杨湾矿区太平煤矿采区设计说明书(64页).doc

-杨湾矿区太平煤矿采区设计说明书-第 56 页前 言 本设计的矿井地质资料是以湖南省宁乡县杨湾矿区太平煤矿的地质资料为基础、根据毕业设计指导老师的要求进一步整理后进行编写的。设计中的一些重要数据都是以湖南省宁乡县杨湾矿区太平煤矿的地质勘探报告、资源储量报告、煤层底板等高线图等为依据；设计严格依照矿井开采毕业设计指导书、采矿工程设计手册和煤矿安全规程等的要求进行的。 设计主要分七个部分，即：井田概况；采区地质情况；采区储量、生产能力和服务年限；采区巷道布置；采煤方法和采煤工艺；采区主要技术经济指标。设计过程中坚持以事实为基础、理论联系实际的指导思想，依照国家的各项改革开放的方针和煤炭工业的各项具体政策，本着投资省、见效快、收效好的设计立足点，查阅了大量与本次设计有关的资料。设计过程中注重加强本人在基本理论、基本方法和基本技能方面的学习；注重思想性、科学性、启发性、实践性以及设计的政策观念、经济观念、安全观念。在各个设计阶段，本着锻炼自己的思想，为不断提高自身的理论水平、实践经验，处处严格要求自己，认真细致、一丝不苟。无论是重要方案的选择，还是一般技术措施的决定，或一些细节问题的处理，都进行了反复的推敲和深入细致的分析，有些问题还进行了多次修改和反工，最后才得以定论。本次设计得到了指导老师杨明球老师的帮助。在此，本人特向在本次设计中给予了我耐心辅导的杨明球老师及同学表示衷心的感谢。由于本人才疏学浅加之经验有限，设计中的错误和不足在所难免，在此恳求各位领导、老师、同学提出宝贵意见，以求在今后的工作和学习中取得更大的进步。敬请批评指正。诚谢！ 采矿1111班2013-1020 目 录第一章 概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1矿井位置与交通11.2自然地理21.2.1 地形地势21.2.2 气候气温21.2.3地震烈度21.2.4矿区水文21.2.5地层21.3井田境界及储量41.3.1井田境界41.4井田开拓部署41.41 矿井储量41.5矿井设计生产能力及服务年限61.5.1确定依据61.5.2矿井设计生产能力71.5.3矿井服务年限71.5.4第一水平服务年限71.5.5井型校核81.5.6 矿井系统8第二章 采区地质情况102.1 采区位置、范围及其与临近采区的关系102.2 煤层赋存情况及顶底板特征102.3 煤类及工业用途102.4 采区地质构造112.5 瓦斯、煤尘、自燃发火等情况112.5.1瓦斯112.5.2煤尘112.5.3煤层自燃122.5.4地温122.6 水文地质特征122.6.1水文122.6.2隔水层132.6.3断层的含水性和导水性对矿坑充水的影响132.6.4老窿积水对矿坑充水的影响132.6.5水量142.7煤层特征142.7.1煤系地层及可采煤层情况14第三章 采区储量、生产能力和服务年限143.1 采区储量143.2 采区工作制度153.3 采区生产能力的确定153.4 采区服务年限17第四章 采区巷道布置174.1 采区主要参数的确定174.1.1 采区斜长及走向长174.1.2 工作面长度、区段斜长及数目174.2 采区巷道布置174.2.1 巷道布置方案的确定174.2.2采区上山成本核算比较214.2.3 采区上山的布置224.2.4区段巷的布置224.2.5 采区车场设计274.2.6采区煤仓设计284.2.7 采区硐室的布置及位置的选择294.2.8开采顺序及采掘工作面工程排队31第五章采区生产系统325.1提升运输系统325.2采区通风系统365.2.1矿井通风系统和通风方式365.2.2采区风量计算395.2.3通风设施措施425.2.4防止漏风措施425.2.5降低风阻措施435.2.6掘进通风及硐室通风措施435.3采区的生产能力验算445.3.1采区内同采工作面数目及生产能力验算445.4 采区灾害预防措施445.4.1 瓦斯预防措施445.4.2 防水技术措施465.4.3 防火技术措施465.4.5 防止顶板事故安全技术措施475.4.6 防尘措施48第六章 采煤方法和采煤工艺496.1采煤方法和采煤工艺的选择496.2采煤工艺设计506.2.1 采面炮眼布置形式及爆破参数506.2.2 采面装运煤方式及设备选型计算516.2.3 采面支护方式、支护材料、支护密度及支护平剖面图516.2.4 工作面特种支架布置及巷道的超前支护方式576.2.5 工作面劳动组织及技术经济指标606.3 保证工作面产量的安全技术措施626.3.1 初次来压的措施626.3.2 周期来压的措施626.3.3 其他安全技术措施63第七章 采区主要技术经济指标67参考文献68附 录69第一章 概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1矿井位置与交通 宁乡县杨湾矿区太平煤矿位于湖南省宁乡县煤炭坝镇境内，宁乡县以西25km，西距益阳市54km，东距长沙市78km。