毕业设计吕沟煤矿采区设计说明书Word下载.docx

1、第二章 矿井概况.21、矿井现生产采区情况2、新采区、新水平情况3、开采81采区的必要性第三章 81采区概况 .3第一节 采区位置及范围、储量.31、采区位置及范围2、地面情况及受生产影响程度3、采区储量第二节 地质勘探情况.4第三节 地层及标志层.41、地层2、主要标志层第四节 地质构造.3第五节 水文地质特征及充水因素.31、81采区水文特征2、81采区主要充水因素第六节 煤层赋存特征.61、煤层赋存特征2、瓦斯3、煤尘4、煤层自燃5、地温第七节 地表特征.7第八节 煤质.7第九节 采区存在问题及建议.7第四章 采区设计方案的确定.7第一节 方案的提出、确定.71、设计方案 2、方案对比与

2、确定第二节 设计方案.13、设计原则2、巷道布置3、主要巷道设计第三节 工程量、工期及初期投入预算.171、工程量2、工期3、初期投入预算第五章 采煤方法及工艺、设计能力、服务年限.161、采煤方法2、采煤工艺3、采区设计能力第六章 采区安全生产系统.19第一节 主运输系统.191、主运输路线2、采区运煤设备选型：第二节 辅助运输系统.24 1、巷道原始参数2、基本参数选择：3、选型计算第三节 排水系统.25第四节 通风系统.251、矿井通风现状2、通风线路、风量配备3、81采区通风容易时期4、81采区通风困难时期第五节 供电系统.371、采区基本情况2、移动变电站3、移动变电站设备选型计算4

3、、采区照明第六节 压风系统.40第七节 供水系统.41第八节 综合防尘系统.41第九节 监测及通讯系统.411、监测系统2、通讯系统第七章 煤质管理.42第一节 掘进工作面煤质管理.42第二节 采煤工作面煤质管理.43第八章 安全技术措施.45第一节 危害因素分析.451、采区灾害因素分析2、生产作业主要伤害因素分析第二节 安全技术措施.461、矿井灾害预防措施2、生产作业安全保障措施第三节 避灾路线.491、避灾原则2、避水灾路线：3、避火灾、瓦斯事故路线第九章 主要技术经济指标.50第十章 附 图.51第一章 设计依据1.1 上级部门批准的采区设计：七4煤层深部开采设计，批准时间：2010

4、年元月1.2 设计采区位置、范围，井上、下关系及四邻采面（边界）的地质情况：1.2.1 采区位置及范围81采区位于吕沟煤矿七4煤层八号水平东翼，东至七4煤层东翼薄煤带，西至Y=38441500坐标线，北至七4八东大巷煤柱，南至矿井边界（-400米水平等高线）。采区上限标高为-198m，下限标高为-400m，地面标高+172+160m，走向长约380m，倾向长约820m，面积31.16万m2，为单翼采区布置。81采区上部为七4802采空区，采区范围内地面有潘庄和小潘庄两个村庄。地形为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半

5、覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172+160m,有大量农田，采区范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。1.2.2 煤层赋存特征赋存于二叠系上统上石盒子组七煤段中部，上距平顶山砂岩220m，下距六2煤层（原采矿证五2煤层）90m。煤层直接顶、底板多为深灰色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，煤厚01.51m，一般0.801.10m，平均厚度0.86m，以薄煤层为主。煤层结构简单，一般含一层炭质泥岩夹矸，厚0.050.29m。1.2.3 瓦斯2010年工信厅批复瓦斯相对涌出量为4.68m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.34m3/min，属于低瓦斯矿井。81采区绝对瓦斯涌出量为0.26m3/min，二氧化碳绝对

6、瓦斯涌出量为0.30m3/min1.2.4 煤尘根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数为18.38%，具有中等强度爆炸性。1.2.5 煤层自燃2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供的煤层自燃倾向性鉴定报告，七4煤层属自燃煤层。但在50年实际开采过程中无发生过自燃发火现象。1.2.6 水文地质正常涌水量10m3/h、最大12m3/h。主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层（），可造成七4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对开采偶有影响。81采区防治水工作简单易行，采掘工程不受水害影响。1.3 邻近采区及边界小窑采空、积水

7、情况资料:81采区范围内无小煤窑采空和积水。第二章 矿井概况吕沟煤矿设计生产能力30万吨/年，2009年核定生产能力45万吨/年；开采六2、七4两层薄煤；矿井采用片盘斜井开拓，两翼对角式通风；水文地质条件简单；瓦斯矿井；所采六2、七4煤层煤尘具有中等强度爆炸性，均属级自燃煤层；正常涌水量为100m3/h，最大涌水量120m3/h。矿井目前有2个生产采区。1、 矿井现生产采区情况：92采区：布置一个炮采工作面，六2901采煤工作面，可采储量83.2万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量69.3万吨，预计2014年12月回采结束。91采区：布置一个炮采工作面，六2902采煤工作面，可采储量36.

