柳林寨崖底煤業(yè)

第一章井田概況及地質(zhì)特征第一節(jié)井田概況一交通位置山西柳林寨崖底煤業(yè)有限公司位于柳林縣縣城東南約16km處，行政區(qū)隸屬陳家灣鄉(xiāng)，井田位于寨崖底村?趙家莊村一帶。該礦井工業(yè)場地有從下棗林經(jīng)陳家灣鄉(xiāng)到柳林的鄉(xiāng)間公路通過。柳林縣城經(jīng)過307國道或青銀高速公路可直達太原、西安等地。礦井工業(yè)場地距孝柳鐵路柳林站約16km，從柳林集運站煤炭可以直接上火車外運。二地形級地貌井田內(nèi)溝壑縱橫，具典型的黃土地貌特征。在梁峁地帶被第四系黃土所覆蓋，溝谷中廣泛出露第三系上新統(tǒng)紅土。整合后的井田西部石盤上溝谷中出露有上石盒子組地層，其他基巖均未見裸露。區(qū)內(nèi)南東高北西低，最高點海拔標(biāo)高1274.2m，最低點海拔標(biāo)高970.5m，相對高差303.7m。三氣象井田內(nèi)為大陸性半干旱氣候。春季干旱無雨，夏季炎熱多雨，秋季溫度適中，冬季寒冷干燥。多年日平均最高氣溫32.5。。，最低-20.1°C，平均12.5°C。全年無霜期175天，每年11月底凍結(jié)，翌年3月初解凍，最大凍土深度0.91m。降水量為374.4?577.7mm，大多集中在7?8月份，年平均蒸發(fā)量1711mm，蒸發(fā)量大于降雨量。四地震根據(jù)《建筑抗震設(shè)計規(guī)范》規(guī)定，柳林地區(qū)抗震設(shè)防烈度為6度，設(shè)計地震基本加速度為0.05g。五礦井周邊小窯情況本礦井為資源整合礦井，由原寨崖底煤業(yè)有限公司、白草耳煤礦、石盤上煤礦整合而成，原寨崖底煤業(yè)有限公司位于整合后井田的中北部，白草耳煤礦位于整合后井田的中西部，石盤上煤礦位于整合后井田的西南部。整合前三煤礦均為經(jīng)過核準(zhǔn)獨立開采的礦井六礦區(qū)農(nóng)業(yè)概況及建材供應(yīng)等情況區(qū)內(nèi)耕地貧瘠，人口稀少，主要農(nóng)產(chǎn)品以豆類、谷類和玉米為主，一年一收，畜牧業(yè)不甚發(fā)達，勞動力有較大剩余。工業(yè)主要為煤炭和農(nóng)副產(chǎn)品加工等，是當(dāng)?shù)氐闹饕?jīng)濟來源。七水源、電源情況水源根據(jù)勘探區(qū)水文地質(zhì)條件，當(dāng)?shù)鼐用裆钣盟娃r(nóng)業(yè)灌溉用水量有限，作為工礦供水水源進行大規(guī)模開采，必將加劇淺層水枯褐和水質(zhì)惡化，引起與居民和農(nóng)業(yè)用水的矛盾，因此僅能做為礦井臨時供水水源考慮。要解決工業(yè)供水問題，開采深層巖溶水，勢在必行。電源寨崖底煤礦建有35kV變電所一座，進線兩回，一回引自金家莊煤礦35kV變電所，導(dǎo)線型號LGJ-150mm2，線路長度6km；另一回引自下寺頭35kV變電所，導(dǎo)線型號LGJ-185mm2，線路長度4km。第二節(jié)地質(zhì)特征一地層地質(zhì)構(gòu)造地層賦存地層由老到新分述如下：⑴奧陶系中統(tǒng)峰峰組(Of)2與下伏上馬家溝組地層整合接觸。本組厚103.54?147.41m，平均124.16m。下、中部多為淺灰、灰白色角礫狀泥灰?guī)r、礫屑灰?guī)r，夾薄層白云質(zhì)灰?guī)r及鋁土質(zhì)泥巖。上部為中厚至巨厚層狀灰白、深灰色微晶石灰?guī)r，薄層狀黑灰色泥灰?guī)r，白云質(zhì)灰?guī)r及角礫狀礫屑泥灰?guī)r。⑵石炭系中統(tǒng)本溪組(C2b)與下伏奧陶系中統(tǒng)峰峰組呈平行不整合接觸。本組厚16.29?39.00m，平均27.37m，下部為鐵鋁巖段，厚0?16.29m，平均4.29m，其底部為山西式鐵礦，呈透鏡狀、雞窩狀，厚0?4.90m，一般為1m。上部為灰黑色泥巖、砂質(zhì)泥巖、深灰色鋁質(zhì)泥巖、粉砂巖夾灰色中至細(xì)粒石英砂巖、灰?guī)r及煤層。⑶石炭系上統(tǒng)太原組(Ct)3本組以k砂巖與下伏本溪組整合接觸，為本區(qū)主要含煤地層之一。厚81.02?116.76m，平均96.22m。本組可明顯分為三段。下段(Ct；)：由k砂巖底至8-1號煤層頂。為一套灰、灰黑色細(xì)砂巖、粉砂巖、砂質(zhì)泥巖、泥巖組成的碎屑巖段，含煤3?5層，其中8-3、8-2、9號煤層為全區(qū)穩(wěn)定可采的主要煤層。中段(Ct2)：由L灰?guī)r底至L灰?guī)r頂。巖性由3?5層灰色泥晶(微晶)石灰?guī)r夾深灰至灰黑色泥巖、砂質(zhì)泥巖和少量薄層粉砂至細(xì)砂巖和煤層組成。本段所含的煤層均為零星可采或不可采煤層。上段(Ct3)：由L灰?guī)r頂界至K砂巖底，為深灰至黑灰色泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖，夾薄層鋁質(zhì)泥巖和不穩(wěn)定的6-1號薄煤層。⑷二疊系下統(tǒng)山西組(Ps)底部以K砂巖與下伏地層呈整合接觸。為井田內(nèi)另一主要含煤地層。全組厚42.89?79.92m，平均厚60.80m。巖性為深灰至灰黑色泥巖、3砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、中至細(xì)粒砂巖，含煤3?5層，所含的煤層均為零星可采或不可采煤層。⑸二疊系下統(tǒng)下石盒子組(Px)與下伏地層呈整合接觸。本組厚度66.12?102.18m,平均81.93m。底部以K砂巖連續(xù)沉積于山西組之上。⑹二疊系上統(tǒng)上石盒子組(Ps)以K砂巖與下伏地層呈整合接觸，全組厚269.70?457.40m,平均371.00m。主要由砂巖、砂質(zhì)泥巖及泥巖組成，巖石呈灰色、灰綠色、紫紅色、紫色，由下向上紫色色調(diào)漸濃。⑺上第三系上新統(tǒng)(N)廣泛分布于勘探區(qū)內(nèi)的山梁之上，巖性主要為棕紅色至淺棕紅色粉砂粘土、亞粘土夾鈣質(zhì)結(jié)核，次為砂礫石，雜色粘土及泥灰?guī)r、灰?guī)r。底部為砂礫石層。其厚度為4.00?94.50m。與下伏各組地層呈角度不整合接觸。⑻第四系上更新統(tǒng)(Q)3厚0—162.8m，廣泛分布于井田內(nèi)的梁、塬、峁和半坡上。由淺紅、黃紅色砂質(zhì)亞粘土及亞砂土組成。垂直節(jié)理發(fā)育，地貌上易形成陡壁、黃土柱及天生橋。與下伏地層呈角度不整合接觸。⑼第四系全新統(tǒng)(Q)4一為現(xiàn)代沖積、洪積物，系礫石、卵石和砂及砂土的層狀或混合堆積。分布于勘探區(qū)的沖溝內(nèi)，厚度0T0m。地質(zhì)構(gòu)造井田位于離柳礦區(qū)西部，三交?柳林單斜含煤區(qū)中南部，井田地層總體上為一單斜構(gòu)造，走向為北西?南東向，傾向南西，地層傾角平緩，一般為3?7°，井田內(nèi)未發(fā)現(xiàn)有斷層、陷落柱及剝蝕區(qū)等不良地質(zhì)構(gòu)造，僅存在少量寬緩的褶皺構(gòu)造，對回采工作面開采及開拓巷道布置沒有影響，井田構(gòu)造屬簡單類。二煤層及煤質(zhì)(一)煤層煤系含煤地層井田內(nèi)含煤地層主要為石炭系上統(tǒng)太原組(Ct)和二疊系下統(tǒng)山西組(Ps)。山西組和太原組共含煤14層，自上而下分別為山西組的1、3、4-1、4、5號煤層和太原組的6-1、36、7、7-2、8-1、8-2、9、10、11號煤層。山西組和太原組累計厚度為123.91?196.68m，平均157.02m。含煤14層，煤層累計厚度為11.74m，含煤系數(shù)為7.5%。可采煤層礦區(qū)內(nèi)共含五層全區(qū)可采或局部可采煤層，自上而下依次為山西組的3、4號煤層和太原組的8-1、8-2、9號煤層，現(xiàn)分述如下：3號煤層：位于山西組的中上部，上距K4砂巖19.08-28.36m，平均25.76m。煤層厚度為0.25-1.43m，平均0.91m，一般不含夾矸，是結(jié)構(gòu)簡單層位穩(wěn)定的局部可采煤層。其頂板巖性為泥巖、細(xì)粒砂巖、粗粒砂巖、粉砂巖、砂質(zhì)泥巖，有時有炭質(zhì)泥巖偽頂；底板巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖，有時有炭質(zhì)泥巖偽底。4號煤層：位于山西組中下部，上距3號煤層5.75-35.04m，平均18.34m。煤層厚度為0.16-1.69m，平均1.01m，含0-1層厚度為0-0.32m的夾矸，是結(jié)構(gòu)簡單層位穩(wěn)定的局部可采煤層。其頂板巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、細(xì)至中粒砂巖，局部有一層炭質(zhì)泥巖偽頂，底板巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖。