山腳樹礦1.2 Mta新井設計含5張CAD圖.zip,山腳樹礦1.2,Mta新井設計含5張CAD圖,山腳,1.2,Mta,設計,CAD Analysis on rock burst danger when fully-mechanized caving coal face passed faultwith deep mining Chen Xuehua a, Li Weiqing b, Yan Xianyang b aCollege of Resources and Environment Engineering, Liaoning Technical University, Fuxin, China bDongtan coal Mine, Yanzhou Coal Mining Company Limited, Zoucheng, China Abstract When fully-mechanized caving face passed fault, rock burst accidence easily occurred. The SOS microseismmonitoring system was applied to monitor the microseismic activities all time occurred in the coaland rock mass near the fault area. Variation features of microseismic energy releasing and microseismicfrequency were analyzed. Numerical simulation method was used to research the abutment stress distributionwhen coal face passed fault, which was compared with microseism occurrence rules. When thecoal face approached to fault, the abutment stress increases gradually, so the high stress would accumulatenear the fault region. When the coal face left fault, the abutment stress decreased. The SOS microseismmonitoring results showed that microseismic activity in the fault area had a high instability.When the coal face neared to the fault, total energy value and frequency released by the microseism steadilyincreased. The maximum energy peak value also had the tendency to rapidly increase. Before thestrong shock occurred, there was a period of weak seismic activity. The weak seismic activity showedenergy accumulation for strong shock, which can be used to forecast the danger of rock burst. Keywords:Rock burst;Microseism monitoring system;Fault;Numerical simulation  1.Introduction The equipment will be damaged, and people will be injuredwhen rock burst occurs, which is one of the biggest disasters tomine safety. With the expansion of mining and tunneling, the conditionof mining face will be complex, the mining activity in thecoal pillar and adjacent to coal pillar is inescapability. During themining progress in deep coal seam, influenced by the fault structure,the mine pressure appears very violently around the excavationface, the sound of mine quake becomes larger, and the numberof mine quake becomes more and more. Research on the rock burstoccurrence rule under the complex geological structure is verynecessary to safety production. The domestic and oversea scholars (Su and Li, 2008; Lu et al.,2008; Li et al., 2008a,b,c; Lu et al., 2007; Gou et al., 2007; Jianget al., 2006; Dou and He, 2004; Song et al., 2004; Caim Kaiserand Martin, 2001; Meng et al., 2001; Huang and Gao, 2001; Panet al., 1998) have studied the mechanism of fault activity inducingrock burst, and the microseismic law of rock burst portent. Theslide destabilization characteristic of surrounding rock, the stressdistribution and change rules, and rock burst occurrence mechanismwere researched by the viewpoint of the fault upper walland lower wall, coal seam roof and floor, and fault fractured zoneand coal mechanics character in the relevant document. The researchon rock burst danger of fully-mechanized caving coal facepassed fault is relevantly less.The No. 14310 coal face passing the No. NF6 fault in the Dongtanmine was acted as research object. The relevant mathematicalmodel was used to research the rock burst mechanism induced bythe activity of regional surrounding rock. Microseismic law of coalface passed fault was explored, which can guide the forecast andprevention of rock burst. 2.Microseismic activity monitoring and change rules in faultregion when coal face excavated 2.1. Change rules of microseismic hypocenter The Polish SOS microseismic monitoring system was used in theDongtan mine, and the microseismic activity was monitored andlocated in real time. The change of microseismic hypocenter positionand energy was recorded when the coal face passed the No.NF6 fault. The monitoring result about concentrative and violentdistribution of microseismic hypocenter was analyzed. Illustrated as Fig. 1, all kinds of the points showed microseismichypocenter position, the different shapes showed different microseismicgrades, and the black short line showed the excavationposition of coal face. According to the monitoring result, the microseismichypocenter changed along with the excavation progress. Inthe vertical section, the hypocenter changed obviously. When thecoal face was far from the fault, the excavation was little influenceon