8、7万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量22.6万吨，预计2013年4月回采结束。2、新采区、新水平情况：81采区施工情况及首采工作面形成时间81采区：预计2012年9月布置完毕。可布置2个炮采工作面，合计可采储量41.74万吨，预计首采工作面C七401预计2013年1月具备生产条件。吕沟煤矿目前生产布局来看，矿井在六2水平布置2个采区（91采区、92采区），92采区布置一个炮采工作面，可采储量83.2万吨，预计2014年12月回采结束；91采区内布置一个炮采工作面预计2012年12月结束，为确保采掘接替和矿井可持续发展布置81采区。81采区位于七4煤层八水平东区，利用七4八东大巷做为回风巷

9、形成生产系统，巷道工程量小、工期短，是矿井采区接续的最佳途径。第三章 81采区概况第一节 采区位置及范围、储量81采区位于吕沟煤矿七4煤层八水平东翼，东至七4煤层东翼薄煤带，西至Y=38441500坐标线，北至七4八东大巷煤柱，南至矿井边界（-400米水平等高线）。采区上限标高为-198m，下限标高为-400m，地面标高+172+160m，走向长约380m，倾向长820m，面积31.16万m2，为单翼采区布置。81采区上部为七4802采空区。2.1地面建筑、设施等采区范围内地面有潘庄和小潘庄两个村庄。2.2地形（地貌、植被、地层出露情况）采区范围内为构造剥蚀类型为主的低山丘陵区、地势西高东低，

10、山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型。为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172+160m,有大量农田。2.3水系及地面水范围采区范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘。2.4采掘影响及破坏程度回采工作面布置为超高水充填工作面，因此回采不会造成地表塌陷，对地表影响很小。3、 采区储量81采区开采七4煤层，地质储量52.17万吨，可采储量41.74万吨。第二节 地质勘探情况81采区无地质资料。第三节 地层及标志层七4煤层层位属二叠系下石盒子组。从现有巷道揭露的煤层资料分析，该采面煤层赋存较稳定，煤层厚度在0.9m左右，属薄煤层。煤层为半暗光泽型。田家沟砂岩：位于上石盒

11、子组底部，由灰色厚层状中、粗粒、底部砾状砂岩组成，层位稳定，厚016.21m、一般3.612.3m，为本区主要标志层，以厚层、含砾、具明显的文理层理为主要特征，该标志层上下分别为七煤段和六煤段，其煤岩层组合与其它煤段有明显区别易于确定：七煤段含煤段位于中上部，含煤3-4层，以七4、七2煤层较稳定，其间为含较多大白云母片、层面具炭质的细中粒砂岩，组合清晰特征明显。第四节 地质构造根据七4八东大巷掘进资料显示，81采区东翼，有薄煤带一个，具体位置位于七4八东大巷430m-800m处，根据资料推断无煤带延伸至矿井边界，范围坐标：1点X=3775369.89，Y=38441705.15;2点X=377

12、5350.39，Y=38442075.22;3点X=3774534.49，Y=38442394.75;4点X=3774551.43，Y=38441937.68;面积约36.8万m2，占全区面积的33.4%第五节 水文地质特征及充水因素主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层，在顶板砂岩破碎处或断裂带内往往含少量裂隙水，在采矿揭露时常形成顶板淋水，但持续时间较短。表明其富水量弱、均为静储量特征，对矿井安全生产无影响。第六节 煤层赋存特征矿井现开采深度420m，温度22左右，地温正常。煤层顶底板岩性表煤层类 别岩石名称平均厚度（m） 主要岩性特征七4顶板老 顶中粒砂岩2.75灰

13、白色，以粗粒为主，主要成分为石英。直接顶泥岩1.2灰黑色、底部含炭质。底直接底细粒砂岩0.81深灰色老 底2.72灰色。第七节 地表特征第八节 煤质七4煤：为黑色，条痕黑色，玻璃光泽，条带状结构。顶部常有一层致密状暗煤，中部主要为暗煤和亮煤，下部亮煤、镜煤为主。煤质特征表 指标 项目Ad（%）St,dPdQgr,v.d（MJ/kg）Y（mm）和GVdafST（）七4煤数值30.550.700.01023.2716.577718.831400等级高灰低硫煤低磷分中热值煤较高软化温度灰第九节 采区存在问题及建议采区范围内无地质资料，由于矿井深部钻孔控制程度不足，所以对矿井-245水平以深的储量可信