8-1號煤層：位于太原組的中下部，上距K3砂巖36.97-51.26m，平均42.316m，煤層厚度為0.24-1.19m，平均0.92m，是結(jié)構(gòu)簡單層位穩(wěn)定的大部可采煤層，一般不含夾矸。其頂板巖性為石灰?guī)r，局部有一層炭質(zhì)泥巖偽頂；底板巖性為泥巖、炭質(zhì)泥巖。8-2號煤層：位于太原組中下部，上距8-1號煤層0.88-1.66m，平均1.18m。煤層厚度為0.35-1.61m，平均0.94m，是結(jié)構(gòu)簡單層位穩(wěn)定的大部可采煤層，一般含0-1層厚度為0-0.45m的夾矸。其頂板巖性為泥巖、炭質(zhì)泥巖；底板巖性為泥巖、炭質(zhì)泥巖、細(xì)至中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖。9號煤層：位于太原組中下部，上距8-2號煤層5.99-13.97m，平均9.32m。煤層厚度為4.25-5.82m，平均4.93m，含1-3層厚度為0.05-0.55m的夾矸，是結(jié)構(gòu)較簡單層位穩(wěn)定的全區(qū)可采煤層。其頂板巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖，有時有炭質(zhì)泥巖偽頂；底板巖性為泥巖、細(xì)粒砂巖、粉砂巖，有時有炭質(zhì)泥巖偽底。表1.2-1 可米煤層情況一覽表含煤組段組段厚度(m)煤層號煤層厚度(m)層間距(m)層位穩(wěn)定性厚度穩(wěn)定性煤層可采性備注結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性山西組42.89-79.92—30.25?1.43穩(wěn)定簡單較穩(wěn)定局部可采0.915.75?35.0460.8040.16?1.6918.34穩(wěn)定簡單較穩(wěn)定局部可采1.0158.95?70.8681.02-116.768-10.24?1.1962.83穩(wěn)定簡單穩(wěn)定大部可采

96.220.928-296.220.928-20.35?1.610.9494.25?5.824.930.88?1.66_1.185.99?13.979.32穩(wěn)定簡單較穩(wěn)定大部可采穩(wěn)定較簡單穩(wěn)定全區(qū)可采（二）煤質(zhì)物理性質(zhì)勘探區(qū)內(nèi)各煤層的物理性質(zhì)基本相同，表現(xiàn)為黑色或棕黑色，條痕為深黑色或褐黑色，瀝青光澤?玻璃光澤，硬度一般為2?3,內(nèi)生裂隙相對較發(fā)育。宏觀煤巖組分以亮煤、鏡煤為主，其次為暗煤，夾少量絲炭條帶。宏觀結(jié)構(gòu)以條帶狀、均一狀為主，有少量線理狀、透鏡狀結(jié)構(gòu)，構(gòu)造為層狀構(gòu)造。宏觀類型為光亮?半亮型煤，含少量半暗?暗淡型煤分層。各煤層顯微煤巖結(jié)構(gòu)以碎屑狀結(jié)構(gòu)、條帶狀結(jié)構(gòu)、均一狀結(jié)構(gòu)、粒狀結(jié)構(gòu)為主。顯微煤巖構(gòu)造為斑狀、碎集狀、平行狀及塊狀構(gòu)造。2煤質(zhì)及工業(yè)用途評價煤質(zhì)及研究程度3號煤層以低灰煤為主，少量特低灰煤和中灰煤；中等揮發(fā)分煤為主，低揮發(fā)分煤次之；低硫分煤為主，少量特低硫煤和中硫分煤；低磷分煤為主的焦煤（JM），極個別為瘦煤（SM）。4號煤層以中灰煤為主，少量特低灰煤、低灰煤和高灰煤；中等揮發(fā)分煤為主，少量低揮發(fā)分煤；低硫分煤為主，少量特低硫煤和中低硫煤；低磷分煤為主，少量特低磷煤的焦煤（JM），少量瘦煤（SM）。8-1號煤層以低灰煤為主，少量特低灰煤；低揮發(fā)分煤為主，中等揮發(fā)分煤次之；高硫分煤為主，少量特低硫煤、中低硫煤和中高硫煤；低磷分煤為主的焦煤（JM），少量瘦煤（SM）。8-2號煤層以低灰煤為主，特低灰煤次之，少量中灰煤；中等揮發(fā)分煤為主，低揮發(fā)分煤次之；高硫分煤為主，少量特低硫煤和中硫分煤；低磷分煤為主的焦煤（JM），少量瘦煤（SM）。9號煤層以低灰煤為主，少量特低灰煤；低揮發(fā)分煤為主，少量中等揮發(fā)分煤；中硫分煤為主，中低硫煤、中高硫煤次之，少量特低硫煤和高硫分煤；低磷分煤為主的焦煤（JM）和瘦煤（SM）。工業(yè)用途上述煤層的焦煤和瘦煤直接或經(jīng)洗選后可用作煉焦（配）煤。三水文地質(zhì)（一）區(qū)域水文地質(zhì)概況1本區(qū)域位于鄂爾多斯斷塊、興縣?石樓南北向褶帶的東側(cè)，與離石?中陽菱形復(fù)向斜相鄰，地層總體傾向南西，呈一單斜構(gòu)造，由東向西出露地層依次有古生界奧陶系碳酸鹽巖、石炭系、二疊系、三疊系碎屑巖和新生界松散巖層。區(qū)域地貌可劃分為:剝蝕構(gòu)造中、低山區(qū)、剝蝕堆積黃土丘陵區(qū)和侵蝕堆積的河流谷地三種地貌形態(tài)。區(qū)域深部奧陶系巖溶地下水屬柳林泉域水文地質(zhì)單元。區(qū)域地表水屬黃河流域的三川河水系，季節(jié)性溝谷地表水由南向北匯入三川河，三川河由東向西逕流，于柳林城西注入黃河，年平均流量2.88億m3。2區(qū)域內(nèi)主要含水巖組⑴碳酸鹽巖類巖溶裂隙含水巖組該含水巖組主要指奧陶系中統(tǒng)石灰?guī)r、泥灰?guī)r和白云巖等可溶鹽巖，區(qū)域東部和青龍城附近有大面積出露。該組地層厚約450m左右，巖溶裂隙發(fā)育，是區(qū)內(nèi)最主要的含水巖組。⑵碎屑巖夾碳酸鹽巖類巖溶裂隙含水巖組本含水巖組為上石炭統(tǒng)太原組一套海陸交互沉積地層，由砂巖、泥巖、煤層及3?5層石灰?guī)r組成，是區(qū)內(nèi)主要含水巖組之一，含層間裂隙水，具承壓性，但富水性不均一⑶碎屑巖類砂巖裂隙含水巖組主要包括二疊系的一套陸相，過渡相碎屑巖沉積地層，在區(qū)域東部溝谷中有出露，由砂巖、砂質(zhì)泥巖夾煤層等組成。該地層含砂巖裂隙水，含水空間以風(fēng)化裂隙和構(gòu)造裂隙為主，泉流量0.1—1.0L/s地下水的補給、逕流、排泄條件⑴巖溶地下水區(qū)域巖溶地下水屬柳林泉域水文地質(zhì)單元。大氣降水和地表水通過奧陶系灰?guī)r裸露區(qū)垂直入滲補給是其主要補給方式，另外松散巖類孔隙水和其它含水層地下水通過斷層、陷落柱等構(gòu)造通道向深部越流補給，也是巖溶地下水的補給來源之一。巖溶地下水接受補給后，由北、東、南三個方向向柳林城附近匯集，于柳林城東至青龍城附近以群泉的形式排向三川河河谷中，泉水出露標(biāo)高801m，泉流量3.6m3/s，水質(zhì)類型復(fù)雜，以HCO3—Na+型為主，礦化度0.3—1.3g/L。⑵碎屑巖砂巖裂隙水的補給、逕流、排泄條件大氣降水的垂直入滲是碎屑巖砂巖裂隙地下水的主要補給來源，另外通過斷層，陷落柱等構(gòu)造通道，也可接受其它含水層的補給。含水巖組內(nèi)各個含水層相對呈層狀，水力聯(lián)系微弱，各具不同的水位。地下水一般沿地層傾斜方向運動，在溝谷切割深處，常以泉的形式排出地表。目前礦坑排水是其主要的排泄方式。⑶松散巖類孔隙水的補給、逕流、排泄條件松散巖類孔隙水的來源主要是大氣降水和地表水的入滲補給，局部與基巖裂隙水有互補現(xiàn)象，其逕流方向與地表水的逕流方向基本一致，排泄方式除排向地表溝谷外，主要是人工開采。在奧灰?guī)r裸露區(qū)，往往下滲補給深層巖溶水。（二）礦井充水條件主要含水層⑴奧陶系巖溶裂隙含水層奧陶系灰?guī)r在礦區(qū)內(nèi)屬深埋型，據(jù)鉆孔資料，勘探區(qū)南西部埋藏最深，北東部埋藏最淺，從區(qū)域資料總體分析，在垂直方向上峰峰組灰?guī)r由白云質(zhì)灰?guī)r、泥灰?guī)r及少量角礫狀灰?guī)r所組成，巖溶裂隙不甚發(fā)育，據(jù)鄰區(qū)的陳家灣礦區(qū)ZK6-0水文孔資料，由于礦區(qū)距排泄區(qū)距離較近，峰峰組地層中就有較好的含水層。但也屬中等富水含水層。上、下馬家溝組地層巖溶裂隙發(fā)育，是奧灰?guī)r的主要含水層，揭露奧陶系灰?guī)r215.88m，抽水試驗結(jié)果，井田內(nèi)奧灰水水位標(biāo)高在810.5?814.5m之間。⑵石炭系上統(tǒng)太原組碎屑巖夾碳酸鹽巖類巖溶裂隙含水層勘探區(qū)內(nèi)沒有出露，根據(jù)ZK6-0水文孔資料，其主要含水層為灰?guī)r和中粗粒砂巖，含水層共5層，總厚度6.0m，埋區(qū)淺、裂隙發(fā)育，補給條件較好富水性相對強。⑶二疊系山西組以及山西組以上碎屑巖裂隙含水層該組含水層以中粗砂巖為主。據(jù)1995年井田東部的軍山煤礦建豎井時，揭露4號煤后，井筒內(nèi)涌水絕大部分來自山西組含水層，涌水量為6"出屬礦坑涌水量小的礦井，水質(zhì)類型為叫-.S^—晦,?Na,?Ca2,型。據(jù)鄰區(qū)水文孔資料，該含水層厚9.6m，鉆孔單位涌水量為0.00228L/s?m，屬弱富水含水層，水質(zhì)類型為HCO「?SO：-—Na+型，礦化度0.65g/L。