fault activity, and the microseismic hypocenter mainly distributedin the front of coal face and on the goaf. In July 26, 2010, the distance of coal face far from fault was62 m, the mine pressure emergence near coal face enhanced, thetimes of microseismic occurrence increased obviously, but themicroseismic grade was small. At this time, microseismic beganto appear near fault, which showed the fault activity was influencedby the coal face excavation (see Fig. 1a). Fig. 1. Distribution change of microseismic hypocenter along with coal face excavation in vertical section. Along with coal face excavation, microseismic activity wasmore and more obvious, hypocenter point concentrated on thehard rock seams above the main roof and near the fault (seeFig. 1c and d). In August 25, 2010, the distance that coal face leftfault was 80 m, microseismic occurrence was not influenced byfault, microseismic times reduced, microseismic position still beganto distribute in the front and goaf of coal face. According tothe microseismic monitoring result, there was rock burst dangerin the region near the fault under the excavation disturbance. 2.2. Changes of microseismic total energy and microseismic times According to the excavation progress, changes of microseismictotal energy and microseismic times were drawn as Fig. 2 duringthe period of coal face passing the fault. Since July 25, when the distance of coal face far from fault wasabove 60 m, microseismic times obviously increased. But microseismictotal energy little changed, and microseismic grade wasmainly small. After August 5, 6, high energy microseismic beganto appear, energy changed violently, which presented two rules:Firstly, microseismic energy undulated on a special level, but theamplitude difference between maximum energy and minimum energywas big. Secondly, before strong shock occurred, the frequencyand grade of microseismic activity had the decreasetendency. After strong shock occurred, microseismic usuallyturned to low energy shock. So the low energy shock showed thetendency of energy accumulation for strong shock occurrence.After August 24, the changes of microseismic energy were notinfluenced by the fault structure. (a) Changes of microseismic total energy (b) Changes of microseismic times Fig. 2. Changes histogram of microseismic energy and times during the coal face passing fault. 3.Mine pressure emergency near the fault under the influenceof excavation 3.1. Numerical simulation model The mining depth was above 600 m, so the uniformly distributionload acted on the upper boundary of model was 12.86 Mpa(Zhu et al., 2007). X direct displacement of model left and rightwas 0, and X direct displacement and Y displacement of model bottomwas 0 (see Fig. 3). Material constitutive relation was Mohr–Coulomb. The rock seam properties (see Table 1) referred to theNo. 49 geological borehole of the No. 14310 coal face in Dongtanmine. The fault mechanics property was referred to the relevantdocument (Zhou et al., 2006; Wang et al., 2003; Li et al., 2008a,b, c). Fig. 3. Numerical simulation model. 3.2. Fault influence on abutment stress The coal face excavated from fault lower wall to fault upperwall, when the different distance between coal face and faultrespectively were 80 m, 65 m, 40 m, 20 m, _5m, _30 m, _70 m,_100 m, the different abutment stresses distribution was illustratedas Fig. 4, and the peak value of different abutment stresseswas listed in Table 2. Table 1Rock seam properties of model. Table 2Peak value of abutment stress. When the distance between coal face and fault was 80 m and65 m, the two curve of abutment stress ahead of coal face werebasically superposition, so fault influence on abutment stress wasvery small. Numerical simulation results showed that in the coalbody ahead of coal face, stress peak value reached to 53.37 MPa,stress concentration factor reached to 3.42, the distance of stresspeak value far from coal wall of coal face was 24.2 m, and the stressinfluence scope was above 50 m. On-situ observation results indicatedthat the distance of stress peak value far from coal wall ofcoal face was more than 2–3.5 times of excavation coal height,the stress influence scope was 40–60 m, and stress concentrationfactor was 2.5–3 (Qian and Shi, 2003). The above two researchresults were similar, which explained that numerical simulationmodel was reasonable. Fig. 4. Distribution of abutment stress. Along with the