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3.2.2工作面循环方式和循环作业图表的编制21
参考文献24
1井田地质特征、矿井储量及设计生产能力
1.1井田地质特征
平顶山煤田处于秦岭纬向构造带的东延部位，淮阳山字型构造的西翼反射弧顶部，为纬向构造与山字型构造的复合部位，由于二者的共同影响，使得整个煤田形成了一系列北西向的复式褶皱（李口向斜、灵武向斜、郭庄背斜、牛庄向斜、诸葛庙背斜等）和大断层（白石沟逆断层、锅底山正断层、山庄逆断层等），总体构造线为北西向。
追溯区域地质历史，平顶山煤田曾受到中岳运动、少林运动、怀远运动、加里东运动、印支燕山运动和喜山运动六期构造运动的影响，在Ｃ－Ｐ煤系沉积以后，燕山运动最为重要，使区内中生代及其以前地层（包括前震旦纪）卷入了这次运动，形成了北西向的褶皱和断裂，并拌有中酸性岩浆侵入。
喜山运动在本区主要表现为差异升降运动，并使先期断裂再次活动，形成了一幅复杂的构造图案。
井田地表多被第四系地层覆盖，依据钻探工程揭露地层从老到
新依次有：
寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。
1.1.1地层
本井田内地层层序由老至新依次为：
寒武系崮山组系石炭、二叠系含煤地层的沉积基底，厚度大于68m，为灰色厚～巨厚层状白云质灰岩。
石炭系本溪组上界为太原组Ｌ7灰岩底面，下界为崮山组白云质灰岩的顶面，厚度平均为5.6m，主要为浅灰色～灰白色铝土质泥岩和深灰色、灰黑色炭质泥岩。
石炭系太原组上界为Ｌ1灰岩的顶面，或为山西组底部砂质泥岩的底面，下界为本溪组铝土质泥岩的顶面，或Ｌ7灰岩的底面，厚度为53～86m，平均62.5m，由深色生物碎屑灰岩、燧石灰岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤组成，间夹菱镁质泥岩薄层，庚组煤位于本组下部灰岩的上部。
二叠系山西组上界为下石盒子组砂锅窑砂岩底面，下界为太原组顶部灰岩顶面，厚87～114m，平均为105.3m，由浅灰绿、深灰色中～细粒砂岩、泥岩和煤组成。
含煤2～5层，为己组煤。
二叠系下石盒子组上界为田家沟砂岩的底面，下界至砂锅窑砂岩的底面，厚度284～311m，平均304.4m，由灰黄色、深灰色中～细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。
依据岩性和含煤性，自下而上分为戊组煤、丁组煤和丙组煤。
二叠系上石盒子组上界至平顶山砂岩底面，下界至田家沟砂岩顶面，厚294～331m，平均314.5m。
主要由灰白色、灰黄色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中～细粒砂岩及劣质煤层组成。
自下而上分为乙组煤和甲组煤。
二叠系石千峰组在井田内出露不全，厚度0～255m，平均137.8m。
主要由平顶山砂岩等组成。
第四系厚0～33m，平均为11.93m。
主要为黄土沙砾滚石（平顶山砂岩和石千峰组砂岩）之山坡残积物分布于低洼处，厚度不大，表土平均2m厚。
1.1.2构造
受区域构造的控制，特别是李口向斜及锅底山正断层的影响井田构造总体上为一北北东向缓倾斜的单斜构造，地层走向100°
，倾向10°
，倾角6°
～18°
。
在此单斜构造之上发育有一条大中型断层和少量小断层，褶皱构造不发育。
（一）褶曲
井田内的褶曲构造有两种表现形式，一种是断层面附近的拖曳小褶皱及挤压揉皱现象，它是断层的伴生褶曲，不具独立的构造意义，因此，将其放在断层构造中论述；
另一种是宽缓的小褶皱，规模较小，它对巷道的布置和岩层产状及矿井生产有一定的影响。
井田内褶皱主要为晋沟向斜，该向斜在井田内的南东部较为明显，向北西方向在39-18孔北约150m处消失，延伸长度2000m左右，它对井田内各煤层的产状，巷道布置均有一定影响，但由于甚为开阔，故伴生构造少见，对煤层厚度影响也不明显，仅局部对生产影响较大。
井田内背斜不发育，揭露较少，控制程度较差。
（二）、断层
井田范围内的大中型断层共有二条（见主断层一览表1-1），其主要特征如下：
F1锅底山正断层
该断层走向N25°
～50°
W，倾向南西，倾角60°
～70°
，落差110～200m，位置在四矿西南，三矿西北部，在一、四、六扩勘区内有六个钻孔控制，地表有零星露头控制。
（三）矿井小断层
矿井小断层在煤田地质勘探中一般不能控制，只能在矿井地质及巷道掘进或煤层开采过程中才能发现，这些小断层数量不多，具有一定的随机性等特点，给矿井地质工作带来些许不便，成为影响煤矿生产的地质因素之一.