⑷新生界松散巖類孔隙含水層該含水層包括上第三系上新統(tǒng)和第四系中、上更新統(tǒng)以及全新統(tǒng)地層。上第三系上新統(tǒng)地層廣泛出露于勘探區(qū)內(nèi)溝谷兩側(cè)，含水層為底部的半膠結(jié)狀礫石層，由于其不整合于基巖面之上，與基巖風(fēng)化裂隙構(gòu)成較好的含水層，但由于其連續(xù)性較差，補給條件差，且厚度不穩(wěn)定，故富水性差異較大，一般單井出水量10m3/d，屬弱富水含水層，水質(zhì)類型為HCO3-—Na+型。第四系中、上更新統(tǒng)地層多分布在梁峁之上，但由于溝谷坡度大，降水多形成地表逕流，對地下水補給有限，因此該含水層多為透水而不含水巖層，局部含上層滯水，水量微弱。第四系全新統(tǒng)地層分布在溝谷之中，含水層主要為砂礫石層，但由于含水層厚度小，單井出水量也不大，可供生活和灌溉用水，屬弱富水含水層，水質(zhì)類型為He。」.％一腿.畛理，礦化度Eg/L，水質(zhì)較好。主要隔水層⑴石炭系中統(tǒng)本溪組泥巖隔水層據(jù)ZK3-4和延伸孔統(tǒng)計，本溪組地層平均厚15.75m，巖性以泥巖、粘土巖、鐵鋁巖為主，夾薄層石灰?guī)r，隔水性能較好，區(qū)域穩(wěn)定連續(xù)，加之9號煤下無煤段平均厚度達37.92m，合計53.67m，是主采9號煤與奧陶系巖溶水間重要的隔水層。⑵二疊系中統(tǒng)上、下石盒子組泥巖隔水層本組隔水層厚度較大，由數(shù)層泥巖和砂質(zhì)泥巖組成，垂直分布呈平行復(fù)合式結(jié)構(gòu)，裂隙不發(fā)育，為山西組頂部的隔水層，對松散巖類孔隙水與風(fēng)化裂隙水的下滲起著良好的隔水作用?？碧絽^(qū)地下水的補、逕、排條件松散巖類孔隙含水層主要接受大氣降水的補給，在雨后一定時間內(nèi)，各民井水位有上升現(xiàn)象，其逕流方向與地表水基本一致，向溝谷下游逕流。地面蒸發(fā)和人工開采是主要的排泄方式。深部山西組砂巖裂隙含水層和太原組灰?guī)r裂隙含水層主要是在其裸露區(qū)接受大氣降水的補給。各含水層屬于平行復(fù)合式結(jié)構(gòu)，含、隔水層間均處于分散隔離狀態(tài)，各含水層間的水力聯(lián)系被其間隔水層所阻隔，它們之間存在著一定的水位差，若無構(gòu)造溝通隔水層不遭破壞時，則各含水層間無互補關(guān)系。地下水主要以逕流為主，逕流方向一般沿巖層傾斜方向運動，排泄方式主要是礦坑排水。奧陶系巖溶水的補給主要是裸露區(qū)接受大氣降水和地表水的入滲補給，勘探區(qū)為巖溶水逕流區(qū)，逕流方向由南東流向北西，最終排向柳林群泉，近年來人工開采也是其主要排泄方式之一。構(gòu)造對開采煤層的影響礦區(qū)內(nèi)尚未發(fā)現(xiàn)大的構(gòu)造形跡，地層總體傾向南西，呈單斜構(gòu)造，傾角5?7°。但由于9號煤層底板標(biāo)高在650?990m之間，而巖溶水水位標(biāo)高在810.5?814.5m之間，也就是說在9號煤810m底板等高線以南，9號煤層屬帶壓開采煤層，一但有斷層存在，有可能形成導(dǎo)水通道，使巖溶水涌入礦井，造成水害，因此一定要重視對隱伏斷層以及其它構(gòu)造形跡的發(fā)現(xiàn)與研究。以防斷層導(dǎo)水造成淹礦事故。地表水對開采煤礦的影響區(qū)內(nèi)沒有大的地表水體，僅有數(shù)條季節(jié)性河流，其中以羅侯溝最大，清水流量0.098L/s。一般來說河水通過基巖含水層滲透補給的水量是較弱的，但是，隨著煤礦的開采，頂部巖層將遭到破壞，會使基巖裂隙加大、增多，特別是在北東部煤層淺埋地段甚至形成地面塌陷，溝通斷層以及其它構(gòu)造形跡。礦井涌水量預(yù)算礦井涌水量的采用寨崖底煤礦的實際礦坑排水量，現(xiàn)實際生產(chǎn)能力已達1.20Mt/a，井下正常涌水量為40m3/h，最大涌水量為50m3/h。礦井主要水害及其防治措施根據(jù)充水因素分析，開采3、4號煤時主要是頂板砂巖裂隙含水層通過冒落裂隙帶向礦井充水，其礦井涌水量均小于480m3/d，富水系數(shù)均小于0.2,屬涌水量小的礦井，一般正常排水，不會發(fā)生水害事故。但區(qū)內(nèi)采空區(qū)較多，面積也較大，多位于未采煤層之上，這些采空積水對礦井采煤造成隱患。因此應(yīng)引起業(yè)主高度重視，加強對采空區(qū)的密閉工作和監(jiān)測，防止打通采空區(qū)造成淹礦事礦。開采9號煤的充水因素，主要是頂板灰?guī)r巖溶裂隙含水層。其礦井涌水量為800m3/d，富水系數(shù)為0.2，屬涌水量小的礦井，但一定要加強對斷層以及其它構(gòu)造形跡的發(fā)現(xiàn)與研究，以防斷層形成導(dǎo)水通道，使巖溶水涌入礦井造成水害。另外對地表水特別是雨季洪水應(yīng)加強防范措施，以防洪水涌入礦井造成水害。四其他開采技術(shù)條件頂?shù)装鍡l件3號煤層頂板為泥巖，這類巖石水浸后易膨脹破碎而發(fā)生冒落掉渣事故，開采中必須加強支護。底板為泥巖。據(jù)該礦開采情況，3號煤層頂?shù)装遢^易管理，底板未出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。4號煤層頂板為泥巖，浸水后易膨脹而發(fā)生冒落掉渣事故。底板為泥巖。根據(jù)礦井開采情況，頂?shù)装遢^易管理，底板未出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。8-1號煤層頂板為石灰?guī)r，抗壓強度在127.9?143.5MPa，平均137.3MPa?？估瓘姸茸儺惙秶鸀?.7?6.8MPa，平均5.8MPa。底板為砂質(zhì)泥巖，抗壓強度在31.5?40.6MPa之間，平均36.1MPa，抗拉強度范圍為0.9?1.3MPa，平均為1.1MPa。8號煤直接底板以泥巖為主，軟化系數(shù)為0.37MPa之間，遇水易發(fā)生軟化，穩(wěn)定性較差。9號煤層頂板為泥，屬中等冒落頂板。頂板泥巖抗拉強度為0.8MPa，抗壓強度為92.3MPa；底板泥巖抗拉強度為2.3MPa，抗壓強度為130.3MPa。根據(jù)寨崖底煤礦開采情況，頂?shù)装遢^易管理，底板未出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。2瓦斯、煤塵、煤的自燃及地溫瓦斯根據(jù)工作采樣做煤層瓦斯檢驗，知3號煤層瓦斯分帶為沼氣帶，4號煤層瓦斯分帶為氮氣一甲烷帶，8-1號煤層瓦斯分帶為氮氣一甲烷帶，9號煤層瓦斯分帶為氮氣一甲烷帶、甲烷帶。另據(jù)山西柳林寨崖底煤業(yè)有限公司提供資料，該礦現(xiàn)采9號煤層，生產(chǎn)能力為1.20Mt/a，2006年度瓦斯鑒定礦井瓦斯絕對涌出量3.30m3/min，相對涌出量3.93m3/t，屬低瓦斯礦井；，4號煤層礦井瓦斯絕對涌出量0.26m3/min，相對涌出量2.25m3/t，屬低瓦斯礦井；3號煤層礦井瓦斯絕對涌出量3.24m3/min，相對涌出量14.29m3/t，屬高瓦斯礦井。煤塵爆炸性及煤的自燃.煤塵爆炸性根據(jù)采樣作煤塵爆炸性試驗結(jié)果，區(qū)內(nèi)各可采煤層均具有煤塵爆炸性，它將成為今后礦山開采的又一危害因素，生產(chǎn)部門應(yīng)引起高度重視，作好灑水降塵工作。.煤的自燃根據(jù)采樣測試成果，區(qū)內(nèi)各可采煤層均為不易自燃煤層。（3）環(huán)境地質(zhì)根據(jù)礦井資源整合地質(zhì)報告及礦井業(yè)主提供的其它資料分析，本井田范圍內(nèi)尚未發(fā)現(xiàn)斷層、陷落柱、褶皺等不良地質(zhì)構(gòu)造。第二章井田開拓第一節(jié)井田境界及儲量一井田境界整合后的寨崖底煤業(yè)有限公司井田東與趙家莊煤礦井田相鄰，西北與陳家灣村煤礦、哪哈溝煤礦、獅尾溝煤村礦井田為界，南為國統(tǒng)區(qū)，北部為煤層的露頭線，井田面積13.9608kmZ整合后的寨崖底煤業(yè)井田范圍以山西省煤炭工業(yè)局文件《關(guān)于山西柳林興無煤礦有限責(zé)任公司等礦井進行機械化采煤升級改造的批復(fù)》批準(zhǔn)的井田范圍為準(zhǔn)。