coal face approached to fault, the fault influenceon abutment stress enhanced, and the stress peak value graduallyincreased. When the distance between coal face and fault was40 m, stress peak value reached to 70.84 MPa, stress concentrationfactor reached to 4.54, the distance of stress peak value far fromcoal wall of coal face was 25.2 m. When the distance between coalface and fault was 20 m, stress peak value rapidly reached to90.21 MPa, stress concentration factor reached to 5.78, the distanceof stress peak value far from coal wall of coal face was20.12 m. After the coal face left fault, the stress in the coal bodygradually decreased, for example, the distance of coal face left faultwas 30 m, stress peak value decreased to 74.81 MPa, and when thedistance was 50 m, peak value was 52.03 MPa, which was similarto normal excavation. Fig. 5 illustrated distribution nephogram of abutment stresswhen there were different distances between coal face and fault.When the distance of coal face approached fault was 15 m, therewas obviously stress concentration (see Fig. 5a) near the fault.When the distance of coal face left fault was 20 m (see Fig. 5c), rockseams near the fault were mostly destroyed, so the stress was little. Fig. 5. Distribution nephogram of abutment stress with different distances between coal face and fault. 4.Conclusions (1) When the fully-mechanized caving coal face with deep miningand big excavation height passed fault, several strongshocks occurred, which indicated that the great scope of rockand coal seams fractured and destroyed under the action ofabutment stress and fault tectonic stress, there was rockburst danger near the fault region. (2) Microseismic activity had obviously rule. When the coal faceexcavated normally, microseismic energy undulated on aspecial level. On the special conditions, before strong shockoccurred, the frequency and grade of microseismic activityhad the decrease tendency. After strong shock occurred,microseismic usually turned to low energy shock. So thelow energy shock showed the tendency of energy accumulationfor strong shock occurrence. (3) When coal face approached to fault, the abutment stress onthe front of coal face obviously increased, so the rock burstdanger near the fault was bigger. (4) Under the influence of coal face excavation, fault had thepossibility of instability and slippage, which was becausein the fault region, microseismic intensity obviouslyincreased, and most of microseismics occurred in the roofof coal seam. These rules can be used to forecast rock burstdanger.  綜采放頂煤采煤工作面深部開采發(fā)生事故時巖爆危險性分析 Chen Xuehua a, Li Weiqing b, Yan Xianyang b a 資源與環(huán)境工程學院，遼寧工程技術大學，阜新，中國 b東灘煤礦，兗州煤業(yè)股份有限公司，山東鄒城，中國 摘要 綜放工作面采煤通過斷層時，容易出現(xiàn)巖爆事故。 SOS微震監(jiān)測系統(tǒng)用于監(jiān)視所有的時間在煤巖體和斷層附近地區(qū)發(fā)生的微震活動，對微震能量釋放和微震頻率的變化特征進行了分析。數(shù)值模擬方法被用來研究當采煤工作面支承壓力分布通過故障時的模擬數(shù)據(jù)，這是與微震的發(fā)生規(guī)律相比較。當工作面將要發(fā)生事故，支承壓力逐漸增大，因此，此時高應力會積累斷層附近地區(qū)。當采煤工作面經(jīng)過斷層，支承壓力下降。 SOS微震監(jiān)測結果表明，在故障區(qū)的微震活動有一個高的不穩(wěn)定階段。當工作面接近斷層，微震釋放的總能量值和頻率不斷增加，支架支撐強度的最大能量峰值也有迅速增加的趨勢。強烈的沖擊發(fā)生之前，有一個微弱的地震活動期。弱地震活動表現(xiàn)出強烈的沖擊能量積累，它可以用來預測巖爆的危險。 關鍵詞：巖爆，微震監(jiān)測系統(tǒng);故障;數(shù)值模擬  1 介紹 巖爆發(fā)生時，采煤設備將被破壞，工作人員容易受到傷害，這是煤礦安全的最大的災害之一。采礦和隧道的逐步擴大，采煤工作面的條件將是復雜的，在煤柱附近的采礦活動是不可避免的。在深部煤層斷裂構造的影響，開采進度，礦山壓力出現(xiàn)非常猛烈的開挖面周圍，礦震的聲音變得更大，礦震的數(shù)量越來越多。復雜的地質結構下的巖爆的發(fā)生規(guī)律的研究對于安全生產(chǎn)是非常必要的。 國內和海外的學者研究了斷層活動誘發(fā)巖石的機制爆裂，叫做巖爆前兆微震法。圍巖的應力分布和變化規(guī)律，從而對巖爆的發(fā)生機制的不穩(wěn)定的特點進行了研究，由于斷層高度較低，由煤層頂板和地板的角度來看，就斷層破碎帶和煤力學性質有關文件，研究巖爆通過綜放采煤工作面相關的相關。充當研究對象的第14310號NF6故障在東灘煤礦的采煤工作面?zhèn)鬟f。相關的數(shù)學模型，用于研究區(qū)域圍巖活動誘發(fā)的巖爆機制。通過對采煤工作面的微震事故進行探討，可以引導巖爆預測和預防。 2 工作面采煤時微震活動的監(jiān)測和故障區(qū)域的變化規(guī)律 2.1微震震源變化規(guī)律 波蘭SOS微震監(jiān)測系統(tǒng)在東灘礦進行對采煤工作面通過No.NF6時記錄的微震震源位置、能量的變化和微震活動的實時監(jiān)測。對微震震源分布集中和爆力有關的監(jiān)測結果進行了分析。 如圖1，各點顯示微震震源位置，不同形狀的具有不同微震成績，短黑線表明開挖工作面的位置。根據(jù)監(jiān)測結果，微震震源改變沿開挖進度。在垂直剖面，震源發(fā)生了明顯變化。當工作面從斷層遠，開挖斷層活動的影響不大，微震震源主要分布在前面的采煤工作面和采空區(qū)。 2010年7月26日，采煤工作面故障的距離是在62米，增強附近采煤工作面礦山壓力出現(xiàn)，微震發(fā)生的時間明顯增加，但微震等級小。在這個時候，的微震開始出現(xiàn)斷層附近，這表明斷層活動是由采煤工作面開挖的影響（參見圖1a）。 隨著采煤工作面開挖，微震活動是越來越明顯，震源集中點以上的主要斷層附近的屋頂和堅硬的巖石縫（見圖1C和D）。在2010年8月25日，采煤工作面故障是80米的距離，發(fā)生微震沒有故障的影響，減少微震倍的，微震位置仍然在前面和采煤工作面采空區(qū)開始分發(fā)。據(jù)微震監(jiān)測結果，預測和防治有斷層附近地區(qū)開挖擾動下巖爆的危險。 2.2變化的微震總能量和微震倍 根據(jù)開挖進度，微震的總能量和微震時代的變化繪制成圖2。在采煤工作面，通過故障期間。 自7月25日，采煤工作面的距離遠從故障是在60米以上時，微震次數(shù)明顯增加。但微震的總能量變化不大，微震等級，主要是小。之后，8月5、6日，高能量微震開始出現(xiàn)，能源劇烈變化，這提出了兩個原則：首先，微震能量一個特殊的水平上波動，但之間的最大能量和最小能量的幅度差異大。