表1-1主断层一览表
编
号
名称及性质
产状
落差
（m）
延展长度
控制工程
简要描述
控制程度
走向
倾向
倾角
F1
锅底山正断层
350°
310°
南西
60°
70°
100
200
46-6孔
46-7孔
46-8孔
47-14孔
47-7孔
42-12孔
39-17孔
39-8孔等
矿区外控制工程很多，区内无控制工程，其小山北分支断层为该井田二水平南部边界
可靠
1.2井田范围及储量
1.2.1井田境界
井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确认。
一般情况下以下列情况为界：
1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界：
2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保安煤柱为界：
3、以相邻矿井井田境界煤柱为界：
4、人为的划分井田境界：
平煤天安公司一矿位于平顶山矿区中部，东以26勘探线为界与十矿相邻，西以36勘探线为界与天安四矿、六矿相邻，丁组煤层南起老窑采空区下界（+45～+110m之间），北至-600m等高线，戊组煤层南起露头北至-650m等高线，己组煤层南起-240m北至-800m等高线，庚组煤层南起-250m北至-800m等高线。
东西走向长5公里，南北倾斜宽5.86公里，最大面积29.3平方公里。
南邻二矿，北为人为边界，是一矿的延伸部分。
经中华人民共和国国土资源部批准，2001年换领了采矿许可证，采矿许可证号登记面积29.3平方公里，开采深度由+150m至-800m标高，有效期30年。
一矿采矿登记边界主要拐点坐标为：
D0101，3737170.00，，D0102，3741600.00，，3743650.00，，3738455.00，
1.2.2井田储量
矿井储量是指矿井边界范围里，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。
它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示煤炭的质量。
本井田采用等高线法计算储量，该方法是目前我国所用比较广泛的方法之一。
等高线法根据煤层底板等高线间距相近的以等高线为边界划分为一块，如此把井田划分为几块，在CAD图上算出每一块面积及平均倾角，再算出其倾斜面积，依据各块煤厚及容重算出储量，再后相加既的矿井的工业储量。
1.2.3矿井的工业储量
矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表1－2的规定。
由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见1－3。
表1－2矿井高级储量比例
地质开采条件
储量级
别比例（％）
简单
中等
复杂
大型
中型
小型
井田内A+B级储量占总储量的比例
40
35
25
20
15
第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例
70
60
50
30
不作具体规定
第一水平内A级储量占本水平内储量的比例
不要求
表1-3矿井工业储量汇总表
煤层名称
工业储量（万吨）
备注
A
B
A+B
C
A+B+C
煤层
4572
3048
7620
符合
总计
1.2.4矿井设计储量
矿井设计储量等于矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量；
计算公式如下：
矿井设计储量＝工业储量—永久煤柱损失
永久煤柱为：
井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；
永久煤柱的留设：
本井田范围内无河流、断层及其他构筑物，因此只需要计算境界保护煤柱。
井田境界保护煤柱的留设：
井田境界处保护煤柱均留设25m。
计算得总的损失煤量为189.20万吨。
故，矿井设计储量＝工业储量—永久煤柱损失
＝6732.14—189.20
＝6542.94（万吨）
1.2.5矿井设计可采储量
矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区采区采出率的储量。
矿井设计可采储量计算公式如下：
矿井设计可采储量＝（矿井设计储量—保护煤柱损失）×
采出率
保护煤柱为：
工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。
1）、工业场地保护煤柱的计算：
按规范规定，年产90万t/a的中型矿井，工业场地占地面积指标为1.2公顷/10万吨。
故可算得工业场地的总占地面积：
S＝1.2×
9＝10.8公顷＝108000（m2）。
工业广场占地面积为270×
400m2，平面形状为矩形。
根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：
计算如表1—4所示：
表1—4工业广场保护煤柱设计参数表
煤层倾角
（°
）
煤厚
松散层厚
φ
γ
β
δ
埋深
5
2.8
45
500
其中：
