作面最低風速為/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。即回采工作面風量應滿足：×Sc≤Ｑ采≤4×Sc式中：Sc——回采工作面平均有效斷面。按照以上計算，七采區(qū)采煤工作面需要風量取6m3/s，八采區(qū)采煤工作面需風量9.66m按照規(guī)程規(guī)定，備用工作面風量不小于其正常采煤時風量50%，備用面按照3/s。因此∑Q采=15.66+7.83=3/s②普掘工作面風量計算：A、按瓦斯涌出量計算Ｑ掘＝100×q掘×Kd/60m3式中：Ｑ掘—掘進工作面需要風量，m3/s；q掘—掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；K掘——掘進工作面瓦斯涌出不均衡風量備用系數(shù)，Q掘=100××1.8／60=0.6（m3/s）B、按炸藥使用量計算Ｑ掘＝25Aj/60m式中：Aj—掘進工作面一次使用最大炸藥量，kg。Ｑ掘＝25×1.5/60=0.63（m3/s）C、按局部通風機吸風量計算Ｑ掘=Qf×I式中：Qf—掘進面局部通風機額定風量，m3/s；I—掘進面同時運轉的局部通風機臺數(shù)，臺；S—掘進巖巷道斷面積。Ｑ掘××7.2=4.3（m3/s）七、八采區(qū)分別3個掘進頭，共計掘進風量25.8m3D、按工作人員數(shù)量計算Ｑ掘＝4nj/60m式中：4—每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min；nj—掘進工作面同時工作的最多人數(shù)。Ｑ掘＝4×14/60=0.93（m3/s）E、按風速驗算根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，煤巷、半煤巖巷掘進工作面風量應滿足：×Sj≤Ｑ掘≤4×Sj式中：Sj—掘進工作面巷道過風斷面，為m2按照以上計算，普掘工作面需要風量取4.3m3③硐室用風量∑Q硐：全礦安八個硐室計算，每個硐室用風為1m3∑Q硐＝3/s④其它地點供風量Q其它：Q它＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐)×5％＝(23.49＋25.8＋8)×5％＝2.86(m3/s)∑Q礦＝(23.49＋25.8＋8＋2.86)×1.2＝3/s根據(jù)以上計算結果，確定礦井進風量為73m3/s。七采區(qū)需風量為32m3（二）礦井通風負壓及等積孔計算（1）風阻計算，根據(jù)公式：R＝a·L·U/S3牛頓·秒／米8其中：a－巷道的摩擦阻力系數(shù)牛頓·秒2／米4L－巷道長度，米U－巷道凈周長，米S－巷道凈斷面積，米2R－巷道的摩擦風阻，牛頓·秒2／米8 負壓：h＝RQ2（2）等積孔計算：①、礦井前期通風等積孔。前期困難時期通風阻力為2735帕，等積孔Ａmax＝m2。②、礦井后期通風等積孔。因我礦后期與前期的采掘工作面?zhèn)€數(shù)布置及硐室的數(shù)量布置沒有改變。所以后期需風量仍按前期計算，需風量為33m3/s，等積孔Ａmax＝m2。井巷通風阻力計算（11層煤）前期序號井巷名稱aLPSRfQVhf（N·S2/m4）(m)(m)(m2)（N·S2/m8）(m3/S）（m/s）(Pa)1副井2270.049036.52-50運輸巷12090.0148393-50大巷7847240.1010514-50大巷240.0033725-50大巷784600.0084726主暗斜上車場90100.0090404.07主暗斜3880.1238408主暗斜2520.08044019主暗斜1560.049845110-310大巷32100.00347117.2211-310軌道上車場180.0017331.912二級副暗斜井647