其次，強烈的沖擊發(fā)生之前，微震活動的頻率和檔次有下降的趨勢。強震發(fā)生后，微震通常轉向低能量沖擊。因此，低能量沖擊能量積聚的傾向強烈的震撼事故.8月24日之后，微震能量的變化并沒有斷裂構造的影響。 3 緊急開挖的影響下斷層附近的礦壓 3.1數(shù)值模擬模型 開采深度為600米以上，均勻分布載荷作用于模型上邊界12.86兆帕（朱等，2007）。 X直接位移模型左邊和右邊是0，X直接位移和Y位移模型底部為0（見圖3）。材料本構關系的Mohr-Coulomb。巖層屬性（見表1），簡稱49號14310號在東灘煤礦的采煤工作面地質鉆孔。被稱為故障力學性能的有關文件（周等，2006。王等，2003;李等人，2008A，B，C）。 3.2支承壓力故障影響 采煤工作面從故障低墻開挖到故障上墻，當采煤工作面和故障之間的不同距離分別為80米，65米，40米，20米，5m 30， 70米， 100米，不同壩肩應力分布如圖4所示。表2列出了不同支承應力峰值。 面對采煤工作面和故障之間的距離是80米和65米，兩個支承壓力曲線煤提前基本上重合，所以故障支承壓力的影響是非常小的。數(shù)值模擬結果表明，在采煤工作面煤體應力峰值達到53.37兆帕，應力集中系數(shù)達到3.42，距離遠采煤工作面煤壁的應力峰值為24.2米，應力的影響范圍是50米以上。原位觀察結果表明，應力峰值的距離，遠離面對煤煤壁開挖煤炭高度超過2-3.5倍，應力影響范圍為40-60米，應力集中系數(shù)為2.5-3。上述兩項研究結果相似，這解釋了數(shù)值模擬模型是合理的。 隨著采煤工作面接近故障，增強對基牙應力故障的影響，應力峰值逐漸增加。當采煤工作面和故障之間的距離是40米，應力峰值達到70.84兆帕，應力集中系數(shù)達到4.54，距離遠采煤工作面煤壁的應力峰值為25.2中號。當采煤工作面和故障之間的距離為20米，應力峰值迅速達到90.21兆帕，應力集中系數(shù)達到5.78，距離遠采煤工作面煤壁的應力峰值為20.12中號。采煤工作面左故障后，在煤體的應力逐漸下降，例如，采煤工作面左故障的距離是30米，應力峰值下降至74.81兆帕，當距離為50米，最高值是52.03兆帕，這是正常開挖。 圖5所示支承壓力分布云圖時有采煤工作面和故障之間的不同距離。當采煤工作面的距離接近故障是15米，有明顯的應力集中（見圖5a）的斷層附近。當采煤工作面左故障的距離是20米（圖5c），斷層附近的巖石縫大多被毀，所以壓力不大。 4 結論 （1）當與深部開采和大開挖高度的綜放工作面通過故障發(fā)生幾個強烈沖擊，這表明，破碎的巖石和煤層范圍和支承應力作用下破壞和斷裂構造應力有斷層附近地區(qū)的巖石爆裂的危險。 （2）微震活動明顯排除。當采煤工作面正常出土，微震能量波動在一個特殊的水平。在特殊條件下，強烈的沖擊發(fā)生之前，微震活動的頻率和檔次有下降的趨勢。強震發(fā)生后，微震通常轉向低能量沖擊。因此，低能量沖擊，表現(xiàn)出強烈的沖擊發(fā)生的能量積累的趨勢。 （3）當工作面接近斷層，煤炭戰(zhàn)線上的支承面對壓力明顯增加，所以附近的斷層巖爆危險更大。 （4）采煤工作面開挖的影響下，事故的不穩(wěn)定性和滑移的可能性，這是因為在事故區(qū)域，微震強度明顯增加，大多由煤層頂板的微震引起。這些規(guī)則可以用來預測巖爆的危險。 圖1隨著煤炭在垂直剖面斷面開挖微震震源分布的變化 （a）總能量微震的變化（b）微震倍的變化 圖2在的微震能源和采煤工作面通過故障時間直方圖的變化 圖3 數(shù)值模擬模型 表1模型的巖層性質 表2支承壓力峰值 圖4 支承壓力分布 圖5 支承壓力分布云圖與采煤工作面和故障之間的不同距離  摘要 本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。 一般部分為山腳樹礦1.2 Mt/a新井設計。一般部分共包括10章：1.礦區(qū)概述及井田地質特征；2.井田境界和儲量；3.礦井工作制度及設計生產(chǎn)能力、服務年限；4.井田開拓；5.準備方式-帶區(qū)巷道布置；6.采煤方法；7.井下運輸；8.礦井提升；9.礦井通風與安全技術；10.礦井基本技術經(jīng)濟指標。 山腳樹煤礦行政區(qū)隸屬于貴州省六盤水市管轄，位于盤縣以北約30公里的斷江鎮(zhèn)境內，界于老屋基礦和月亮田礦之間。南起拖長江煤柱和七號勘探線，北至F15-1斷層，西起煤層露頭，東至＋1100米標高，走向長5.3公里，傾斜寬3.5公里，井田面積18.3平方公里，礦區(qū)面積22.771平方公里。 礦井工業(yè)儲量為102.51Mt，可采儲量為82.83Mt。礦井設計生產(chǎn)能力為1.2Mt/a。礦井服務年限53a。礦井涌水量大，正常涌水量為160m3/h，最大涌水量為600m3/h。礦井相對瓦斯涌出量為50.73 m3/t，屬高瓦斯礦井。礦井煤塵爆炸危險性、煤層易自燃性、自然發(fā)火性均高。 礦井采用立井兩水平開拓。一礦一面，采煤方法為綜合機械化一次采全高。全礦采用膠帶運輸機運煤，輔助運輸采用礦車。礦井通風方式為兩翼對角式。 礦井年工作日為330d，日凈提升時間16h，工作制度為“四六制”。 專題部分題目是淺析礦井瓦斯抽采工藝及山腳樹礦二次封孔技術應用。從高瓦斯煤礦瓦斯抽采發(fā)展出發(fā)，講訴了瓦斯抽采工藝方法，最后對本設計礦井山腳樹礦的二次封孔技術進行了解析。 翻譯部分是一篇關于綜采放頂煤采煤工作面深部開采發(fā)生事故時巖爆危險性分析的論文，英文題目為Analysis on rock burst danger when fully-mechanized cavingcoal face passed faultwith deep mining。 關鍵詞：立井兩水平；采區(qū)布置；綜采一次采全高；兩翼對角式 ABSTRACT This design includes three parts: the general part, special subject part and translation part. The general part is a new design of Shanjiaoshu mine 1.2 Mt / a. This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.Development engineering of coalfield; 5.The layout of mining area; 6.The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms. Shanjiaoshu mineadministrative region under the jurisdiction of the Guizhou province, located the Panxian to the north 30 km of DuanJiangtown within territory.Boundary between Laowuji mine and Moon Land Mine. It is south from TuoChangJiang River coal pillar and the exploration line No. 7, to the north, F15-1 fault, west coal seam outcrop,east to +1100 m elevation,5.3 km long trend, tilt, 3.5 km wide, Ida area of 18.3 square kilometers,it has mining area of ??22.771 square kilometers. Mine industry reserves recoverable is 102.51Mt, and the reserves is 82.83Mt.It is 1.2Mt / a mine that designs production capacity. The service life of the mine is 53a. Mine Inflow volume, normal inflow is 160m3 / h, the largest inflow is 600m3 / h. Mine the relative gas emission is 50.73 m3 / t, is a high-gas coal mine.Mine coal dust explosion hazard and spontaneous combustion seams liable to happen. Mine is shaft and two level pioneering. One side of the mine, mining methods is the comprehensive mechanization mining full height. All mine uses belt conveyor to transport coal,and auxiliary transport uses the mine car. Mine ventilation is two wings of diagonal. The working days in a year are 330. Everyday it takes 16 hours in lifting the coal. The working system in the mine is ‘four-six’. The thematic segment entitled ‘Analysis mine gas extraction process and Shanjiaoshu Mine secondary sealing technology’. Departure from the development of high gas and coal mine gas drainage, say v. gas extraction process method, and finally resolve the secondary sealing technology for this design