整合后寨崖底煤業(yè)井田境界拐點坐標(biāo)見下表表2.1-1 整合后寨崖底煤業(yè)井田境界拐點坐標(biāo)表點號經(jīng)距（Y）緯距（X）點號經(jīng)距（Y）緯距（X）119499130.0004134220.0001619503845.0004134071.000219499460.0004135000.0001719503667.7004134071.800319501230.0004134062.0001819503668.3004132684.400419500950.0004135315.0001919503323.7004132684.300519501436.0004135195.0002019503323.7004132602.000619501490.0004135195.0002119502906.0004132602.000719501186.0004137368.0002219501518.0004133142.000819504485.0004136624.0002319500950.0004132520.000919504566.0004136003.0002419499650.0004133340.0001019503617.0004136005.0002519499600.0004133220.0001119503685.0004135004.0002619499440.0004133290.0001219503077.0004135152.0002719499509.0004133430.0001319503077.0004134508.0002819498940.0004133790.0001419503097.0004134493.0002919499126.0004134223.0001519503845.0004134496.000二儲量資源/儲量估算范圍井田內(nèi)各煤層的資源儲量估算范圍以山西省煤炭工業(yè)局文件《關(guān)于山西柳林興無煤礦有限責(zé)任公司等礦井進行機械化采煤升級改造的批復(fù)》批準(zhǔn)的井田范圍為準(zhǔn)，估算的煤層為3、4、8-1、8-2、9號煤層。工業(yè)指標(biāo)確定井田內(nèi)各煤層傾角一般都在10°以下，屬近水平煤層，煤類為焦煤、瘦煤，依據(jù)《煤、泥炭地質(zhì)勘查規(guī)范》（DZ/T0215-2002）確定本次資源量估算指標(biāo)如下：⑴最低可采厚度：煉焦用煤N0.70m（傾角＜25°）⑵最高灰分（Ad）： 40%⑶最高硫分（St.d）： 3%。資源/儲量估算方法與有關(guān)參數(shù)的確定由于井田內(nèi)煤層傾角小于15°，故采用地質(zhì)塊段法進行資源儲量估算,計算公式為：Q=SXmXd^10000式中：Q—資源儲量（萬t）S一塊段面積（m2）m一煤層平均鉛垂厚度（m）d一視密度（t/m3）資源/儲量估算結(jié)果經(jīng)過核算，整合后山西柳林寨崖底煤業(yè)有限公司全井田內(nèi)3、4、8-1、8-2、9號煤層累計查明地質(zhì)資源量119.65Mt（其中焦煤46.56Mt,瘦煤73.09Mt），截至2007年6月（原2101工作面已回采完畢），礦井保有資源量108.98Mt（其中焦煤42.40Mt,瘦煤66.58Mt），采空區(qū)10.67Mt。對于蹬空區(qū)的開采，現(xiàn)有的采煤技術(shù)尚不成熟，設(shè)計考慮暫不開采。可利用資源量為106.65Mt。本井田地質(zhì)條件屬簡單類型，煤層賦存穩(wěn)定，工業(yè)資源/儲量按公式（111b）+（122b）+0.8X（333）計算。經(jīng)計算，整合后本礦井工業(yè)資源/儲量為105.01Mt。三可采儲量（1） 礦井設(shè)計儲量計算礦井工業(yè)儲量減去設(shè)計計算的井田境界、道路、村莊、河流等永久保護煤柱損失后的儲量。（2） 礦井設(shè)計可采儲量礦井設(shè)計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱、井下主要大巷煤柱后乘以采區(qū)回采率的儲量。根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》，厚煤層采區(qū)回采率不應(yīng)小于75%，中厚煤層采區(qū)回采率不應(yīng)小于80%，薄煤層采區(qū)回采率不應(yīng)小于85%。井田內(nèi)3、4、8-1、8-2煤厚度基本在1.0m以下，為薄煤層，采區(qū)回采率取85%，9號煤層厚度為4.25-5.82m，平均4.93m，為厚煤層，采區(qū)回采率取75%。經(jīng)計算，全礦井可采儲量為68.61Mt。礦井可采儲量計算結(jié)果詳見下表表2.1-2 礦井可采儲量計算結(jié)果表煤層礦井工業(yè)儲量永久煤柱損失礦井設(shè)計儲量工業(yè)場地和主要井巷煤柱開采損失可采儲量斷層井田境界地面建（構(gòu)）筑物合計工業(yè)場地主要井巷合計34.8200.180.080.264.560.060.330.390.633.5546.0500.260.10.365.690.080.360.440.794.468-113.0300.460.240.712.330.120.840.961.719.678-210.3400.250.440.699.650.110.790.91.317.43970.7602.672.865.5365.230.876.377.2414.5043.50合計105.010.003.823.727.5497.471.248.699.9318.9368.61第二節(jié)礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限一礦井工作制度礦井設(shè)計年工作日為330d，井下“四六”工作制，地面“三八”工作制，礦井每天凈提升時間為16h。二礦井設(shè)計生產(chǎn)能力的確定根據(jù)山西省煤炭資源整合和有償使用工作領(lǐng)導(dǎo)組所發(fā)“關(guān)于《呂梁市柳林縣金家莊煤礦等七座煤礦繼續(xù)進行資源整合批復(fù)》”文件（晉煤整合發(fā)【2006】2號），寨崖底煤業(yè)有限公司資源整合后礦井生產(chǎn)能力為1.20Mt/a。三礦井及水平服務(wù)年限的計算本礦井目前開采區(qū)域采煤方法明確，井下運輸、通風(fēng)等系統(tǒng)均較完善，本次設(shè)計對現(xiàn)開采區(qū)域服務(wù)年限不予考慮，設(shè)計從開采區(qū)域的接續(xù)盤區(qū)開始計算礦井服務(wù)年限。經(jīng)計算，礦井去除開采區(qū)可采儲量后，剩余可采儲量為55.59Mt。礦井服務(wù)年限按下式計算：T=Z/KA=55.59/（1.2X1.3）=35.6式中：T——礦井服務(wù)年限，aZ——礦井設(shè)計區(qū)域可采儲量，55.59MtA——礦井生產(chǎn)能力，1.20Mt/a。K一一儲量備用系數(shù)，取1.3。經(jīng)計算礦井服務(wù)年限為35.6a。第三節(jié)井田開拓一井田特征依據(jù)山西省煤炭資源整合和有償使用工作領(lǐng)導(dǎo)組文件（晉煤整合發(fā)[2006]2號）《關(guān)于呂梁市柳林縣金家莊煤礦等七座煤礦繼續(xù)進行資源整合的批復(fù)》，山西柳林寨崖底煤業(yè)有限公司為整合后保留的礦井之一，整合的范圍包括原寨崖底煤業(yè)有限公司、白草耳煤礦、石盤上煤礦，整合后的開采煤層為3、4、5、8-1、8-2、9號煤。整合后的礦井生產(chǎn)能力為1.20Mt/a。整合后井田3、4、9號煤均存在采空區(qū)，9號煤采空區(qū)基本位于井田北部區(qū)域，4號煤采空區(qū)基本位于原白草耳煤礦工業(yè)場地附近，3號煤層采空區(qū)基本位于原石盤上煤礦工業(yè)場地附近。二井田開拓方案整合前寨崖底煤業(yè)有限公司各生產(chǎn)系統(tǒng)與其它兩個被整合礦井相比較完善，因此設(shè)計礦井利用原寨崖底煤業(yè)有限公司工業(yè)場地作為整合后礦井的工業(yè)場地。依據(jù)確定的資源整合方案，對被整合的石盤上煤礦和白草耳煤礦立即實施關(guān)閉，整合后的資源全部由寨崖底煤業(yè)有限公司開采。設(shè)計結(jié)合井田內(nèi)各可采煤層的賦存情況、開采技術(shù)條件及整合前各煤礦的采掘現(xiàn)狀，以安全為前提，盡量利用已有工程、節(jié)省投資的原則，對整合后井田的開拓方式提出以下兩種方案。方案一根據(jù)煤層賦存特點及煤層間距，將區(qū)內(nèi)各可采煤層劃分為兩個煤組，兩個水平，分水平布置開拓巷道。上部3、4號煤層劃分為上組煤，因僅在原石盤上井田內(nèi)3、4號煤層局部經(jīng)濟可采，設(shè)計將上組煤劃分為一個盤區(qū)，即11盤區(qū)；下部8-1、8-2、9號煤劃分為下組煤，根據(jù)煤層賦存情況，下組煤層共劃分為4個盤區(qū)，分別為21、22、23和24盤區(qū)。該方案主運輸利用原寨崖底煤業(yè)有限公司工業(yè)場地的主斜井，考慮到現(xiàn)有輔助運輸系統(tǒng)繁瑣，占用人員多，及為了改善工人勞動條件，新增二號副斜井一條，該斜井位于寨崖底浴室燈房附近，坡度為6°，全長944m，使用無軌膠輪車下放人員、材料和設(shè)備，實現(xiàn)輔助運輸無軌化，進一步提高礦井的現(xiàn)代化程度，達到“減員提效”的目的。