地理位置坐标为：东经112°2106112°2442；北纬28°121928°1354。矿区附近有319国道经过，宁(乡)桃(江)公路从矿区经过，同时与319国道相联接，可通达长沙、益阳、常德等地。宁(乡)横(市)公路从矿区西北附近经过，可通达长沙、娄底等地。长(沙)常(德)高速公路、长(沙)石(门)铁路、洛(阳)湛(江)铁路均从矿区附近经过，矿区交通相当方便见图1： 图1：井田交通位置图1.2自然地理1.2.1 地形地势矿区地貌主要为丘陵和河谷平原。矿区内丘陵地形，地势比较平缓，丘陵顶部呈平坦的馒头状，海拔标高+100+240m，坡度较缓，最大坡度约40°，常形成冲沟地形。矿区南部的沩水北岸一带为沩水一、二级阶地，地势平坦。 1.2.2 气候气温气候四季分明，冬冷夏热，光照充足，雨量丰沛，无霜期长。年降水量为12001445毫米，年平均气温17.4，1月平均气温4.1，7月平均气温29.7，属亚热带湿润季风气候。1.2.3地震烈度 根据湖南省地震烈度区划图，本区地震烈度为6度。1.2.4矿区水文 本矿井范围内地表水系不发育,无恒定地表径流存在；地表水体亦仅有王家大塘等几口水塘,蓄水量较少,且塘底多为淤泥及亚粘土覆盖,透水性弱。因此，地表水对矿坑充水的影响小。 矿井范围内出露的地层含水性较好，隔水性较差。主要含水层有茅口组灰岩、龙潭组砂岩、长兴组灰岩、大冶组灰岩及白垩系砂砾岩、第四系砂砾层等，主要隔水层则为分布在上述含水层之间的页岩、砂质页岩等。1.2.5地层宁乡县杨湾矿区出露地层自老而新有：中上石炭统壶天群（C2+3h）、下二迭统栖霞组（P1q）和茅口组（P1m）、上二迭统龙潭组（P2L）和长兴组（P2ch）、白垩系（K）、第四系。对本区开采有影响的。地层有第四系、长兴组、龙潭组、茅口组。图2： 综合柱状图1.3井田境界及储量1.3.1井田境界根据矿方给定任务书的可知，井田区域由四个拐角点组成，分别见表1；表1: 井田边界拐点坐标拐点号XY13060471384031982306079538405183330615293840511443061300 38403133 井田面积为1568240m2 开采垂高为+30-260m1.4井田开拓部署 1.41 矿井储量工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚。本次储量计算是在精查地质报告提供的1:2000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。2号煤层采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图3：图3 ：块段划分示意 根据煤炭工业设计规范，求得以下各储量类型的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算： （1-1）式中：矿井地质资源量，Mt；煤层平均厚度，m；煤层底面面积，m3；煤容重，t/m3。计算得出地质储量为：=4.538（Mt）如表2：表2：煤层地质储量计算煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt2#1200.43252.21.41.25204.5384.5382200.43112.21.41.24763200.34512.21.40.99884200.39392.21.41.1400 在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿 井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算： b （1-2）式中： 矿井工业资源/储量；Z111b探明的资源量中经济的基础储量；Z122b控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量；推断的资源量；可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，k取0.7。