the mine Shanjiaoshu mine. The translation part is a failure to fully mechanized coal caving mining face through deep mining of rock burst hazard analysis papers, in English, entitled ‘Analysis on rock burst danger when fully-mechanized cavingcoal face passed fault with deep mining’. Keywords: Shaft two level; Mining area layout;Fully mechanized coalmining full height; Two wings of right angle type 目 錄 1 礦區(qū)概述及井田地質特征 8 1.1 礦區(qū)概述 8 1.1.1礦井位置及范圍 8 1.1.2 交通 8 1.1.3 地形地貌及水系 9 1.1.4 氣象及地震烈度 9 1.1.5礦井水源 9 1.2井田地質特征 9 1.2.1井田地質概況 9 1.2.2褶皺及斷層 10 1.2.3井田內的水文地質 10 1.3煤層特征 11 1.3.1煤層特征 11 1.3.2煤質特征 11 1.3.3瓦斯、煤塵及煤的自燃性 14 2井田境界與儲量 18 2.1井田境界 18 2.2礦井儲量計算 18 2.2.1構造類型 18 2.2.2礦井工業(yè)儲量 18 2.2.3礦井可采儲量 20 2.2.4工業(yè)廣場煤柱 20 3 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限 22 3.1礦井工作制度 22 3.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 22 4 井田開拓 24 4.1井田開拓的基本問題 24 4.1.1井筒形式的確定 24 4.1.2井筒位置的確定采（帶）區(qū)劃分 26 4.1.3工業(yè)場地的位置 27 4.1.4開采水平的確定 27 4.1.5礦井開拓方案比較 27 4.2 礦井基本巷道 35 4.2.1井筒 35 4.2.3大巷 40 5 準備方式——采區(qū)巷道布置 43 5.1煤層地質特征 43 5.1.1采區(qū)位置 43 5.1.2采區(qū)煤層特征 43 5.1.3煤層頂?shù)装鍘r石構造情況 43 5.1.4水文地質 43 5.1.5地質構造 43 5.1.6地表情況 43 5.2采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 44 5.2.1采區(qū)準備方式的確定 44 5.2.2采區(qū)巷道布置 44 5.2.3采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng) 45 5.2.4采區(qū)內巷道掘進方法 47 5.2.5采區(qū)生產(chǎn)能力及采出率 47 6 采煤方法 49 6.1 采煤工藝方式 49 6.1.1采煤方法的選擇 49 6.1.2回采工作面長度的確定 49 6.1.3工作面的推進方向和推進度 49 6.1.4綜采工作面的設備選型及配套 50 6.1.5 各工藝過程注意事項 55 6.1.6 工作面端頭支護和超前支護 57 6.1.7循環(huán)圖表、勞動組織、主要技術經(jīng)濟指標 58 6.1.8 綜合機械化采煤過程中應注意事項 62 6.2回采巷道布置 63 6.2.1回采巷道布置方式 63 6.2.2回采巷道參數(shù) 63 7 井下運輸 64 7.1概述 64 7.1.1礦井設計生產(chǎn)能力及工作制度 64 7.1.2煤層及煤質 64 7.1.3運輸距離和輔助運輸設計 64 7.1.4礦井運輸系統(tǒng) 64 7.2采區(qū)運輸設備選擇 65 7.2.1設備選型原則： 65 7.2.2采區(qū)運輸設備選型及能力驗算 65 7.3大巷運輸設備選 67 7.3.1主運輸大巷設備選擇 67 7.3.2輔助運輸大巷設備選擇 67 8 礦井提升 70 8.1礦井提升概述 70 8.2 主副井提升 70 8.2.1主井提升 70 8.2.2副井提升 73 9 礦井通風與安全 75 9.1 礦井概況、開拓方式及開采方法 75 9.1.1礦井地質概況 75 9.1.2開拓方式 75 9.1.3開采方法 75 9.1.4變電所、充電硐室、火藥庫 75 9.1.5工作制、人數(shù) 76 9.2 礦井通風系統(tǒng)的確定 76 9.2.1礦井通風系統(tǒng)的基本要求 76 9.2.2礦井通風方式的選擇 76 9.2.3礦井主要通風機工作方式的選擇 77 9.2.4采區(qū)通風系統(tǒng)的要求 78 9.2.5采區(qū)工作面通風方式的選擇 78 9.3 礦井風量計算 79 9.3.1工作面所需風量的計算 79 9.3.2備用面需風量的計算 80 9.3.3掘進工作面需風量 80 9.3.4硐室需風量 81 9.3.5其它巷道所需風量 82 9.3.6礦井總風量計算 82 9.3.7風量分配 83 9.4 礦井通風阻力計算 84 9.4.1容易和困難時期礦井最大阻力路線確定 84 9.4.2礦井通風阻力計算 88 9.4.3礦井通風總阻力 89 9.4.4兩個時期的礦井總風阻和總等積孔 89 9.5 選擇礦井通風設備 90 9.5.1選擇礦井通風設備的要求 90 9.5.2通風機的選型 91 9.5.3電動機選型 93 9.5.4主要通風機附屬裝置 94 9.6安全災害的預防措施 95 9.6.1預防瓦斯和煤塵爆炸的措施 95 9.6.2預防井下火災的措施 95 9.6.3防水措施 96 10設計礦井基本技術經(jīng)濟指標 97 致 謝 101  1 礦區(qū)概述及井田地質特征 1.1 礦區(qū)概述 1.1.1礦井位置及范圍 山腳樹煤礦行政區(qū)隸屬于貴州省六盤水市管轄，位于盤縣以北約30公里的斷江鎮(zhèn)境內，界于老屋基礦和月亮田礦之間。 地理坐標：東經(jīng)104°29′45″－104°32′43″ 北緯 25°51′33″－ 25°54′25″ 井田范圍：南起拖長江煤柱和七號勘探線（山腳樹礦零號勘探線），北至F15-1斷層，西起煤層露頭，東至＋1100米標高，走向長5.3公里，傾斜寬3.5公里，井田面積18.3平方公里，礦區(qū)面積22.771平方公里。 1.1.2 交通 山腳樹礦位于貴州省六盤水市盤縣特區(qū)斷江鎮(zhèn)境內，紅果至水城鐵路干線和盤(縣)水(城)公路從礦區(qū)通過，距盤縣30km，水城169km，貴陽365km，昆明336km，貴港806km，南寧市632km，交通極為方便，交通極為方便。其交通位置見圖1—1。 圖1—1交通位置圖 1.1.3 地形地貌及水系 井田內地形高差懸殊，峰巒延綿。由于巖石性質的差異，多形成與地層走向基本一致的山梁及溝谷。井田東部的永寧鎮(zhèn)灰?guī)r抗風化力強，與煤系地層相比，形成一天然屏障。井田東南邊的白馬梁子最高，其標高為＋2117.72米，盤關火車站西側的拖長江河床最低，其標高為+1537米，相對高差為580余米。 拖長江為本區(qū)縱慣南北的唯一河流，為北盤江上游南部之支流，發(fā)源于南部的石家莊附近的哮天龍，經(jīng)老屋基礦流入本區(qū)，往北流經(jīng)土城等地，匯入北盤江。歷史最高洪水位為1548.23m（1991年7月11日），最低洪水位為1543.6m。最大流量為294.08m3/s，最小流量為0.809m3/s，正常流量為17～27m3/s。 由于上升運動激烈，屬構造侵蝕、剝蝕地貌類型，多形成橫切地層走向的三角形溝谷及尖狀山峰，而煤系地層受風化剝蝕后形成順向長谷，耕地及居民點多集中于這一帶。 1.1.4 氣象及地震烈度 氣象：井田內氣候濕潤，雨量充沛，夏季溫和但多暴雨，秋季涼爽但陰雨連綿，春冬兩季則有間歇性冰凍，屬低緯度亞熱帶高原型氣候。年降雨量763.8mm～1469.7mm，雨量多集中在5～9月份，占全年降雨量的2/3。年平均氣溫12.3℃，最高氣溫31.6℃，最低氣溫-2℃。全年最大風最大風速為22m/s，瞬時風速可達35m/s。全年日照總數(shù)為1560小時，日照率35%。 地震：該礦區(qū)在VI度地震帶內。 1.1.5礦井水源 山腳樹礦井的主要充水來源于大氣降水、風化裂隙含水層中的泉水及三疊系飛仙關組綠色層裂隙水、滑坡裂隙水，通過采空區(qū)裂縫、導水裂隙、冒落帶滲透到礦井，但礦區(qū)地表溝谷發(fā)育，地形坡度較大，泄洪條件較好，上述充水水源絕大多數(shù)均以山洪的形式排泄，滲透量較小，滲透速度較慢。礦井水文地質屬簡單型。 1.2井田地質特征 1.2.1井田地質概況 該井田位于盤關向斜西翼北段，為一傾向30～130°的單斜構造，地層傾角8～15°，比較平緩。區(qū)內有南西、北東走向大中型斷層7條。生產(chǎn)中查明井田北部有一軸向由北東65°轉為南東98°的舒緩背斜，軸線長為4000米，翼寬700～2000米，由西向東逐漸加寬，南翼傾角8～13°，北翼9～15°，兩翼發(fā)育有不同規(guī)則斷裂構造。1350水平以上構造較發(fā)育，斷層多為正斷層，斷層多以高角度橫切和斜交地層走向，較大落差的斷層兩翼往往伴生小落差的小斷層，形成階梯狀斷層帶。通過勘探及開采證實，斷層的延展和落差變化隨層位和深度的增加呈減小趨勢，深部區(qū)域構造趨于簡單。 井田內地形包括：古生界二迭系下統(tǒng)茅口灰?guī)r、二迭系上統(tǒng)峨嵋山玄武巖組、龍?zhí)睹航M、中生界三迭系下統(tǒng)飛仙關組、永寧鎮(zhèn)組、三迭系中統(tǒng)關嶺組下段及新生界第四系。 1.2.2褶皺及斷層 （1）褶皺 井田內發(fā)育的背斜構造，位于井田中部，主要因F18、F19、F20等斷層形成時的受力所致，原地質勘探公司未予以查明，礦井生產(chǎn)中證實，軸向由北東65度轉為南東98度，軸線長約4000米，寬700至2000米，翼寬由西向東逐漸加大，南翼傾角8至13度，北翼傾角9至15度，兩翼發(fā)育有不同規(guī)則的小斷層。 （2）斷層 根據(jù)勘探資料提供和實際生產(chǎn)證實，有大小斷層10條。其中落差大于30米的有：F18、F19、F20、F15-1、F19-1等5條。落差小于30米大于10米的有F101、F108、F19-2等3條。落差小于10米大于5米的有F102、F103等2條。以橫切和斜交地層走向之高角度正斷層為主，并且一個大斷層往往由斷層群組成階梯狀構造形成斷層帶；逆斷層少見，只有小的逆斷層。 斷層的延展長度和落差隨深度而變化，上部層位斷層的延展長度較下部層位長，上部層的斷層落差較下部層位大，淺部水平的斷層落差較深部水平的落差大?？傊?，在一定的范圍內和深度自然消失。各斷層情況見下表1—1。 表1—1 主要斷層特征表 號 斷層號 斷層 性質 斷層產(chǎn)狀 垂直斷距（m） 延展長度（m） 走向 傾向 傾角 1 F19 正 WE N 60°-80° 35-110 3400 2 F19 正 NE-NW NW 60°-65° 35-170 3500 3 F20 正 85°-95° S-SE 40°-50° 140-150 5000 4 F15-1 正 NE-SW SE 50° 70 2500 5 F19-2 正 50°-55° NW 50°-80° 10-40 1200 6 F108 正 50°-90° SE-S 25°-45° 15-20 1400 其中F108斷層為一傾向正斷層，落差15～20m，與同性質的FD2斷層(落差8m)構成走向長約200m的傾斜斷層組條帶，將井田劃分為南北兩個自然邊界采區(qū)。 1.2.3井田內的水文地質 礦床開發(fā)充水的有關地層有飛仙關、龍?zhí)督M和峨眉山玄武巖組，這些地層富水性、透水性弱，它們既是煤礦床弱含水層，又起到阻隔富水性較強的永寧鎮(zhèn)組、茅口組地下水的作用。一般情況下大氣降水是礦井的主要充水水源。 1、井田范圍內的主要地表水源 井田內的主要充水水源為拖長江最大流量為294.08立方米/秒，最小流量0.809立方米/秒，經(jīng)井田南部拖長江公路橋旁設站（BM4）觀測，拖長江最高水位為1548.23米，另外，井田內溪流較多，雨后水量增加多數(shù)自東向西匯入拖長江。對礦床開采無影響。 2、斷層含水性及導水性 井田內共發(fā)現(xiàn)大小斷層39條，其中地表出露18條，其余為隱伏斷層，較大的為F18、F19、F20斷層均穿過拖長江，據(jù)井巷揭露，斷層均為封閉性端，斷層破碎帶一般已膠結，無水。 3、相鄰礦井開采及報廢后對礦井充水影響 山腳樹礦北臨月亮田礦南三采區(qū)，以F15-1斷層（落差約200m，南北走向寬度約500m）為界，其涌水量為80.5至360立方米/小時，開采中在井田邊界已按技術規(guī)范留設了保安煤柱，因此，在礦井開采過程中，在邊界允許范圍內該礦井開采和報廢后都不對礦井充水發(fā)生影響。 4、井田內老窯及小煤礦對礦井充水的影響 礦區(qū)內采煤歷史較為悠久，無證非法開采小窯已關閉，目前井田范圍內有3對合法小型煤礦，分別是封家營煤礦、勝金山煤礦和聚保煤礦，其開采范圍沒有越界。已經(jīng)關閉的小窯開采深度為50～150米左右，最低標高在1530m以上，而山腳樹礦生產(chǎn)水平在1370～1250米標高之間，小窯開采范圍距北采區(qū)井筒最近的達200m、距采掘工作面最近的達600m以上，故廢棄小窯和生產(chǎn)小煤礦對礦井充水、排水不會造成安全威脅。 綜上所述，山腳樹礦井的主要充水來源于大氣降水、風化裂隙含水層中的泉水及三疊系飛仙關組綠色層裂隙水、滑坡裂隙水，通過采空區(qū)裂縫、導水裂隙、冒落帶滲透到礦井，但礦區(qū)地表溝谷發(fā)育，地形坡度較大，泄洪條件較好，上述充水水源絕大多數(shù)均以山洪的形式排泄，滲透量較小，滲透速度較慢。礦井水文地質屬簡單型。 2007年礦井最大涌水量為600m3/h,正常涌水量160m3/h。 1.3煤層特征 1.3.1煤層特征 該區(qū)含煤地層屬二迭系上統(tǒng)龍?zhí)睹航M，煤系地層厚約220米至260米，平均240米左右，含煤40至60余層，可劃分為3個含煤組。 上煤組：1號煤層頂板至12號煤層頂板，厚87至101米，平均為93米，含煤13至23層，含局部可采薄及中煤層3層，結構簡單，層間距穩(wěn)定。 中煤組：12號煤層頂板至24煤層頂板，厚90至125米，一般為100米，含煤為15至23層，其中可采和局部可采煤層8層，結構復雜，煤層厚度、煤層層間距變化較大，煤層有分叉合并現(xiàn)象。煤系中的所有中厚煤層皆集中于本段。 下煤組：24號煤層頂板至煤系底界，厚37至57米，平均47米，含煤線、薄煤層6至18層，煤層間距小，結構復雜；煤層薄且極不穩(wěn)定；煤層含硫高，僅24號煤層局部可采煤層。 主要可采煤層12層，其中可采和局部可采煤層共12層，其中：可采煤層為12＃、18＃、19＃、20＃等4個煤層，主采煤層為12＃煤層。煤層特征詳見表1-2。 煤層傾角6～12°，淺部8～12°，深部6～8°。 1.3.2煤質特征 煤質牌號為氣煤、氣肥煤、肥煤及1/3焦煤。原煤灰份中除12＃煤層為9～25％的低灰煤，其余煤層灰份平均值為25％左右的中灰、低硫、低磷煤； 10＃、12＃為煉焦用煤的基礎煤，其中12＃煤層為易選煤，其余煤層均為中等難選煤層。 各煤層煤質特征見下表1-3。 表1-2 煤層特征表 含煤地層 煤層 煤層厚度(m) 夾矸層數(shù) 層間距（m） 頂、底板巖性 視密度t/m3 穩(wěn)定性 可采性 最小～最大 平均 最小/最大 平均 二 疊 系 龍 潭 組 10＃ 0.60/2.64 1.49 1～2 14.17～26.08 19 頂：粉砂巖和菱鐵質砂巖 底：泥巖和粉砂質泥巖 1.34 較穩(wěn)定 全區(qū)可采 12＃ 0.37/4.97 4.01 1～2 頂：粉砂巖和菱鐵質粉砂巖 底：泥質粉砂巖 1.23 穩(wěn)定 全區(qū)可采 15＃ 0.67/4.46 2.2 1～4 14.49～32.24 22 頂：粉砂巖和菱鐵質粉砂巖 底：泥質粉砂巖 1.26 穩(wěn)定 全區(qū)可采 18＃ 0.30/2.86 1.6 0－1 6.12/21.47 14 頂：粉砂巖和菱鐵質粉砂巖 底：泥巖 1.37 較穩(wěn)定 全區(qū)可采 18-1＃ 0.15/2.15 1.33 0 1.26/12.50 4 頂：泥質粉砂巖和粉砂巖 底：泥質粉砂巖 1.30 較穩(wěn)定 全區(qū)可采 19＃ 0.15/2.46 1.3 0 1.53/10.8 4 頂：粉砂質泥巖 底：軟質泥巖及粉砂質泥巖 1.43 不穩(wěn)定 局部可采 20＃ 0.18/2.82 1.37 1～3 2.12/12.1 7 頂：粉砂巖和菱鐵質粉砂巖 底：泥巖 1.30 穩(wěn)定 全區(qū)可采 煤層 煤種 水分 Mt(%) 灰分 Ad(%) 揮發(fā)分 Vdaf(%) 硫分 St.ad(%) 磷分 Pad(%) 10＃ 1/3JM 072～3.17 1.67 15.29～40.63 19.78 30.39～37.55 33.39 0.19～1.01 0.58 0.006～0.013 0.009 12＃ FM 1/3JM 1.10～1.37 1.23 12.04～30.17 16.66 35.28～37.16 35.92 0.65～1.38 1.01 0.004～0.015 0.007 15＃ 1/3JM 1.63～2.17 1.90 27.90～45.22 36.56 35.94～37.13 36.54 0.09～0.11 0.10 0.0118～0.06 0.0119 18＃ QF 0.87～2.55 1.48 17.75～38.95 24.11 31.59～36.11 24.33 0.16～2.40 1.01 0.001～0.032 0.0015 18-1＃ QF 1.00～1.85 1.48 15.79～36.33 25.27 31.59～35.27 33.26 0.22～1.11 0.80 0.009～0.014 0.012 19＃ QF 0.83～1.971.41 11.89～38.5623.51 30.58～36.5733.92 0.16～1.940.41 0.002～0.0090.013 20＃ QF 0.77～1.51.02 13.25～30.2820.42 31.24～37.8733.88 0.62～4.311.99 0.018～0.0180.018 表1-3煤質特征表 煤層 煤種 發(fā)熱量 (MJ/Kg) 灰熔點 ST（℃） 膠質層厚度 Y（mm） 粘結指數(shù) G 10＃ 1/3JM 19.30～29.64 27.77 1080～1400 1230 18.5～27.0 23.0 85.0～93.0 90.0 12＃ FM 1/3JM 23.28～31.26 29.04 1145～＞1450 21.5～28 25.0 89.0～96.0 92.0 15＃ 1/3JM 17.67～25.10 21.09 1400～1450 1425 22.5～22.5 22.5 85.0～85.0 85.0 18＃ QF 16.43～26.84 21.64 1305～1310 1307.5 10.5～32.5 24.8 18-1＃ QF 16.85～26.20 21.53 18.5～41.0 24.1 19＃ QF 1280～1398 1339 15.0～31.5 21.5 20＃ QF 20.0～32.0 27.3 續(xù)表1-3煤質特征表 煤層頂?shù)装鍘r性： 該礦煤層頂板多為泥巖、泥質粉砂巖，其本身的力學強度及穩(wěn)定性較低，加之井田范圍內地質構造復雜，后生構造裂隙發(fā)育，更加降低了煤層頂板的力學強度和穩(wěn)定性。 3號煤層：煤層無偽頂，直接頂為水平層理的粉砂巖和菱鐵質粉砂巖，老頂為細砂巖和菱鐵質細砂巖，不易垮落。直接底為泥巖和砂質泥巖，老底為粉砂巖和細砂巖。 4號煤層：煤層無偽頂，直接頂為粉砂質尼巖夾菱鐵礦層，老頂為細砂巖分直接底為根土巖，老底為粉砂巖和細砂巖。 10號煤層：煤層無偽頂，直接頂板為灰色粉砂巖和菱鐵質粉砂巖互層，水平層理，老頂為菱鐵質細砂巖；底板為粉砂巖和泥質粉砂巖，老底為菱鐵質細砂巖,堅硬。 12號煤層：煤層無偽頂，直接頂板為泥質粉砂巖和粉砂巖與菱鐵質粉砂巖互層，水平層理；直接底為軟質片狀泥巖和砂質泥巖。 