因現(xiàn)有輔助運輸巷道斷面較小，不能滿足無軌膠輪車運輸要求，對巷道斷面進行刷大。后期在開拓23盤區(qū)和11盤區(qū)時，為充分利用現(xiàn)有井筒，滿足23盤區(qū)和11盤區(qū)的巷道掘進、輔助運輸及回風(fēng)及瓦斯抽放需要，分別利用副立井（原石盤上煤礦副立井，用于11盤區(qū)輔助運輸、進風(fēng)）、進風(fēng)斜井（原石盤上煤礦主斜井，用于11盤區(qū)巷道掘進、進風(fēng)）、三號回風(fēng)立井（原石盤上煤礦回風(fēng)立井，用于11盤區(qū)回風(fēng)、瓦斯抽放）、進風(fēng)立井（原白草耳煤礦主立井，用于23盤區(qū)巷道掘進）、二號回風(fēng)立井（原白草耳煤礦副立井，用于23盤區(qū)巷道掘進）。該方案開拓巷道利用原寨崖底煤礦已有巷道開采，在ZK1鉆孔附近以與原寨崖底煤礦22盤區(qū)下山112°的夾角向西南方向布置一組盤區(qū)巷開采ZK1鉆孔以南的資源。在11盤區(qū)4號煤中沿煤層走向布置一組盤區(qū)巷道，該盤區(qū)巷道通過帶式輸送機斜巷、輔助運輸斜巷及回風(fēng)斜巷與23盤區(qū)巷道相連。其中帶式輸送機斜巷傾角16°，輔助運輸斜巷傾角6°，回風(fēng)斜巷傾角25°。根據(jù)確定的開發(fā)方式。方案二整合方案、煤層分組同方案一。不同為利用井筒中，將原石盤上主斜井封閉；該方案利用的22盤區(qū)下山巷道較方案一回退200m左右，與22盤區(qū)下山以95°的夾角向西南方向布置一組盤區(qū)巷。11盤區(qū)巷道與23盤區(qū)巷道垂直方向重疊布置，該盤區(qū)巷道通過帶式輸送機斜巷、輔助運輸斜巷及回風(fēng)斜巷與23盤區(qū)巷道相連。其中帶式輸送機斜巷傾角10°，輔助運輸斜巷傾角6°，回風(fēng)斜巷傾角25°。兩方案優(yōu)缺點比較見下表表2.3-1 開拓方式方案優(yōu)缺點比較表優(yōu)點缺點方案一1、 井田兩翼劃分比較均衡，下組煤工作面走向長度大，可減少工作面搬家次數(shù)；2、 三角煤少，有利于綜采工作面布置。1、 11盤區(qū)工作面推進長度短，搬家次數(shù)多；2、 回采11盤區(qū)開拓工程量大。方案二1、 相對方案一，11盤區(qū)工作面推進長度大；2、 比方案一開拓工程量少5200m。1、 下組煤工作面走向長度小，搬家次數(shù)多；2、 三角煤多，資源回收困難。本礦井裝備綜采工作面，應(yīng)盡量加大工作面推進長度，減少工作面搬家次數(shù)。本井田主要可采煤層為下組煤的9號煤層，上組煤3、4號煤層僅在原石盤上井田范圍內(nèi)局部可采，因此應(yīng)在下組煤開發(fā)更合理的前題下，合理的布置上組煤開拓巷道。方案一雖然較方案二井巷開拓工程量大，但考慮到本礦井巷道基本沿煤層布置，為了更好的回收資源，設(shè)計推薦方案一為本井田的開拓方案。三盤區(qū)劃分及開采順序本井田可采煤層賦存總趨勢是東北高，西南低，煤層平緩，走向和傾斜方向起伏不大。設(shè)計將3、4號劃分為上組煤；下部8-1、8-2、9號煤劃分為下組煤，將主開拓水平設(shè)在9號煤層中，水平標(biāo)高+895m，在4號煤中設(shè)上組煤的輔助水平。根據(jù)大巷位置，煤層賦存條件和開采技術(shù)條件、井田面積等因素，全井田共劃分五個盤區(qū)，其中上煤組沿煤層傾向開采，下組煤沿煤層走向開采。盤區(qū)內(nèi)工作面由近至遠開采，各煤層之間由上到下開采。工作面采用后退式開采，由井田邊界向井田中央大巷推進。資源整合完成后，礦井投產(chǎn)采區(qū)為22盤區(qū)和23盤區(qū)，接續(xù)順序為22盤區(qū)、23盤區(qū)、11盤區(qū)、24盤區(qū)。礦方目前正在開采22盤區(qū)內(nèi)的9號煤層，由于現(xiàn)有巷道系統(tǒng)、提升及通風(fēng)、排水等條件均滿足1.20Mt/a的設(shè)計能力，設(shè)計維持22盤區(qū)現(xiàn)有開采系統(tǒng)不變。第四節(jié)井筒根據(jù)確定的開拓方案，整合系統(tǒng)改造完成礦井生產(chǎn)時共使用4條井筒，分別為：主斜井、一號副斜井、二號副斜井及一號回風(fēng)立井；后期為滿足掘進、通風(fēng)及輔助運輸需要，增加利用井筒5條，分別為進風(fēng)立井、二號回風(fēng)立井、進風(fēng)斜井、副立井、三號回風(fēng)斜井。井筒型式、井壁結(jié)構(gòu)及裝備分述如下：主斜井利用原寨崖底煤業(yè)有限公司主斜井。井筒采用半圓拱形斷面，傾角14。30‘，斜長254m，井筒凈寬4.7m，凈斷面積15.9m2。采用料石砌碹支護，表土及風(fēng)化基巖段支護厚度450mm，基巖段支護厚度300mm。裝備帶寬1000mm的膠帶輸送機擔(dān)負(fù)全礦井煤炭運輸任務(wù)，兼作進風(fēng)井，并鋪設(shè)22kg/m檢修軌道。一號副斜井利用原寨崖底煤業(yè)有限公司副斜井。井筒采用三心拱形斷面，傾角17°，斜長195m，凈寬3.2m，凈斷面7.6m?。表土、風(fēng)化基巖段及基巖段均采用料石砌碹支護，支護厚度300mm。井筒鋪設(shè)22kg/m鋼軌，主要擔(dān)負(fù)井下系統(tǒng)改造時的材料下放及矸石提升任務(wù)，改造完成后，作進風(fēng)井并設(shè)臺階作為礦井的安全出口。井筒內(nèi)敷設(shè)有動力通信電纜。二號副斜井為新開井筒。井筒采用半圓拱形斷面，傾角6°，斜長944m，凈寬5.0m，凈斷面17.8m?。井筒暫按普通法鑿井，表土及風(fēng)化基巖段采用混凝土支護，基巖段采用掛網(wǎng)錨噴支護，表土段支護厚度500mm，基巖段支護厚度100mm。施工前應(yīng)按要求施工井筒檢查鉆孔，井壁結(jié)構(gòu)及支護形式待檢查鉆提供后最終確定。井筒內(nèi)運行無軌膠輪車擔(dān)負(fù)礦井礦井設(shè)備、人員及材料的輔助提升任務(wù)，并兼進風(fēng)和安全出口。井筒內(nèi)鋪設(shè)200mm厚混凝土底板，以利于無軌膠輪車行走。一號回風(fēng)立井利用原寨崖底煤業(yè)有限公司回風(fēng)立井，井筒凈直徑5.0m，凈斷面19.62m2，垂深138m，擔(dān)負(fù)全礦井的回風(fēng)任務(wù)。采用混凝土砌碹支護，表土及風(fēng)化基巖段支護厚度450mm，正常段支護厚度350mm。井筒裝備梯子間作為安全出口，并敷設(shè)有排水管路。礦井移交時井筒特征見下表表2.4-1 礦井初期使用井筒特征表項目名稱單位主斜井一號副斜井一號回風(fēng)井井口座標(biāo)緯距(X)m4136756.2744136813.6034136566.1304135885.553經(jīng)距(Y)m19501977.80819501996.63819502243.44219502151.925井口標(biāo)高(Z)m+988.700+985.167+992.500+1018.449提升方位角度34034070井筒傾角度14.517690井底標(biāo)高m+895+895+925+883井筒斜長全長m245254944135其中表土段m30305023基巖段m215224894112井筒凈寬度(直徑)表土段mm4700400050005000

基巖段mm4700400050005000支護厚度表土段mm450300500450基巖段mm300300100350斷面凈斷面表土段m215.97.617.819.6基巖段m215.97.618.719.6掘進斷面表土段m221.810.725.527.3基巖段m220.010.720.525.5施工方法普通法普通法普通法普通法支護材料表土段混凝土混凝土混凝土混凝土基巖段料石砌碹料石砌碹混凝土混凝土井筒裝備裝備B=1000mm帶式輸送機安裝JW-1600型無級繩絞車梯子間第五節(jié)井底車場及硐室一井底車場形式的選定礦井采用斜井開拓方式，煤炭由下山膠帶輸送機運至井底煤倉，由井底煤倉轉(zhuǎn)至主斜井膠帶提升，矸石及材料用無軌膠輪車通過二號副斜井提出地面。根據(jù)礦井開拓布置，設(shè)計利用原寨崖底煤業(yè)公司副斜井井底車場，車場水平標(biāo)高為+895m，車場采用平車場形式，主要擔(dān)負(fù)二號副斜井形成前井下系統(tǒng)改造時的材料下放和矸石提升任務(wù)。二井底車場硐室名稱及位置（一） 主斜井系統(tǒng)硐室主斜井系統(tǒng)硐室有：膠帶機裝載硐室、井底煤倉、井底清理撒煤巷道等。井底煤倉上口標(biāo)高為910m，下口標(biāo)高為885m，采用混凝土支護，凈直徑為8m的圓形立式煤倉，設(shè)計容量800t。（二） 副斜井系統(tǒng)硐室在車場附近布置無軌膠輪車村車庫、主變電所、爆破材料庫（使用原寨崖底煤業(yè)公司井下爆破材料庫）、消防材料庫等。