该式取0.8。 Z111b=Zz×60%×70%=1.9 （Mt）Z122b=Zz×30%×70%=0.95 （Mt）Z2m11=Zz×60%×30%=0.815（Mt）Z2m22=Zz×30%×30%=0.41 （Mt）Z333k=Zz×10%×k=0.36 （Mt）因此将各数代入式1-2得：Zg= 4.435（Mt）矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： Zk=(Zs-P)C （1-3）式中：Zk矿井可采储量，Mt； 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt； C矿井采出率，厚煤层不小于0.75，中厚煤层不小于0.8，薄煤层不小于0.85。则矿井设计可采储量为：Zk=(4.435-0.2)×0.8=3.388（Mt）1.5矿井设计生产能力及服务年限1.5.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定： 1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件相对复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大； 2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模； 3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据； 4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。1.5.2矿井设计生产能力 由地质资料可知：本井田储量丰富、地质结构简单、煤层稳定、开采技术条件好，有足够的条件建成小型矿井，结合本井田的工业储量和可开采储量最终选定矿井设计生产能力0.15Mt/a。1.5.3矿井服务年限 矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计生产能力通常指矿井设计的年生产能力，是煤矿生产建设的重要指标，是选择井田开拓方式的重要依据之一。矿井可采储Zk、设计生产能力A、矿井服务年限力T三者之间的关系为： T=Zk/(A×K) （2-1）其中：T矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，3.388Mt； A矿井的设计生产能力，0.15Mt/a； K矿井储量备用系数，取1.3。 确定井型时需要考虑备用系数的原因是，矿井各生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，产量迅速提高；局部地质条件变化，使储量减少；有的矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。则矿井服务年限为：=3.388/（0.15×1.3）=17.3（a）1.5.4第一水平服务年限根据计算得出第一水平总储量250万吨，可采储量196万吨，服务年限=196/（15×1.3）=10.1（a），满足规定年限。1.5.5井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核： 1）煤层开采能力井田内有1层煤可采，设计煤层2#煤层厚度2.2m，为中厚煤层，赋存稳定。煤层倾角平均20°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个炮采工作面。 2）辅助生产环节的能力校核矿井设计小型矿井，开拓方式为斜井两水平开拓。工作面生产的原煤经运输上山胶带输送机到大巷用机车运到井底车场，运输能力大，机动灵活；大巷辅助运输采用机车运输，运输能力大，调度方便灵活。 3）矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。中国采煤学给出了井型和服务年限的对应要求，见表3：表3： 矿井及第一水平服务年限的下限值矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角<25°25°-45°>45°6.080403.05.070351.22.4603025200.450.9502520150.3301515120.090.211525108108 根据国家现行煤炭产业政策，结合该矿煤层的赋存条件及矿井的可采储量。