15號煤層：煤層有偽頂，為0.40米的泥巖夾煤線，直接頂為粉砂巖和菱鐵質粉砂巖，老頂為細砂巖，直接底為泥質粉砂巖，老底為砂巖。 17號煤層：煤層有偽頂，為0.20米的泥巖夾煤線，直接頂為粉砂巖，老頂為粉砂巖和細砂巖，直接底為粉砂質泥巖，老底為粉砂巖。 18號煤層：煤層有偽頂，為0.30米左右厚的黑色炭質泥巖，直接頂為粉砂巖和菱鐵質粉砂巖，老頂為砂巖，直接底為泥巖，老底為泥質粉砂巖。 18-1號煤層有偽頂，為0.30米的泥巖，直接頂為泥質粉砂巖和粉砂巖，底板為泥質粉砂巖。 19號煤層：煤層有偽頂為0.30米的泥巖夾炭屑，直接頂為泥質粉砂巖，直接底為軟質泥巖及粉砂巖，老底為粉砂巖和菱鐵質粉砂巖。 20號煤層：煤層無偽頂，直接頂為粉砂巖和菱鐵質粉砂巖，老頂為粉砂巖，直接底為泥質，厚度0.40米，老底為粉砂巖。 22號煤層：煤層有偽頂，為0.2 0米至0.50米的黑色泥巖，老項為2至3米的粉砂巖，老頂為細砂巖。直接底為0.70米的泥巖，老底為細砂巖。 24號煤層：煤層有偽頂，為炭質泥巖，直接頂為2至3米的粉砂巖，老頂為6至8米的細砂巖，直接底為1米左右的泥巖夾煤，老底為煤層和粉砂巖。 1.3.3瓦斯、煤塵及煤的自燃性 （1）瓦斯及煤與瓦斯突出情況 山腳樹礦為高瓦斯礦井，無突出危險性，瓦斯含量為8.13～9.93m3/t，各煤層瓦斯含量測定結果見下表1-4。 表1-4瓦斯測定結果匯總表 參數(shù) 煤層 Wf (%) AF (%) a b P (Mpa) π (%) r (t/m3) W含 m3/t 10 1.84 9.79 0.86 0.4 8.0 1.4 9.0 12 1.66 15 9.96 0.86 1.4 9.93 15 1.63 22.29 9.83 0.86 1.5 9.17 17 1.63 27.27 9.46 0.87 1.35 8.4 18 1.48 24.11 9.61 0.87 1.35 8.8 18-1 1.48 25.27 9.38 0.87 1.35 8.56 19 1.41 23.51 9.52 0.87 1.4 8.81 20 1.02 20.42 9.51 0.87 1.45 9.12 22 1.03 23.27 9.22 0.87 1.45 8.86 24 1.50 28.1 9.17 0.87 1.4 8.13 2007年度瓦斯等級鑒定結果：礦井絕對瓦斯涌出量為121.95m3/min，相對瓦斯涌出量為50.73m3/t。礦井瓦斯等級鑒定結果見表1-5。 表1-5礦井瓦斯等級鑒定結果表 礦名 瓦斯 二氧化碳 煤層自燃發(fā)火期(月) 煤層爆炸指數(shù)(%) 全礦井 采區(qū)最大相對量 (m3/t) 鑒定等級 全礦井 采區(qū)最大相對量(m3/t) 鑒定等級 相對量(m3/t) 絕對量(m3/min) 相對量(m3/t) 絕對量 (m3/min) 山腳樹 50.73 121..95 86.39 瓦斯 1.35 3.25 2.03 低CO2 煤層不易自燃 30.99~36.18 （2）煤塵爆炸危險性 經(jīng)重慶煤炭科學研究院鑒定，其結果見下表1-6。 （3）煤層自燃傾向性 煤層的自燃傾向性，經(jīng)重慶煤炭科學研究院鑒定，各煤層均屬不易自燃煤層，其結果見下表1-7。 （4）地溫 區(qū)礦井地溫16℃～22℃，無異熱區(qū)，一般隨開采深度增加呈規(guī)律性遞增，地溫梯度無實測資料。 表1-6北采區(qū)各煤層的煤塵爆炸性鑒定報告表 局礦 名稱 盤江煤電集團公司 山腳樹礦 采樣 日期 2001.8.7 收樣 日期 2001.8.10 鑒定 日期 2001.8.13 試樣 編號 采樣地點 工業(yè)分析（%） 實驗室爆炸性試驗 爆炸性結論 水分 Mad 灰分 Aad 揮發(fā)份 粘結性 焰長 (mm) 抑制煤塵爆炸最低巖粉量(%) Vad Vdaf 2001-爆09 10#層右六 4.07 22.03 26.74 36.18 70 75 有煤塵爆炸性 2001-爆10 12#層左四 1.71 8.42 31.3 34.87 >400 80 有煤塵爆炸性 2001-148 北1370運輸石門15#煤層 1.21 18.71 26.50 33.09 5 200 65 有煤塵爆炸性 2001-149 北22183回風巷18#煤層 0.86 13.02 27.55 31.99 6 >400 有煤塵爆炸性 2001-150 北1370運輸石門17#煤層 1.36 15.75 25.69 30.99 6 240 有煤塵爆炸性 2001-151 北1370前石門19#煤層 0.80 17.84 25.35 31.16 5 >400 有煤塵爆炸性 據(jù)鑒定結果，各煤層均有煤塵爆炸危險性。 1-7煤炭自燃傾向等級鑒定報告表 局礦名稱 盤江煤電集團公司山腳樹礦 采樣日期 2001.8.8 鑒定日期 2001.8.17 試樣編號 采樣地點 工業(yè)分析(%) 著火溫度(℃) ΔT 自燃傾 向分類 Mad Aad Vad T氧 T原 T還 2001-094 北1370運輸石門10#煤層 1.72 33.53 37.11 337 350 363 26 三類 2001-095 22123回風巷12#煤層 0.80 9.22 35.15 347 357 361 14 三類 2001-148 北1370運輸石門15#煤層 1.21 18.71 33.09 336 338 349 13 三類 2001-149 北22183回風巷18#煤層 0.86 13.02 31.99 358 360 362 4 三類 2001-150 北1370運輸石門17#煤層 1.36 15.75 30.99 362 364 367 5 三類 2001-151 北1370前石門19#煤層 0.80 17.84 31.16 349 351 357 8 三類 2001-152 北1370運輸石門10#煤層 0.80 13.96 31.32 356 357 362 6 三類 備注 一類：極易自燃的；二類：易自燃的；三類：不易自燃的。 （5）沖擊地壓 根據(jù)歷年生產(chǎn)實際情況，礦區(qū)內無沖擊地壓的歷史記錄，且從區(qū)域地質構造看，礦區(qū)內沒有活動的地質構造，也沒有形成受大構造影響的孤立塊段，頂板屬Ⅲ類，隨采隨落，不易形成采空區(qū)大面積懸頂及采掘工作面應力集中，故本設計暫按無沖擊地壓礦井考慮。但隨著開采深度增大，應開展沖擊地壓的觀測研究工作，堅持按層序卸壓開采，不留孤島煤柱，大力推廣沿空掘巷或沿空留巷。在開采過程中若出現(xiàn)發(fā)生沖擊地壓預兆應急時采取措施，并補做相關設計。 2井田境界與儲量 2.1井田境界 山腳樹煤礦行政區(qū)隸屬于貴州省六盤水市管轄，位于盤縣以北約30公里的斷江鎮(zhèn)境內，界于老屋基礦和月亮田礦之間。 地理坐標：東經(jīng)104°29′45″－104°32′43″ 北緯25°51′33″－25°54′25″ 井田范圍：南起拖長江煤柱和七號勘探線（山腳樹礦零號勘探線），北至F15-1斷層，西起煤層露頭，東至＋1100米標高，走向長5.3公里，傾斜寬3.5公里，井田面積18.3平方公里，礦區(qū)面積22.771平方公里。 2.2礦井儲量計算 2.2.1構造類型 該井田位于盤關向斜西翼北段，為一傾向30～130°的單斜構造，地層傾角8～15°，比較平緩。 2.2.2礦井工業(yè)儲量 礦井工業(yè)儲量是指在井田范圍內，經(jīng)地質勘探，煤層厚度和質量均合乎開采要求，地質構造比較清楚。 本礦井設計對12＃煤層進行開采設計，厚度為4.01m，煤層有露頭，煤層無偽頂，直接頂板為泥質粉砂巖和粉砂巖與菱鐵質粉砂巖互層，水平層理；直接底為軟質片狀泥巖和砂質泥巖。 本次儲量計算是在精查地質報告提供的1：5000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠。 12＃煤層，采用塊段法計算工業(yè)儲量。 地質塊段法就是根據(jù)一定的地質勘探或開采特征，將礦體劃分為若干塊段，在圈定的塊段法范圍內可用算術平均法求得每個塊段的儲量。煤層總儲量即為各塊段儲量之和，每個塊段內至少應有一個以上的鉆孔。塊段劃分如圖2-1所示。 根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》，求得以下各儲量類型的值： （1）礦井地質資源量 礦井地質資源量可由以下等式計算： （2-1） 式中：——礦井地質資源量，Mt； ——煤層平均厚度，m； ——煤層底面面積，m3； ——煤容重，t/m3。 圖2-1 塊段劃分示意圖 將各參數(shù)代入（2-1）式中可得表2-2，所以地質儲量為： 表2-2 煤層分塊計算 煤層 塊段 傾角/(°) 塊段面積/km2 煤厚/m 容重/t/m3 儲量/Mt 總儲量/Mt 12# 1 15 3.4 4.01 1.23 17.36 104.60 2 12 3.8 4.01 1.23 19.16 3 6 7.4 4.01 1.23 36.70 4 8 6.3 4.01 1.23 31.38 根據(jù)鉆孔布置，在礦井地質資源量中，60%探明的，30%控制的，10%推斷的。根據(jù)煤層厚度和煤質，在探明的和控制的資源量中，70%的是經(jīng)濟的基礎儲量，30%的是邊際經(jīng)濟的基礎儲量，則礦井工業(yè)資源/儲量由式計算。 礦井工業(yè)儲量可用下式計算： （2-2） 式中——礦井工業(yè)資源/儲量； ——探明的資源量中經(jīng)濟的基礎儲量； ——控制的資源量中經(jīng)濟的基礎儲量； ——探明的資源量中邊際經(jīng)濟的基礎儲量； ——控制的資源量中經(jīng)濟的基礎儲量； ——推斷的資源量； ——可信度系數(shù)，取0.7~0.9。地質構造簡單、煤層賦存穩(wěn)定的礦井，值取0.9；地質構造復雜、煤層賦存較穩(wěn)定的礦井，取0.7。該式取0.8。 43.93（Mt） 21.97（Mt） 18.83（Mt） 9.41（Mt） 8.37（Mt） 因此將各數(shù)代入式2-2得：102.51（Mt） 2.2.3礦井可采儲量 礦井設計資源儲量按式（2-3）計算： 式中 ——礦井設計資源/儲量 ——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量之和。按礦井工業(yè)儲量的3%算。 