φ——表土层移动角；
β——煤柱上山移动角；
δ——走向方向移动角；
γ——煤柱下山移动角；
用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如图1—5所示：
图1—5工业广场保护煤柱计算图
上图中，四边形ABCD的面积即工业场地煤柱的压煤面积，面积=343895.7826m2，周长=2374.3144m，经计算可得，工业场地共压煤120.6737万吨；
2）、井下主要巷道设计煤柱损失计算
井下主要压煤巷道为皮带大巷、轨道大巷和回风大巷，水平大巷之间设计间距为30m，巷道两侧各留30m保护煤柱，计算出井下主要巷道设计煤柱损失为307.23万吨。
矿井储量汇总表如下表1—6所示。
表1—6可采储量汇总表
开采水平
煤
层
名
称
工业
储量（A＋B＋C）
万吨
矿井设计储量（万吨）
矿井可采储量（万吨）
永久性煤柱损失
设计
储量
设计煤柱损失
可采
断层
境
界
构
筑
物
其他
场地
井下
巷道
1
戊10
6732.14
189.20
6542.94
120.67
330.08
6092.19
合计
1.3矿井年储量及服务年限
1.3.1矿井工业制度
按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，“三八”制作业（二班生产，一班检修），每日二班出煤，净提升时间为16小时。
1.3.2矿井服务年限
矿井服务年限的公式为：
T=Zk/（A×
K）
T——矿井的服务年限，a；
Zk——矿井的可采储量，t；
A——矿井的设计生产能力，90万t/a；
K——矿井储量备用系数，取1.4。
则：
T=6092.19/（90×
1.4）=48.3（a）>
40（a）
符合矿井服务年限要求。
2井田开拓
2.1井田内划分
由于本井田的埋藏较深，倾斜长度较长，固采用立井多水平开拓。
并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。
为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越表土层，初期决定开凿一个风井。
并采取中央边界式通风，风井位于南部边界处，这样由于边界留有边界煤柱，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。
同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板下30m处，
根据平煤四矿井田走向及倾向长度及设计规范的有关规定，本井田可以划分三个水平，采用立井或暗斜井开拓，具体方案见下面说明书。
⑴.井硐形式选择
由于平煤四矿矿区南北走向一直为上坡，但坡度不大，井田靠北为山丘，煤藏较深，从而确定采用立井开拓方式。
立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。
⑵井筒数目
因为平煤四矿走向长度大，且为高瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对立井井筒和一个风井即可。
后期可以在下一水平边界开设一个风井用于第二水平的回风。
⑶井筒位置选择
根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处偏南处。
该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。
3.2.1.3运输大巷和总回风巷的布置
为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层30m处的己组煤层底板岩石中。
布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。
考虑到该煤层具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的焦煤，将巷道布置在煤层中维护较困难。
所以将回风大巷布置在煤层的南端煤层上部的岩石中。
2.2开拓方案的选定
根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列二种：
⑴立井一水平暗斜井二三水平，
图2－1立井一水平暗斜井二三延伸开拓
⑵立井一二水平暗斜井三水平，见图2－2；
图2－2立井一二水平暗斜井三水平开拓
从以上方案的简图可以对方案Ⅰ和方案Ⅱ进行比较，二方案的生产系统均简单可靠，两个方案均属技术上可行的方案。
水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年），初期采用的开拓方案一样，一个立井延深，一个暗斜井延伸，从表面上很难看出两方案的优劣，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。
2.3方案经济比较
由于方案Ⅰ和方案Ⅱ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案Ⅰ和方案Ⅱ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差