矿井生产能力按15万吨/年设计，矿井服务年限为17.3年。但是矿井前期先布置一个采区的一个工作面投产，以缓解资金周转困难等问题。因此确定该矿的设计生产能力为15万吨/年，符合设计要求。 1.5.6 矿井系统 1、开拓系统 矿井开拓方式原则为多出煤、早出煤、出好煤、为建设高产高效安全生产矿井创造条件；按规程完善通风条件，创造良好生产条件；减少煤柱损失，提高回采率，减少维护量；减少工程量，降低投资，减少建工工期；考虑煤质、煤种等。太平煤矿采用斜井开拓方式。主井、风井、大巷等开拓准备巷道都布置在岩石中。表4：斜井主要参数 项目井筒井口坐标井口标高（m）倾角（°）井筒长（m）落底（m）用 途主 井X:3061762Y:38408951+3025388-130通风、运矸、提煤副 井X:3061763Y:38408928+3025388-130通风、行人、风 井X:3061761Y:38408972+3025388-130专用回风 2、提升、运输系统 矿井设计生产能力15万t/a，矸石提升按年产量20%确定为15×0.2=3万吨，合计18万吨。主井绞车房选用JK-2.5/20提升机，配JR136-6型电动机，2.468kg/m 6×7 股（1+6）钢丝绳，TSG2500/15型天轮。轨道上山绞车房井使用JTB1.2×1型绞车，采用1吨U型侧翻式矿车，单钩串车提升。运输大巷采用机车运输，区段平巷与运输上山采用皮带运输机。3、通风系统 根据本煤矿瓦斯等级、煤尘爆炸性、煤的自燃性鉴定结果，本矿属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险，有自燃倾向性。结合矿井设计生产能力、开拓方式、采区布置及服务年限。矿井采用机械抽出式通风，中央分列式通风系统。井口安装2台YBK56-6-13型轴流式风机，电机功率22kw，一台工作一台备用。矿井掘进垱头采用YBT-11型局扇供风。4、排水系统矿井第一水平排水，将回风大巷、工作面、掘进头的水通过3的坡度经运输大巷水沟流入井底主副水仓；再通过200D-43×7水泵经无缝钢管排出地面。其中，管路布置方式为“三泵两管”，满足排水需要。5、压风系统矿井地面安装有二台2V-6/0.8，37kw压风机，为井下掘进风钻、风镐供风。6、通讯系统矿井在地面安装有一台YC208-8型程控交换机，供矿井生产调度和通讯。矿井对外装有程控电话，管理人员均配备移动电话。第二章 采区地质情况2.1 采区位置、范围及其与临近采区的关系采区位于东翼第一水平第一采区即命名为11采区。因为11采区靠近矿井边界在井田范围内只有130米的垂高。上部标高为±0米，下部标高为-130米。所以11采区只布置三个区段。煤层倾角平均为20度。本采区走向长平均值950米，倾向斜长360米左右。与各邻近的采区分别留采区边界处10米左右的保护煤柱作为停采线。本采区根据2煤层底板等高线设计。2.2 煤层赋存情况及顶底板特征1、顶板：2煤层伪顶为灰黑色页岩，裂隙发育，一般厚0.14m，随采随落；煤层直接顶为灰黑色炭质页岩、砂质泥岩、粉砂岩、夹薄层细砂岩、灰岩、含似层状、透镜状和星点状，黄铁矿及菱铁矿结核，厚约17米，直接顶板易破碎，隐固性差，抗压强度弱，易垮落而引起长兴阶穿水，属一级顶板。2、底板：直接底板为粘土岩，厚约0.44米，遇水易膨胀，具可塑性，可引起底鼓，老底为茅口灰岩，稳定性好，抗压强度高，但在茅口灰岩顶部局部保留灰岩风化而成的松散角砾岩，对开采带来一定影响。采区内煤层为东西走向，倾斜东南方向，走向长960m，斜长360m，平均煤层倾角为20度，可采煤层为2煤层。2.3 煤类及工业用途二号煤层为低灰、富硫、低磷、高发热量、中高熔点的肥焦煤2号。煤中的有害成分主要是有机硫，难以选洗、不宜作炼焦用煤。从易燃、灰分低、高发热量来评价，适应于作船舶、锅炉、火力发电用煤，而且需采取固硫、配煤等措施，降低含硫量，以适应国家环保政策和用户要求。表5：煤质指标如下样 品工业分析（%）StdQbdYPCMadAdVdaf（%）（MJ/kg）（mm）（%）（%）原 煤11449.9430.843.8433.15210.017精 煤11235.5230.743.4833.2924.20.022852.4 采区地质构造宁乡县杨湾矿区太平煤矿的基本构造格架由宁乡县向斜及几条走向正断层构成.