14、度不足，所以薄煤带的范围和断层情况可能远比目前探明的资料要复杂的多，建议补充勘探。第四章 采区设计方案的确定第一节 方案的提出、确定方案根据81采区范围及地质情况，在八号石门中部布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距76.1m），溜煤眼设计长度39.1m，然后从溜煤眼处向南扩八号石门128.2m，再以182方位掘进集中运输石门115.7m与七4集中运输平巷贯通；在七4八东120m处以180方位向下掘进运输联络巷28m开始掘进七4集中运输平巷，向西以270的方位掘进117m与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进380m到达81采区东翼无煤带（七4八东大巷500m

15、处），然后再以0方向向上掘进运输联络巷46m与七4八东大巷贯通，81采区构成。根据81采区设计，81采区可布置两个采煤工作面。七4集中运输平巷做为81采区进风巷，七4八东大巷做为回风巷。采煤工作面采取倾斜长壁上仰后退式采煤法。回采，由于矿井接替紧张，集中运输平巷工程量较大，等集中运输平巷施工完毕后会造成矿井采掘失调，因此以东翼无煤带为自然边界把81采区划分开两个采区，及一采区和二采区，可以先布置一采区。由于矿井属于以顶板孔隙水为主的水文地质条件简单型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测81采区涌水量10m3/h，并且积水有七4八东大巷水沟

16、排出到八号石门水沟再排至九号水仓，并且81采区布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采的工艺是利用95%的矿井水添加5%的添加剂对采空区进行充填，渗入采空区的少量水可做为充填材料，因此81采区不再设计水仓。为满足81采区供电需要在七4八东大巷350m处布置集中配电点，需要扩巷50m，巷道有原来下宽3.9m工字钢支护，扩为下宽4.8m的工字钢支护巷道。设计巷道总工程量为854m，其中岩巷154.8m，半煤岩巷煤巷571m，扩巷128.2m。81采区共设计2个采煤工作面，可采储量41.74万吨实体煤。方案的方位掘进1380m到矿井边界然后与七4八东大巷贯通，81采区构成。由于矿井属于以顶板孔隙水为

17、主的水文地质条件简单型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测81采区涌水量小于10m3/h，并且积水有七4八东大巷水沟排出到八号石门水沟再排至九号水仓，并且81采区布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采的工艺是利用95%的矿井水添加5%的添加剂对采空区进行充填，渗入采空区的少量水可做为充填材料，因此81采区不再设计水仓。设计巷道总工程量为1780m，其中岩巷446.8m，半煤岩巷煤巷1205m，扩巷128.2m。81采区共设计5个采煤工作面，可采储量92.1万吨实体煤。方案根据81采区范围及地质情况，在八号石门中部测16点以北16.7m处

18、以90的方位角向东掘进联络巷20m，然后再掘进一条与八号石门平行方位角182的集中运输石门长度246m，与集中运输平巷贯通，在联络巷东边布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距53.7m），溜煤眼设计长度33.4m；的方位掘进97m与集中运输石门贯通，向东以90的方位掘进380m到达81采区东翼薄煤带（七4八东大巷500m处），然后再以0由于矿井接替紧张，集中运输平巷工程量较大，等集中运输平巷施工完毕后会造成矿井采掘失调，因此以东翼无煤带为自然边界把81采区划分开两个采区，及一采区和二采区，可以先布置一采区。设计巷道总工程量为850.4m，其中岩巷299.4m，半煤岩巷煤巷551m。方案根据81采区设计，81采区可布置五个采煤工作面。设计巷道总工程量为1774.4m，其中岩巷589.4m，半煤岩巷煤巷1185m。2、方案对比方案 优点：与方案、相比巷道工程量少，工程造价底，可减少巷道930m；施工工期，可减少施工时间14.7个月，缩短布置采煤工作面时间，有利于矿井接替。缺点：1、巷道施工时出现一次串联通风，影响巷道通风系统。2、与方案、相比运输系统集中不易管理，八号石门扩巷施工时，要保证八号石门正常运输，影响81采区掘进巷道运输，工程完毕后81采区轨道运输与皮带运输同在八号石门内，运输集中不易管理。1、采区巷道施