則：Zs=Zε-P1=102.51-102.51×3％=99.43(Mt) 礦井設計可采儲量 式中 ——礦井設計可采儲量； ——工業(yè)場地和主要井巷煤柱損失量之和，按礦井設計資源/儲量的2%算； C——采區(qū)采出率，厚煤層不小于75%；中厚煤層不小于80%；薄煤層不小于85%。此處取0.85。 則： Zk=Zk-P2C=99.43-99.43×2％×0.85=82.83(Mt) 2.2.4工業(yè)廣場煤柱 根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》不同井型與其對應的工業(yè)廣場面積見表2-3。第5-22條規(guī)定：工業(yè)廣場的面積為0.8-1.1平方公頃/10萬噸。本礦井設計生產(chǎn)能力為120萬噸/年，所以取工業(yè)廣場的尺寸為300m×400m的長方形。煤層的平均傾角為10度，工業(yè)廣場的中心處在井田走向的中央，傾向中央偏于煤層中上部，其中心處埋藏深度為1750m，該處表土層厚度為140-160m，主井、副井，地表建筑物均布置在工業(yè)廣場內。工業(yè)廣場按Ⅱ級保護留維護帶，寬度為15m。本礦井的地質掉件及沖積層和基巖層移動角見表2-4。 表2-3 工業(yè)場地占地面積指標 井型（萬t/a） 占地面積指標（公頃/10萬t） 240及以上 1.0 120-180 1.2 45-90 1.5 9-30 1.8 表2-4 巖層移動角 廣場中心深度/m 煤層傾角 煤層厚度/m 沖擊層厚度/m ф δ γ β -500 10° 3.2、3.3 150 45 75 75 65 由此根據(jù)上述以知條件，畫出如圖2-1所示的工業(yè)廣場保護煤柱的尺寸： 圖2-1工業(yè)廣場保護煤柱 由圖可得出保護煤柱的尺寸為： 由于兩層煤，需算兩個保護煤柱。由CAD量的梯形的面積分別是：257235m2 S12煤=257235/cos12°=262982m2 則：工業(yè)廣場的煤柱量為： Z工=S×M×R 式中： Z工----工業(yè)廣場煤柱量，萬噸； S ----工業(yè)廣場壓煤面積，㎡； M ----煤層厚度，4煤3.2 m，6煤3.3m； R ----煤的容重, 1.5t/m3。 則：Z工=262982×4.01×1.23×10-4 =129.7(萬噸) 3 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限 3.1礦井工作制度 按照《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》中規(guī)定，參考《關于煤礦設計規(guī)范中若干條文修改的說明》，確定本礦井設計生產(chǎn)能力按年工作日330天計算，四六制作業(yè)（三班生產(chǎn)，一班檢修），每日三班出煤，凈提升時間為16小時。 3.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 1.礦井設計生產(chǎn)能力 因為本井田設計豐富，主采煤層賦存條件較復雜，井田內部含有較大斷層，比較合適布置大型礦井，經(jīng)校核后確定本礦井的設計生產(chǎn)能力為120萬噸/年。 2.井型校核 下面通過對設計煤層開采能力、輔助生產(chǎn)能力、儲量條件及安全條件等因素對井型加以校核。 （1）礦井開采能力校核 山腳樹礦12號煤層為中厚煤層，煤層平均傾角為10度，地質構造較復雜，賦存穩(wěn)定，但礦井為高瓦斯礦井及涌水也相對較大，工作面長度不易過大。 （2）輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力校核 本礦井為中型礦井，開拓方式為斜井開拓，主井提升容器為兩對9噸底卸式提升箕斗，提升能力可以達到設計井型的要求，工作面生產(chǎn)原煤一律用帶式輸送機運到采區(qū)煤倉，運輸能力很大，自動化程度很高，原煤外運不成問題。輔助運輸采用罐籠，同時本設計的井底車場調車方便，通過能力大，滿足矸石、材料及人員的調動要求。所以輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)完全能夠滿足設計生產(chǎn)能力的要求。 （3）通風安全條件的校核 本礦井煤塵具有爆炸性瓦斯含量相對較高，屬于高瓦斯礦井，水文地質條件較簡單。礦井通風采用對角式通風，礦井達產(chǎn)初期對首采只需先建一個風井即可滿足礦井的通風需求，后期再建一個風井，可以滿足整個礦井通風的要求。本井田內存在若干小斷層，已經(jīng)查到且不導水，不會影響采煤工作。所以各項安全條件均可以得到保證，不會影響礦井的設計生產(chǎn)能力。 （4）儲量條件校核 井田的設計生產(chǎn)能力應于礦井的可采儲量相適應，以保證礦井有足夠的服務年限。 礦井服務年限的公式為： T=Zk/(A×K) （3-1） 其中：T ---礦井的服務年限，年； Zk----礦井的可采儲量，82.83Mt； A ----礦井的年設計生產(chǎn)能力，120萬噸/年； K ----礦井儲量備用系數(shù)，取1.3。 則：T=82.83×100/（120×1.3）=53（年） 既本礦井的開采服務年限符合規(guī)范的要求。 注：確定井型是要考慮備用系數(shù)的原因是因為礦井每個生產(chǎn)環(huán)節(jié)有一定的儲備能力，礦井達產(chǎn)后，產(chǎn)量迅速提高，局部地質條件變化，使儲量減少，有的礦井由于技術原因使采出率降低，從而減少儲量，為保證有合適的服務年限，確定井型時，必須考慮備用系數(shù)。 （5）第一水平服務年限校核 由本設計第四章井田開拓可知，礦井是兩水平混合式開采，水平在1400m和1200m，按比列法一水平服務年限為26年。 即本設計第一水平的服務年限符合礦井設計規(guī)范的的要求。 表3-1 不同礦井設計生產(chǎn)能力時礦井服務年限表 礦井設計生產(chǎn)能力（萬t/a） 礦井設計年限（a） 第一水平設計服務年限 煤層傾角 <25° 25-45° >45° 600及以上 70 35 300-500 60 30 120-240 50 25 20 15 45-90 40 20 15 15 4 井田開拓 4.1井田開拓的基本問題 井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產(chǎn)系統(tǒng)。這些用于開拓的井下巷道的形式、數(shù)量、位置及其相互聯(lián)系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經(jīng)濟比較，才能確定。 井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真研究。 確定井筒的形式、數(shù)目和配置，合理選擇井筒及工業(yè)場地的位置； 合理確定開采水平的數(shù)目和位置； 布置大巷及井底車場； 確定礦井開采程序，做好開采水平的接替； 進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造； 合理確定礦井通風、運輸及供電系統(tǒng)。 確定開拓問題，需根據(jù)國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經(jīng)全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則： 貫徹執(zhí)行國家有關煤炭工業(yè)的技術政策，為早出煤、出好煤高產(chǎn)高效創(chuàng)造條件。在保證生產(chǎn)可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節(jié)約基建投資，加快礦井建設。 合理集中開拓部署，簡化生產(chǎn)系統(tǒng)，避免生產(chǎn)分散，做到合理集中生產(chǎn)。 合理開發(fā)國家資源，減少煤炭損失。 必須貫徹執(zhí)行煤礦安全生產(chǎn)的有關規(guī)定。要建立完善的通風、運輸、供電系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的生產(chǎn)條件，減少巷道維護量，使主要巷道經(jīng)常保持良好狀態(tài)。 要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發(fā)展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創(chuàng)造條件。 根據(jù)用戶需要，應照顧到不同媒質、煤種的煤層分別開采，以及其它有益礦物的綜合開采。 本井田開拓方式的選擇，主要考慮到以下幾個因素： 1）本井田煤層埋藏深淺不定，最深處到表土層距離可達1100m，且該煤層含有露頭煤。 2）本井田瓦斯及涌水較大,對開拓方式的選擇影響大。 3）本礦地表是山脊地勢，礦井西部邊境有鐵路和河流，地面平均標高為1750m。 4）礦井斷層較多，主要集中于西部露頭線位置，有兩條大斷層分別從西向東自井田中部和北部邊境穿過井田。 4.1.1井筒形式的確定 （1）井筒形式的確定 井筒形式有三種：平硐、斜井、立井。一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。具體見表4-1。 本礦井煤層傾角小，平均10°，為緩傾斜煤層；表土層厚約30 m，無流沙層；水文地質情況中等—簡單，涌水量較大，因此采用立井開拓。 表4-1 井筒形式比較 井筒形式 優(yōu)點 缺點 適用條件 平硐 1運輸環(huán)節(jié)和設備少、系統(tǒng)簡單、費用低。 2工業(yè)設施簡單。 3井巷工程量少，省去排水設備，大大減少了排水費用。 4施工條件好，掘進速度快，加快建井工期。5煤炭損失少。 受地形影響特別大 有足夠儲量的山嶺地帶 斜井 與立井相比： 1井筒施工工藝、設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少。 2地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車場簡單、延深