表2－3基建工程量
时期
项目
方案Ⅰ
方案Ⅱ
早期
主井井筒/m
立井465+20
暗斜井600
立井465+20
暗斜井600
副井井筒/m
立井465+5
井底车场/m
13430+11140
运输大巷/m
150
150
后期
2300
立井220
暗斜井700
2300
立井205
暗斜井700
主石门/m
1400
表2－4基建费用表
方案
工程量/m
单价/
费用/万元
主井井筒
485
5964.9
289.30
副井井筒
470
6744.2
316.98
井底车场
24570
281
690.42
280
风井
210
125.6
运输大巷
1537.1
23.10
小计
1445.06
1000
2174.45
217.45
220
131.23
2174.5
205
138.26
主石门
1537.1
215.19
1125.32
1175.1
共计
2570.38
2620.16
别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于下表。
通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。
表2－5生产经营费用
方案Ⅰ生产经营费用/万元
方案Ⅱ生产经营费用/万元
石门运输
1.2×
3121.8×
1.4×
0.381=1998.2
提升
5291.8×
0.485×
0.85=2617.8
3128.3×
1.6×
0.48=2877
0.705×
0.85＝2120.33
排水
123×
365×
24×
37×
0.35×
10-4＝1395.3
18.5×
0.16×
10-4=318.90
10-4=697.6123×
18.5×
0.49×
10-4=976.7
7209
7477.8
表2－6费用汇总表
方案
百分率/％
基建工程费
101.9
生产经营费
103.8
总费用
977938
10097.96
103.2
从前面表格中的计算可以看出，方案Ⅰ的总费用要比方Ⅱ案的高出3.2﹪，由于方案Ⅰ暗斜井可以当作上山，由此可以减少434.9万元的费用，节约了2000m左右的岩石巷道，故决定采用方案Ⅰ。
确定方案
综上比较可知方案Ⅱ的总费用超过了方案Ⅰ，故决定采用方案Ⅰ。
即采用立井一水平加暗斜井延伸。
第一水平位于-250m，采用上下山开采；
第二水平位于-495m,采用上下山开采，第三水平位于-585m，采用下山开采。
2.3开采顺序
采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。
各类矿井正常生产的采区个数一般按表规定：
表2－7矿井同时生产的采区个数
矿井设计生产能力（Mt/a）
采区个数
2.4～3.0
3～4
1.5～1.8
2～3
1.2及以下
1～2
因为设计矿井年产量为90Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。
3.5.2.1矿井达到设计产量的回采工作面个数
⑴确定达到设计产量时工作面总线长：
式中：
B-回采工作面总线长,m；
A-矿井设计年产量,t/a；
X-回采出煤率，可取0.9；
Σm-同采煤层总厚度,m；
-煤层容重,
；
K3-工作面采出率，97％、95％、93％；
L-年推进度，L＝330×
n×
I×
Ф；
300-矿井年工作日，天；
n-日循环数；
I-循环进度，m；
Ф-正规循环系数，Ф＝0.8～1；
由此：
L＝330×
4×
0.61×
＝792m
B=90×
0.9/4×
792×
0.93
=196
⑵确定同采工作面数
（取整数）
N--同采工作面数，个；
B--工作面总线长，m；
n--同采煤层数；
L--回采工作面长度，m；
由此:
N=196/200
=1个
3.5.2.2采区工作面配置
采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。
采区内同时生产的综采工作面宜为一个面；
普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。
因此，在满足矿井服务年限的条件下，由于采区内同采工作面为1个，所以采区内同时生产的工作面为1个。
3.5.2.3矿井产量的验算：
--矿井同采工作面产量总和，万t；
--第i号工作面采高，m；
--第i号工作面长，m；
--第i号工作面年推进度，m/a；
--第i号工作面煤的容重，t/
N--同采工作面数。
＝4×
200×
1.40×
＝88.7万t
计算结果
加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，但不宜超过1.15A。
全矿井掘进煤
＝
×
0.06
＝59.3×
＝5.322万t
实际产煤为
+
＝88.7+5.322
＝94.022万t
因此进行验算有：
94.022/90＝1.05<
1.15
故符合设计要求。
3采煤方法
3.1选择确定采煤方法
为了选择合理的采煤方法
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