三井底車場主要巷道和硐室的支護形式井底車場大部分巷道位于9號煤層中，基本采用錨噴網(wǎng)支護，對于斷面大難于支護的硐室采用混凝土或料石砌碹第三章大巷運輸及設(shè)備第一節(jié)運輸方式的選擇一煤炭運輸方式的選擇本礦井機械化程度高、產(chǎn)量大，井下主要運輸大巷均沿煤層布置，其坡度隨煤層起伏變化，為了減少運輸環(huán)節(jié)、簡化井下運輸系統(tǒng)，實現(xiàn)從井下到地面的連續(xù)運輸，設(shè)計采用膠帶輸送機運煤方式。二輔助運輸方式的選擇整合前原寨崖底煤業(yè)公司井下輔助運輸采用有軌運輸，集中下山采用無極繩絞車牽引1t系列礦車運輸方式，采區(qū)順槽內(nèi)采用小絞車。為提高礦井的機械化程度，減少輔助運輸環(huán)節(jié)，減員增效，整合后新開鑿二號副斜井一條（傾角6°）,并通過改造井下輔助運輸巷道，運行無軌膠輪車，實現(xiàn)礦井輔助運輸?shù)臒o軌化。第二節(jié)運輸設(shè)備選型現(xiàn)有22盤區(qū)帶式輸送機（原南下山大巷帶式輸送機）最大運量Q=1500t/h，其運輸能力遠大于實際能力，本次設(shè)計利用原有設(shè)備表3.1-1 22盤區(qū)帶式輸送機技術(shù)特征表序號名 稱單位內(nèi)容備注1運輸量t/h10002運輸物料原煤3運輸物料容重t/m30.904速度m/s3.155輸送機長度m12326輸送機角度2-5.5°7膠帶寬度mm1200（阻燃）帶強N/mmSt16008電動機型號YB400M-4功率kW400（2臺）轉(zhuǎn)速r/min1480電壓1140V9減速器型號H3SH14-31.5（2臺）10液力偶合器型號YT650（2臺）11制動器型號BYZW5-500/201（2臺）12液壓自動拉緊裝置型號YZLA-200頭部第四章采區(qū)布置及裝備第一節(jié)采煤方法一采煤方法的選擇本井田含煤地層主要為石炭系上統(tǒng)太原組和二疊系下統(tǒng)山西組，區(qū)內(nèi)可采和局部可采煤層5層，分別為3、4、8-1、8-2、9號煤，煤層總體呈北高南低、西高東低，北部為煤層露頭，煤層傾角一般在10。以下，多為3?6°。礦井為高瓦斯礦井，煤塵有爆炸危險，各煤層均屬不易自燃煤層，地溫正常；地質(zhì)構(gòu)造和水文地質(zhì)條件較為簡單。結(jié)合各可采煤層賦存特點，設(shè)計認(rèn)為在上部3、4、8-1、8-2煤層，工作面開采工藝有滾筒采煤機綜采和刨煤機綜采兩種方案可供選擇，根據(jù)采煤機與刨煤機的各自適應(yīng)條件，結(jié)合本井田的煤層賦存特征，設(shè)計認(rèn)為在3、4、8-1、8-2煤裝備刨煤機綜采工作面較為合理，9號煤層為厚煤層，且本礦井屬于高瓦斯礦井，為保障生產(chǎn)安全，提高資源回收率，設(shè)計推薦采用大采高采煤法二工作面采煤、裝煤、運煤方式及設(shè)備選型對于工作面采煤、裝煤、運煤方式及設(shè)備選型，設(shè)計考慮了以下原則：校核現(xiàn)有設(shè)備能否滿足礦井生產(chǎn)能力的要求，并且生產(chǎn)可靠、各設(shè)備間相互配套，運輸環(huán)節(jié)暢通。為綜采工作面創(chuàng)造快速連續(xù)開采的條件，加大工作面推進長度，減少搬家次數(shù)，并保證快速搬家，同時做到采準(zhǔn)工作快；輔助運輸系統(tǒng)簡單、環(huán)節(jié)少，盡可能將工作人員快速方便地運送至工作地點，作為提高工作面生產(chǎn)能力的一個重要因素，

并在巷道布置上加以保證；綜采工作面的采、裝、運、支工序全部機械化；為降低設(shè)備投資，盡量選擇國產(chǎn)先進設(shè)備。工作面采、裝、運、支設(shè)備選擇考慮需滿足技術(shù)先進、生產(chǎn)可靠、開機率高的原則，采運設(shè)備能力應(yīng)配套、運輸能力適應(yīng)綜采面瞬時產(chǎn)量高的要求，并保證環(huán)節(jié)暢通。滾筒式采煤機工作面設(shè)備選型表4.1-1 采煤機技術(shù)特征表型號采高(mm)電機功率(kW)滾筒直徑/個數(shù)(mm)/個截深(mm)牽引型式MG650/1480-WD2700?550014802700/2800無鏈電牽引表4.1-2 刮板輸送機技術(shù)特征表型號鋪設(shè)長度(m)輸送能力(t/h)刮板鏈速(m/s)中部槽(長X寬X高)(mm)電機功率(kW)電壓等級(v)備注SGZ764/320205.59000.91500X764X2222X1601140表4.1-3 轉(zhuǎn)載機技術(shù)特征表型號出廠長度(m)輸送能力(t/h)電機功率(kW)電壓等級(v)SZZ764/16050.010001601140表4.1-4 順槽破碎機技術(shù)特征表型號破碎能力(t/h)電機功率(kW)電壓等級(V)進口塊度(mm)出口塊度(mm)PCM11010001101140700x700150?300表4.1-5 可伸縮膠帶輸送機技術(shù)特征表型號輸送能力(t/h)輸送長度(m/s)帶速(m/s)帶寬(mm)電機功率(kW)電壓等級(V)備注SSJ1200/2X20010001000212002X2001140乳化液泵站選用BRW200/31.5型，公稱壓力31.5MPa，公稱流量200L/min，兩泵一箱。噴霧泵站選用XPB250/5.5型，公稱壓力5.5MPa，公稱流量250L/min，兩泵一箱。另外，配備的設(shè)備還有WQK20-45-7.5型小水泵、MYZ-200型煤層注水鉆機、5D-2/150型煤層注水泵等。2工作面頂板管理方式及支護設(shè)備選型工作面采用全部冒落法管理頂板。放頂煤工作面能否實現(xiàn)安全高效，關(guān)鍵在于支架選擇是否合理。所選液壓支架除滿足支護要求外，其推移行程要與采煤機截深相匹配，移架速度要適應(yīng)采煤機的牽引速度。設(shè)計選用ZZ6000/25/50型，其主要技術(shù)特征表4.1-6 支架技術(shù)特征表型號工作阻力(KN)初撐力(KN)支護高度(mm)支架中心距(mm)支護強度(MPa)重量(t)ZZ6000/25/5060005643?52772500/500015000.97?0.8924.9刨煤機工作面設(shè)備選型設(shè)備選型表4.1-7 刨煤機技術(shù)特征表型號采高(m)電機功率(kW)刨速(m)刨深(mm)生產(chǎn)能力(t/h)GH9-38Ve/5.70.7?1.72X3150.960192?466表4.1-8 刮板輸送機技術(shù)特征表型號鋪設(shè)長度(m)輸送能力刮板鏈速電機功率電壓等級備注(t/h)(m/s)(kW)(v)PF3/822205.53001.02X3151140表4.1-9 轉(zhuǎn)載機技術(shù)特征表型號出廠長度(m)輸送能力(t/h)電機功率(kW)電壓等級(v)SZB-730/752540075660表4.1-10 破碎機技術(shù)特征表型號破碎能力(t/h)電機功率(kW)電壓等級(v)PCM1104501101140表4.1-11 刨煤機工作面可伸縮膠帶輸送機技術(shù)特征表型號輸送能力(t/h)輸送長度(m/s)帶速(m/s)帶寬(mm)電機功率(kW)電壓等級(V)備注DSJ80/40/2X4040080028002X40660其他設(shè)備選型均等同于滾筒式采煤機工作面設(shè)備2工作面頂板管理方式及支護設(shè)備選型工作面采用全部冒落法管理頂板。設(shè)計液壓支架選用支撐掩護型，型號為ZY4000/8.5/19D型，帶電液閥控制，表4.1-12 刨煤機工作面液壓支架技術(shù)特征表型號工作阻力(KN)初撐力(KN)支護高度(mm)支架中心距(mm)支護強度(MPa)對底板最大比壓(MPa)重量(t)ZY4000/8.5/19D40004652850/190015000.768.18.1三采煤工作面的參數(shù)根據(jù)所選定的采煤設(shè)備，設(shè)計采用一次采全高采煤方法，即各煤層的采高均為各自煤層厚度。結(jié)合本礦井地質(zhì)條件較為簡單的特點，綜合考慮確定本礦井采煤工作面長度統(tǒng)一取200m。礦井正常接續(xù)生產(chǎn)時，布置一個刨煤機綜采工作面和一個滾筒式采煤機綜采工作面，兩工作面生產(chǎn)年能力分別為0.40Mt/a和0.80Mt/a。刨煤機工作面循環(huán)數(shù)和年推進度的確定所選刨煤機的刨深為60mm，工作面長度取200m，8-號煤平均采厚為0.92m，則刨煤機每刀產(chǎn)量為：Q=200X0.06X0.92X1.41X0.97=15.1t/刀按工作面生產(chǎn)能力0.40Mt/a計算，年工作制度330d，每天的循環(huán)數(shù)：400000N= =90刀/d330x15.1x0.9年推進度=90X330X0.06X=1600m⑵滾筒式采煤機工作面循環(huán)數(shù)和年推進度的確定所選采煤機的截深為800mm，工作面長度取200m，9號煤平均厚度為4.93m，采用往返一次割兩刀的回采工藝，每刀產(chǎn)量為1049t。