宁乡县向斜为一平缓的复式向斜,轴向北东,轴面直立,枢纽波状起伏,向斜轴部出露大冶组,两翼地层倾角一般小于25°，向斜中断裂较发育，一般走向北东，少数走向北西，以正断层为主，对井田的破坏较大。因此，宁乡县杨湾矿区太平煤矿构造复杂程度为中等类型。宁乡县太平煤矿位于宁乡县向斜的南东冀中部、宁乡县杨湾矿区7至11号勘探线之间。矿井范围内岩层无褶曲，地层走向北东，倾向北西，为一单斜构造。煤系地层倾角地表3010°，向深部变缓。矿井范围的主要构造形迹为断层。地表调查及井巷测量情况显示；矿井范围内次级小断层较发育。宁乡县杨湾矿区地形地质图上编号为9号的小断层横切9号及10号勘探线，向北东延伸于矿井外。该断层为逆断层性质，走向北东，断面倾向南东，倾角40°，该断层煤层重复。因断层在矿井布置的坑道范围外，对矿井的煤层开采影响不大。综上所述，宁乡县太平煤矿褶皱不发育，次级小断层较发育，总体看，地质构造复杂程度尚属简单类型。2.5 瓦斯、煤尘、自燃发火等情况2.5.1瓦斯根据湖南省煤炭工业局湘煤行2005363号文对杨湾矿区太平煤矿瓦斯等级鉴定的批复，太平煤矿相对瓦斯涌出量为8.545m3/d·t，绝对瓦斯涌出量为6.33m3/min，为低瓦斯矿井；相对CO2涌出量为18.066m3/d·t，绝对CO2涌出量为13.38m3/min，为高二氧化碳矿井。2.5.2煤尘煤尘爆炸指数为30.13%，煤尘有爆炸危险。2.5.3煤层自燃二号煤层含硫量高，在煤层中硫易于氧化而引起自燃，煤层有自燃发火倾向，自然发火期为36个月，为容易自燃发火煤层。2.5.4地温区内地温正常。2.6 水文地质特征 2.6.1水文第四第砂砾层：含较丰富松散岩类孔隙水。一般与下伏基岩连通，受河水及下伏岩层水控制，水质属HCO3Ca、SO4Na型，一般显酸性。白垩纪砂砾岩：含贫乏孔隙裂隙水，钻孔单位涌水量0.1530.563L/sm，地下水位标高+44.15+44.30m，水质属于HCO3Ca、SO4Mg型，原勘探工作期间注水试验：渗透水流量0.01010.41L/s·m。为地表降水的良好渗透层，为大气降雨补给矿井地下水的主要地带之一。大冶组灰岩：天然露头较少，含中等丰富裂隙溶洞水。该组上部为极薄层状灰岩，岩石较破碎，层理发育，厚约80m；中部为厚层状灰岩夹薄层灰岩，厚约172m。在海拔-100m上岩石裂隙溶洞发育，是本层的主要含水地段，钻孔单位涌水量（q）0.02720.995L/sm，水质属HCO3CaMg型。但由于底部黑色泥灰岩及厚层灰岩裂隙溶洞不发育，钻孔抽水试验结果表明与长兴组无水力联系，含水性极弱，对矿井的矿坑充水影响小。长兴组灰岩：上、下部为黑色硅质灰岩及泥灰岩夹厚层灰岩，厚度分别为15m与52m，含弱裂隙水；中部为破碎硅质岩夹厚层灰岩和硅质灰岩，厚约60100m，含中等至比较丰富裂隙水，水位标高一般+44+72m，靠近矿区边缘地下水位均较低，一般在+44+45m。水质属HCO3Ca、SO4Mg型。宁乡县杨湾矿区钻孔涌水量(q)最大者位于竹山湾,为22.72L/sm,水位标高北部+45.93m,南部+42.4m,水位最大降程平均值1.825m。钻孔抽水试验还揭示长兴组与下茅口组在断层作用下水力联系密切，说明受断层切割的影响，长兴组下部的隔水作用失效，是矿井中矿坑充水主要因素之一。尤其是开采2煤层的矿坑主要充水因素。龙潭组砂岩：含煤岩系龙潭组中，1煤层之下2煤层之上有一层厚约14m的中细粒砂岩，含贫乏裂隙水，钻孔单位涌水量（q）0.0640.0043L/sm，地下水位标高+41+47m，水质为HCO3Ca、SO4Mg型，对矿井矿坑的充水影响小。茅口组灰岩，浅部岩溶裂隙十分发育，层厚120m，含丰富的裂隙溶洞水，富水性强，随深度变化而减少和消失。地下水位标高+41+61m，水质为HCO3Ca、SO4Mg。因此，茅口组浅部灰岩是开采煤层时矿坑的主要充水因素，茅口组深部灰岩对矿床的充水和开采影响不大。2.6.2隔水层第四纪残积土隔水层：分布于小丘山麓处或掩盖于坡积、洪积层之下，厚度较大，一般022m，透水性弱，为局部隔水层。大冶组底部隔水层：由大冶组底部黑色泥灰岩及厚层灰岩组成，裂隙溶洞不发育，含水性极弱。勘探成果证明一般情况下其与长兴组灰岩无水力联系，该层为局部隔水层。1煤层顶板隔水层：为黑色页岩、炭质页岩，致密不透水，厚10多米，较稳定，是2煤层的顶板主要隔水层。2煤层顶板隔水层：为灰黑色页岩、砂质页岩及夹细砂岩，厚0.0021.16m,平均厚3.00m,不稳定，是相对隔水层。3煤底板隔水层：为黑色炭质页岩或紫红色、杂色粘土质页岩，厚0.032.83m,平均厚0.44m,极不稳定，虽有隔水作用，但厚度太小，不能起到隔离茅口灰岩岩溶水的作用，是相对隔水层。