按照0.80Mt/a的產(chǎn)量要求，工作面每日進刀數(shù)為n：800000n^330x1049x0.9=2.6取n=3年推進度=3X0.8X330X0.9=713m五工作面及采區(qū)回采率影響采區(qū)回采率的因素有：大巷及盤區(qū)巷道煤柱損失，盤區(qū)隔離煤柱損失，區(qū)段煤柱及厚煤層順槽頂煤損失，斷層煤柱損失，無法布置工作面開采的邊角煤損失等。根據(jù)上述因素并考慮工作面回采率，按巷道煤柱回收50%計算后，采區(qū)回采率可以達到《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》的規(guī)定目標(biāo)。第二節(jié)采區(qū)布置一達到設(shè)計生產(chǎn)能力時的采區(qū)數(shù)目，位置及工作面生產(chǎn)能力采區(qū)和工作面數(shù)目礦井采用斜井開拓，考慮到二號副斜井的施工時間及做到指導(dǎo)礦井資源整合后的生產(chǎn)，設(shè)計移交采區(qū)為23盤區(qū)。由于在23盤區(qū)8-1、8-2和9煤存在壓茬關(guān)系，設(shè)計在23盤區(qū)布置一個8-1煤刨煤機工作面，在22盤區(qū)布置一個9煤滾筒式采煤機工作面，共兩個盤區(qū)兩個工作面同時生產(chǎn)。接續(xù)面為23盤區(qū)的8-1煤刨煤機工作面和9煤滾筒式采煤機工作面。工作面生產(chǎn)能力及全礦井回采產(chǎn)量按推進度(或日循環(huán)數(shù))計算產(chǎn)量礦井達到設(shè)計生產(chǎn)能力時，共布置一個9煤滾筒式采煤機綜采工作面和一個8-1煤刨煤機綜采工作面，回采工作長度均為200m，工作面生產(chǎn)能力按下式計算：Q=330XLXBXNXMXrXcX0.9式中：Q——工作面生產(chǎn)能力，t/a;330——年工作日，d;L——工作面總長度m；B——采煤機截深，滾筒式采煤機工作面取0.8m，刨煤機工作面取0.06m；N——日循環(huán)數(shù)；M 采高，m;r——煤的視密度，9煤1.43t/m3,8-1煤1.41t/m3；C——工作面回采率，9煤取93%，8-1煤取97%。經(jīng)過計算，220907工作面生產(chǎn)能力為0.78Mt/a，2308101工作面生產(chǎn)能力為0.395Mt/a，加上掘進煤0.11Mt/a，礦井設(shè)計產(chǎn)量為1.285Mt/a。達到設(shè)計生產(chǎn)能力時盤區(qū)工作面特征見表4.2-1。表4.2-1 達到設(shè)計生產(chǎn)能力時采區(qū)工作面特征表盤區(qū)名稱采煤工作面?zhèn)€數(shù)裝備平均采高(m)長度(m)年推進度(m)年生產(chǎn)能力(Mt)22盤區(qū)1滾筒式采煤機4.122007130.7823盤區(qū)1刨煤機0.920016000.3953掘進0.11合計1.285二盤區(qū)尺寸及巷道布置1盤區(qū)尺寸根據(jù)資源整合后本礦井實際情況，確定初期采區(qū)工作面推進長度為1000m左右，后期隨著采煤方法和設(shè)備的不斷改善及工人熟練程度的增加，為節(jié)省開拓工程采區(qū)工作面推進長度確定為1500?2000m。2、巷道布置分煤層布置，在9煤布置四條盤區(qū)下山，同時在8-1煤布置一條輔助運輸下山和一條回風(fēng)下山。8-1煤工作面來煤通過溜煤眼與9煤帶式輸送機下山相聯(lián)系。三采區(qū)運輸、通風(fēng)及排水系統(tǒng)煤炭運輸運輸方式：回采工作面采用刮板輸送機運輸，工作面順槽及下山采用膠帶輸送機運輸。8-1煤運輸線路：工作面刮板輸送機一破碎機一轉(zhuǎn)載機一順槽可伸縮膠帶輸送機一溜煤眼一9煤下山膠帶輸送機一井底煤倉一主斜井。9煤運輸線路：工作面刮板輸送機一破碎機一轉(zhuǎn)載機一順槽可伸縮膠帶輸送機一9煤下山膠帶輸送機一井底煤倉一主斜井。材料設(shè)備運輸8-1煤材料、設(shè)備運輸線路：二號副斜井一9煤輔助運輸下山一8-1煤輔助運輸斜巷一8-1煤輔助運輸下山一8-1煤工作面輔助運輸巷一8-1煤工作面。9煤材料、設(shè)備運輸線路：二號副斜井一9煤輔助運輸下山一9煤工作面輔助運輸巷一9煤工作面。盤區(qū)通風(fēng)8-1煤通風(fēng)線路：主斜井(一號副斜井、二號副斜井)一帶式輸送機下山、輔助運輸下山一聯(lián)絡(luò)斜巷一8-1煤輔助運輸下山一8-1煤工作面運輸巷一8-1煤工作面一聯(lián)絡(luò)斜巷一9煤東、西回風(fēng)下山一總回風(fēng)巷一一號回風(fēng)立井。9煤通風(fēng)線路：主斜井(一號副斜井、二號副斜井)一帶式輸送機下山、輔助運輸下山一9煤工作面運輸巷一9煤工作面一9煤東、西回風(fēng)下山一總回風(fēng)巷一一號回風(fēng)立井。盤區(qū)排水巷道掘進運輸方式工作面巷道及各掘進頭有積水時，用小水泵排至下山水溝，8-1煤層涌水利用排水立眼排至9煤23盤區(qū)水倉，經(jīng)排水管路排至22盤區(qū)水倉，再由管路通過一號回風(fēng)立井排出。第三節(jié)巷道掘進一巷道斷面尺寸及支護形式根據(jù)礦井實際生產(chǎn)情況，盤區(qū)下山及工作面巷道均為矩形斷面。，根據(jù)本礦井煤層及圍巖條件，結(jié)合臨近礦井實際生產(chǎn)經(jīng)驗，確定本礦井除硐室及需特殊支護的井巷部分采用砌碹支護外，其余均采用錨噴支護，因巷道斷面大，增加錨索加強支護。二巷道掘進進度指標(biāo)目前，巖巷掘進平均月進尺50-100m，煤巷普掘200-250m，煤巷綜掘400m。三采掘比例及掘進設(shè)備根據(jù)煤層賦存情況，需要布置兩個綜采工作面滿足礦井設(shè)計生產(chǎn)能力，兩個工作面年總推進度超過1300m，為了確保工作面正常生產(chǎn)接續(xù)，設(shè)計配制兩套綜掘設(shè)備掘進工作面巷道，再配備一套普掘設(shè)備掘進盤區(qū)下山及硐室，正常生產(chǎn)時的采掘比為2:3。煤巷綜掘工作面配備有煤巷綜掘機、可伸縮膠帶輸送機、液壓錨桿鉆機、小水泵、局部通風(fēng)機、濕式除塵風(fēng)機和調(diào)度絞車等。普掘工作面配備的設(shè)備有煤電鉆、氣腿式風(fēng)動鑿巖機、可伸縮帶式輸送機、單體錨桿鉆機、調(diào)度絞車、小水泵和探水鉆機等。四礦井移交生產(chǎn)時的井巷工程量整合完成礦井移交生產(chǎn)時井巷總工程量為：32675m，掘進總體積538473m3；其中利用已有工程4528m，新增工程28147m，新增體積為472865m3。萬噸掘進率：272m/萬t。表4.3-1 新增井巷工程量匯總表順序工程名稱煤巖類別工程量長度(m)掘進體積(m3)一井筒小計95719681石95719681煤二大巷、車場及硐室小計16895278619石5017455半煤巖390872301煤12486198863四采區(qū)小計10295174566石半煤巖568087168煤461587398五合計總計28147472865石145827136半煤巖9588159469煤 17101 286261第五章通風(fēng)與安全第一節(jié)概況一瓦斯、煤塵、煤的自燃性及低溫（一） 瓦斯據(jù)山西柳林寨崖底煤業(yè)有限公司提供資料，該礦現(xiàn)采9號煤層，生產(chǎn)能力為1.20Mt/a，2006年度瓦斯鑒定礦井瓦斯絕對涌出量3.30m3/min，相對涌出量3.93m3/t，屬低瓦斯礦井，9號煤層屬低瓦斯煤層。（二） 煤塵爆炸及煤的自燃性對幾個煤層采取了煤塵爆炸性試驗樣品，結(jié)論可采煤層均為有爆炸性危險。說明區(qū)內(nèi)的煤塵普遍存有爆炸性。在7個鉆孔中取了7個樣品，進行了煤的自燃傾向測試，其樣品分別分布于3煤、4煤、8-2煤、9煤層，分析測試結(jié)果表明一般為不易自燃煤層。（三） 地溫由鉆孔測溫資料分析得知：地溫變化梯度一般為1.19-1.81°C/100m，平均1.43O100m，屬地溫正常區(qū)。礦井通風(fēng)一通風(fēng)方式與通風(fēng)系統(tǒng)根據(jù)井田面積大、工作面產(chǎn)量高、生產(chǎn)集中等特點，確定礦井采用抽出式通風(fēng)方式，中央分列式通風(fēng)系統(tǒng)。二風(fēng)井?dāng)?shù)目、位置、服務(wù)范圍礦井共布置二個場地：工業(yè)場地和風(fēng)井場地。工業(yè)場地內(nèi)共設(shè)三個井筒，即主斜井、一號副斜井和二號副斜井；風(fēng)井場地內(nèi)設(shè)一號回風(fēng)立井。主斜井、一號副斜井和二號副斜井進風(fēng)，一號回風(fēng)立井回風(fēng)。四條井筒服務(wù)于全礦井，服務(wù)年限為44.0年。礦井井下用風(fēng)地點有采區(qū)變電所、爆炸材料庫、無軌膠輪車加油硐室、采煤工作面、掘進工作面等。三掘進通風(fēng)和硐室通風(fēng)根據(jù)本井田開拓部署，本礦井工作面推進長度約1600m。采用FBDNo7.1/2X30型局部扇風(fēng)機對掘進工作面供風(fēng)，采用并配以濕式除塵風(fēng)機。采區(qū)變電所、爆炸材料庫、無軌膠輪車加油硐室等采用獨立通風(fēng)。四礦井風(fēng)量、負(fù)壓及等積孔的計算（一）根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》第一百零三條規(guī)定，礦井總進風(fēng)量計算如下1、按井下同時工作的最多人數(shù)計算Q=4XNXK=4X242X1.3=1258.4m3/min=20.97m3/s式中：Q——礦井總供風(fēng)量，m3/s；N——井下同時工作的最多人數(shù)，取242人；K——礦井通風(fēng)系數(shù)，取1.3。2、按用風(fēng)地點風(fēng)量總和計算Q=（ZQ采+￡Q掘+￡Q柴+ZQ硐室+￡Q其它）X1.3式中：Q 總供風(fēng)量，m3/sZQ采一一回采工作面所需風(fēng)量之和，m3/sZQ掘一一掘進工作面所需風(fēng)量之和，m3/sZQ柴——稀釋柴油機車尾氣所需風(fēng)量之和，m3/sZQ硐室——獨立通風(fēng)的硐室所需風(fēng)量之和，m3/sZQ其它一一其它用風(fēng)地點所需風(fēng)量之和，m3/sK——礦井通風(fēng)系數(shù)，高瓦斯礦井取1.3⑴ZQ采的確定按工作面瓦斯涌出量計算Q采=100Xq采XKc式中：Q采一一采煤工作面所需風(fēng)量，m3/s；q采一一采煤工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；Kc——工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，取1.4；9煤層工作面：根據(jù)前面預(yù)測，9煤工作面最大絕對瓦斯涌出量為44.58m3/min，抽放率按80%取，則剩余瓦斯量為8.92m3/min。Q采=100Xq采XK「100X8.92X1.4=1248.8m3/min=20.8m3/s8-1煤層工作面：根據(jù)前面預(yù)測，8-1煤工作面最大絕對瓦斯涌出量為51.17m3/min，因8-1煤為薄煤層，過風(fēng)斷面小，抽放率按85%取，則剩余瓦斯量為7.68m3/min。Q采=100Xq采XKc=100X7.68X1.4=1075.2m3/min=17.9iWs結(jié)合臨近礦井配風(fēng)回采工作面配風(fēng)情況，設(shè)計確定本礦井回采工作面配風(fēng)量為：9煤層工作面22m3/s，8-1煤層20m3/s。因8-1煤過風(fēng)斷面小，為使工作面達到適宜風(fēng)速，在工作面靠近井田邊界處預(yù)留通風(fēng)瓦斯尾巷。ZQ采=22+20=44m3/s⑵ZQ掘的確定通風(fēng)容易時期共配備了2個綜掘工作面和1個普掘工作面。①按瓦斯涌出量計算設(shè)計選順槽掘進工作面進行瓦斯涌出量計算Q掘綜=100Xq掘Xkd=100X2.39X1.8=430.2m3/min=7.2m3/sQ掘普=100Xq掘Xkd=100X1.41X2.0=282m3/min=4.7m3/s式中：Q掘綜一一綜掘工作面所需風(fēng)量，m3/s；Q掘普一一普掘工作面所需風(fēng)量，m3/s；q掘一一掘進工作面絕對瓦斯涌出量，根據(jù)前面預(yù)測，9煤掘進工作面瓦斯涌出量最大，設(shè)計按掘進工作面全在9煤進行配風(fēng)。9煤綜掘工作面最大瓦斯涌出量為7.96m3/min，普掘工作面瓦斯涌出量為4.69m3/min，預(yù)抽瓦斯抽放率按70%取，則綜掘工作面剩余瓦斯量為2.39m3/min，普掘工作面剩余瓦斯量為1.41m3/min；kd一一備用系數(shù)，機掘面取1.8,普掘面取2.0。參照我國低瓦斯礦井掘進工作面的配風(fēng)情況，確定綜掘工作面配風(fēng)量為8m3/s，普掘工作面配風(fēng)量為6m3/s。ZQ掘=8X2+6=22m3/s(3)ZQ柴的確定參照國外使用柴油設(shè)備單位供風(fēng)量及我國《冶金礦山安全規(guī)程》規(guī)定，取單位功率風(fēng)量指標(biāo)為0.067m3/kW.S。礦井正常生產(chǎn)時，按4臺防爆膠輪車(75kW)，3臺運人膠輪車(65kW)，及2臺防爆裝載機(50kW)同時工作：ZQ柴=0.067X(1+0.75+2X0.5)X75+0.067X(0.5X3)X65+0.067X(0.5X2)X50=23.7m3/s井下搬家時，按1臺支架搬運車(171KW)，1臺支架搬運機(帶鏟叉171.5KW)，2臺運人膠輪車(65kW)，3臺防爆膠輪車(75kW)，2臺防爆裝載機(50kW)同時工作：ZQ柴=0.067X1X171.5+0.067X0.75X171+0.067X(0.5X2)X65+0.067X(0.5X3)X75+0.067X(0.50X2)X50=35.3m3/s取ZQ柴=35m3/s⑷ZQ硐室的確定單獨通風(fēng)硐室配風(fēng)如下：通風(fēng)容易時期：采區(qū)變電所3m3/s；井下爆炸材料庫3m3/s；無軌膠輪車加油硐室3m3/s。ZQ硐室=2X3+3+3=12m3/s(5)ZQ其它的確定其它用風(fēng)地點所需風(fēng)量之和，按以上各需風(fēng)量之和的5%計算。通風(fēng)容易時期:ZQ其它=（ZQ采+ZQ掘+ZQ柴+ZQ硐室）X0.05=（42+22+35+12）X0.05=5.55m3/s,計算取6m3/s故由以上計算可得礦井總風(fēng)量為：Q礦=（ZQ采+ZQ掘+ZQ柴+ZQ硐室+ZQ其它）K=（42+22+35+12+6）X1.3=152.1m3/s。取153.0m3/s。據(jù)以上計算，取兩種計算方法的最大值，故礦井總進風(fēng)量為153.0m3/s。（二）風(fēng)量分配礦井總風(fēng)量按井下各工作用風(fēng)地點需風(fēng)量進行分配，余者風(fēng)量為漏風(fēng)和其它風(fēng)量，礦井風(fēng)量分配見表5.1-1序號供風(fēng)地點數(shù)量（個）供風(fēng)量（m3/s）1采煤工作面2422掘進工作面3223獨立回風(fēng)硐室4124稀釋風(fēng)量355漏風(fēng)及其它42合計153（三） 礦井現(xiàn)開采22盤區(qū)、經(jīng)計算在一號回風(fēng)立井的服務(wù)年限內(nèi)（10年左右）最大風(fēng)壓時工作面布置在22盤區(qū)邊界位置。礦井風(fēng)壓：h=h摩+h局式中：h摩——井巷摩擦阻力，Pa；h局一一局部阻力，取h摩的15%；井巷摩擦阻力按下式計算：h摩=9.8a?L?P?Q2/S3式中：a——摩擦阻力系數(shù)，（kg?S2/m4）；L——井巷長度，m；P——井巷凈斷面周長，m；Q——通過井巷的風(fēng)量，m3/s；S——井巷凈斷面積，m2。礦井風(fēng)壓計算和風(fēng)量分配是利用計算機通風(fēng)計算程序進行計算的，計算中考慮了摩擦阻力。在此基礎(chǔ)上考慮15%的局部阻力，算出全礦井的通風(fēng)負(fù)壓，通風(fēng)容易時期一號回風(fēng)立井負(fù)壓1649.4Pa。通風(fēng)困難時期一號回風(fēng)立井負(fù)壓2143.6Pa（四） 等積孔計算等積孔按下式計算：A=1.19XQ/'：h m2式中：A——礦井等積孔，m2；Q——風(fēng)機風(fēng)量，m3/s；h——風(fēng)機風(fēng)壓，Pa。根據(jù)計算結(jié)果，得出風(fēng)機在其服務(wù)期間容易時期和困難時期的風(fēng)量、風(fēng)壓和等積孔見表。從等積孔大小可看出，礦井為通風(fēng)容易礦井。表5.1-2 礦井風(fēng)量、負(fù)壓及等積孔表名稱風(fēng)機風(fēng)量（m3/s）風(fēng)機負(fù)壓（Pa）等積孔（m2）容易時期153.01649.44.48困難時期153.02143.63.93第二節(jié)安全一預(yù)防瓦斯爆炸寨崖底煤礦為高瓦斯礦井，生產(chǎn)過程應(yīng)對瓦斯危害引起高度的重視。特別是在井田深部、下組煤層瓦斯涌出量大，在構(gòu)造帶容易造成瓦斯積聚，應(yīng)加強監(jiān)測，避免瓦斯事故。二防塵措施礦井粉塵產(chǎn)生的因素有自然因素和技術(shù)因素，對礦井粉塵的防治應(yīng)采取“預(yù)防為主、綜合防塵”的措施，并建立完善的防塵灑水管路系統(tǒng)。但對具體的塵源點應(yīng)根據(jù)粉塵產(chǎn)生的不同原因采取不同的防治方法。三預(yù)防井下火災(zāi)的措施井下火災(zāi)一部分是采空區(qū)浮煤自燃發(fā)火，另一部分