综上，地层含水层中所含地下水是矿坑最主要充水因素。2.6.3断层的含水性和导水性对矿坑充水的影响综合报告，从本矿井东通过的宁乡县杨湾矿区的9号断层，规模小，断面密闭，断层富水性较弱，对矿床充水虽有影响，但一般不大。但井巷中的次级断层多为正断层性质，断面密闭性较差，且切割富水性极强的灰岩，使各含水层相互连通，水力联系增强，因此断层的导水性较强。断层的导水是矿坑的主要充水因素之一。2.6.4老窿积水对矿坑充水的影响宁乡县杨湾矿区开采历史悠久，矿井范围内亦有老窿分布。据调查，老窿多因开采无方，揭穿茅口灰岩淹井而停采的。因此老窿中一般都有积水。另外，老窿多系在浅部，浅部岩石裂隙发育，大气降水和地表水先通过岩石裂隙或孔隙渗入老窿，再经老窿流入矿坑，对矿坑充水有较大的影响，是矿坑主要充水因素之。2.6.5水量根据矿山多年测量统计，矿井涌水量一般约为80t/h，雨季矿井涌水量约130 t/h。随着矿井开采面积的扩大及向深部采掘，矿井的涌水量将逐渐加大。但由于临近长矿集团五亩冲煤矿，其地板水已疏干，估计对其不会造成太大的影响。2.7煤层特征2.7.1煤系地层及可采煤层情况煤层：本区含煤二层，一号煤层位于煤系中上部，仅见煤线，二号煤层为主要可采煤层黑色、褐黑色，结构简单，半暗煤、半亮煤为主，夹亮煤及暗煤，玻璃光泽，有金属光泽，靠近煤层顶部和底部夹薄矸石，根据开采证实，该区内煤平均厚约2.2m，煤层稳定性变差。第三章 采区储量、生产能力和服务年限3.1 采区储量在表2中查得出一采区地质总储量125.2万吨。在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。采区工业储量可用下式计算： （3-1）式中：采区工业资源/储量；Z111b探明的资源量中经济的基础储量；Z122b控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量；推断的资源量；可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，k取0.7。该式取0.8。 Z111b=Zz×60%×70%=0.523（Mt）Z122b=Zz×30%×70%=0.263（Mt）Z2m11=Zz×60%×30%=0.225（Mt）Z2m22=Zz×30%×30%=0.113（Mt）Z333k=Zz×10%×k=0.1（Mt）因此将各数代入式3-1得：Zg= 1.224（Mt）采区可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： Zk=(Zs-P)C （3-2）式中： Zk采区可采储量，Mt； 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt； C采区采出率，厚煤层不小于0.75，中厚煤层不小于0.8，薄煤层不小于0.85。则采区设计可采储量为：Zk=(1.224-0.1)×0.8=0.899（Mt）3.2 采区工作制度年工作日为330天，出勤率为80。每天采用“三·八”工作制，即每天安排三班作业，每班8小时。三班制作业时间具体安排如下：第一班（零点班）：08点；第二班（早 班）：816点；第三班（中 班）：1624点。作业方式为边采边准，循环进度为0.8 m，坚持正规循环作业，正规循环率不小于85。净提升运输时间为10h/d。3.3 采区生产能力的确定一、采区生产能力由于采用炮采开采，工作面产量不大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。（1）工作面的生产能力，按下式计算： A0=L×V0×M××C0 （3-3）式中： A0 工作面生产能力，万t/a；L 工作面长度，m；M 煤层厚度，m；V0 工作面年推进长度，V。=330×1.3=429m/a； 煤层容重，tm3；C0 工作面回采率，取c0.95。则：A0=110×429×2.2×1.4×0.95=13.8（万t/a）（2）煤巷掘进面生产能力，按下式计算： A1=L×V1×H××C1 （3-4）式中： A1掘进面生产能力，万t/a；L掘进面长度，取区段斜巷宽掘进宽度2.4m；H采高，取顺槽掘进高2.5m；V1掘进面年推进长度，V1=330×6=1980（m/a）；煤层容重，t/m3；C1掘进面回采率，取c0.8 则：A1=2.4×1980×2.5×1.4×0.8=1.33（万t/a） 采区内布置两个煤巷掘进面，故煤巷掘进面的总生产能力为1.33万t/a。 （3）采区生产能力 1采区=A0+A1 =13.8 + 1.33=15.1万t/a 矿井设计井型为0.15Mt/a，采区生产能力0.151Mt/a，能满足矿井的产量要求。 （4）采区采出率 采区内实际采出煤量与采区内工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算： 采区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100% （3-5） 采区开采损失主要有：工作面落煤损失约占3%；工作面顶煤煤皮损失；带区内区段煤柱不可回收部分损失；带区内断层煤柱损失等。 采区内工业储量为：122.4万t 采区内实际采出煤量为：89.9万t 则：采区采出率 =89.9 /122.4×100% =80.7 %根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采区采出率为80.7%，符合煤炭工业设计规范规定。3.4 采区服务年限按推进度算：工作面一日三班，日推进1.3米。则年推进度为330×1.3=429米，采区走向长度约为470米，则区段服务年限为1.1年，采区服务年限为1.1×6=6.6年考虑到备用系数及计算误差，最终确定为5年第四章 采区巷道布置4.1 采区主要参数的确定4.1.1 采区斜长及走向长本采区没有较大的褶皱，无陷落柱、剥蚀带、断层。1采区走向长确定为950米，斜长确定为360米。4.1.2 工作面长度、区段斜长及数目 太平煤矿为斜井多水平开拓。首采区划分为3个区段。详见表6：表6 ：采区水平、区段划分项目一水平区段名称上标高m下标高m工作面斜长m走向长度m倾角（°）工作面数目上标高±00第一区段±00-45120m950m20°6个下标高-130第二区段-45-85斜长360m第三区段-85-1304.2 采区巷道布置4.2.1 巷道布置方案的确定 设计以下三种可行性方案进行比较方案一：一煤一岩上山：轨道上山沿煤层布置在底板，运输上山布置在煤层中。见图4;方案二：双岩上山; 运输上山、轨道上山均布置在煤层底板。见图5：方案三：双煤上山：运输上山、轨道上山均布置在煤层中。见图6：图4：一煤一岩上山示意图表7： 采区上山布置方案比较项 目方 案优 点缺 点方案一运输上山布置在煤层里，易掘进、见效快、成本低、投资少。区段运输平巷和运输上山使用皮带或者刮板机，可实现连续运输。矿车使用量少，运输安全性高。 有巷道煤柱损失，刮板或皮带机使用台数较多，需布置采区煤层煤仓和区段溜煤眼，无法实现分采分运，不利于提高煤质。方案二 两上山布置在岩层中，无巷道煤柱损失；围岩坚硬稳定，维护简单，服务时间长，安全系数高，巷道相对光滑、平整，通风阻力小，可为下水平通风服务。生产系统可靠，通风条件好，易封闭采空区，防自燃有利,  不受煤层倾角影响，可定向按坡度取直掘进,  能合理处理上山与平巷的平面或立面相交工程，绕道工程量小。 岩巷掘进费用高，投产慢，采煤面投产前掘进工程量大；且不可实现连续运输。方案三双上山布置在煤层中，掘进速度快，费用低，投产快，轨道上山作为排矸、运料、运煤的上山可实现集中运输，便于管理，回风上山作为专用回风通道设备少，风阻小等优点。由于轨道上山可下放煤炭，实现间隔运输系统，因而不用另设区段溜煤眼和采区煤仓。使用双煤上山时，轨道上山和与区段运输平巷均采用矿车运输，可减少刮板运输机使用数量，易于分采分装分运，有利于提高煤质。适应性强，区段运输平巷也可分段掘。受周边采动影响，煤巷维护频繁。间隔运输使用矿车较多，轨道上山的中下部车场长度较长，保安煤柱留设较多。轨道上山下煤排矸行人任务繁重，事故率较高，操车复杂。图5：双岩上山示意图 图6：双煤上山示意图4.2.2采区上山成本核算比较现只考虑采区上山支护有三种支护方式。第一种为煤层锚网，第二种为煤层钢支架，第三种为岩层喷锚。通过«有色矿山井巷工程预算定额»，查阅使用直接费用部分，得出各三个方案上山成本。比较了各上山的通风、服务年限、巷道定向掘进、维护、原煤运输、煤柱损失、等，最后确定采用双岩上山布置方式。及运输上山、轨道上山均布置在煤层底板。见表8：表8:采区上山巷道每米直接费用比较支护形式娄别单价（元）断面（m2）煤层上山锚网支护(m)岩层上山喷锚支护(m)煤层上山钢支架支护(m)煤层掘进（m3）76.276.7511511岩层掘进（m3）163.395.66924.78钢筋混凝土喷射（m3）1198.910.56