礦安全工程畢業(yè)設(shè)計論文謝橋煤礦萬t新井設(shè)計含全套CAD圖紙

1井田概述及井田地質(zhì)特征全套設(shè)計，聯(lián)系1538937061.1礦區(qū)概述1.2井田地質(zhì)特征井田地形謝橋煤礦位于淮南煤田潘謝礦區(qū)復(fù)向斜中部，陳橋背斜的南翼、謝橋向斜的北翼。總體上呈一走向近東西向南傾斜的單斜構(gòu)造。地層傾平緩，一般8°～10°，斷層不發(fā)育，雖局部地段發(fā)育有小的褶曲，造成地層起伏，但波幅較小，地層產(chǎn)狀總體上變化不大，單斜構(gòu)造特征明顯，地質(zhì)構(gòu)造簡單。地質(zhì)構(gòu)造本區(qū)地質(zhì)構(gòu)造簡單，斷層稀少，共揭露大小斷層13條，其中正斷層11條，逆斷層2條。按斷層的展布方向，可大致分為北東、北北東、近東西和北西向四個構(gòu)造組合，其中又以北東向為主，偶見其它走向斷層，逆斷層發(fā)育較少。井田南部邊界F202、F206斷層為兩條逆沖推覆斷層，屬阜風(fēng)推覆構(gòu)造前緣疊瓦扇的一部分，兩斷層間夾塊一般厚100～200m，有時合二為一，夾塊內(nèi)構(gòu)造復(fù)雜，由其造成井田深部局部地段含煤地層疊置；發(fā)育于井田深部的謝橋向斜的樞紐向東部仰起，向西傾斜，使得井田東段深部近向斜軸部的煤層走向由近東西轉(zhuǎn)向南東。主要斷層基本情況特征如下：按其落差大小劃分：≤10m的5＞10～25m的4＞25～50m的2＞100m的2因此，綜合分析區(qū)內(nèi)斷層有以下特征：1．正斷層較多，逆斷層較少。2．小斷層較多，規(guī)模較大斷層較少且多為邊界斷層。3．以走向北東、北北東向的斷層為主。表1——1謝橋礦井?dāng)鄬忧闆r一覽表斷層性質(zhì)落差(m)走向傾向傾角(°)延展長度(m)F209正45～110N8°～25°EN65°～82°E65～73>6640F3正0～20N89°WS1°W65720F4正0～15N52°～64°EN26°～38°W60～631280F5正300～600N7°～21°EN69°～83°W71>6800F5-1正46N20°EN70°W743700F10正0～8EWN38440F11正0～6EWS33100F14正0～30N38°ES52°W65700F22正0～25N36°EN54°W65940F18正0～10N75°ES15°E4320019正0～5EWN33270F20正0～25N72°ES18°E66730F21正0～50N38°ES52°E65770水文地質(zhì)謝橋礦井處于區(qū)域水文地質(zhì)分區(qū)的中偏西部之南緣，全區(qū)廣為南薄北厚的第四系松散層所覆蓋，其主要充水因素有：第四系松散層孔隙含水組，二迭系砂巖裂隙含水組和石炭系太原組以及奧陶系灰?guī)r巖溶裂隙含水組三大類。第四系松散層厚度介于194.10～485.64m之間，平均為363.95m?？傮w呈南薄北厚的趨勢，南部古地形起伏明顯，從而出現(xiàn)第四系松散層孔隙含水組與煤系相接的現(xiàn)象。二迭系砂巖裂隙含水組本區(qū)砂巖裂隙含水組位于煤層粘土巖層，局部裂隙發(fā)育，富水性弱，補給水源貧乏，以靜儲量為主，各分層之間無水力聯(lián)系。石炭系太原組平均厚度為103.58m，主要由泥巖，砂巖，灰?guī)r和薄煤所組成，其中灰?guī)r12層，平均總厚56.84m，灰?guī)r的富水性中等，但分布不均勻，地下水處于停滯狀態(tài)。奧陶系灰?guī)r含水性不均一，略具有豐富的靜儲量外尚有可觀的動儲量，而且水位比較高。經(jīng)與煤系水文地質(zhì)條件基本相似的新莊孜煤礦系統(tǒng)地質(zhì)資料相比擬，以及開采涌水量為541立方米每時；開采1煤時，太灰底鼓水參考水量為537立方米每時，其最大可能突水量為976立方米每時，第一水平開采煤層時的正常涌水量為510立方米每時各含水層之間的水力聯(lián)系：(一)新生界松散層含水層之間的水力聯(lián)系(1.)上部含水層組以大氣降水與地表水補給為主，并受古河道側(cè)向補給，地下水垂直循環(huán)與水平運動兼顧，水位隨季節(jié)變化。(2.)中部含水層組與上部含水層組之間為粘土類隔水層間隔，二者之間除局部地段存在越流補給因素外，一般無直接水力聯(lián)系。本組地下水以緩慢的水平運動為主，儲存量受區(qū)域調(diào)節(jié)，沿25煤露頭附近及其以南地區(qū)，古地形隆起與基巖接觸，存在互補關(guān)系。(3.)底部“紅層”由砂巖和粘土相間組成，據(jù)水3、IX-X紅層1、補Ⅵ紅層1、補Ⅴ紅層3，Ⅷ東紅層1、D8紅層1基本無水，又經(jīng)水5、水6孔流量測井結(jié)果證明無水。因此，“紅層”可作相對隔水層考慮。(二)二迭系煤層之間砂巖裂隙含水層，因有泥質(zhì)巖類隔水層間隔，相互之間在正常情況下，無水力聯(lián)系。但在斷層切割處而層間水力均衡又遭破壞時，則可能導(dǎo)致水力聯(lián)系并有突水危險。煤系砂巖裂隙含水層與松散層孔隙含水層組之間，有厚層粘土層覆蓋煤系，相互間無水力聯(lián)系，但在古地形隆起砂層直接覆蓋區(qū)內(nèi)，按水文地質(zhì)條件分析，二者之間水力聯(lián)系應(yīng)當(dāng)密切，但據(jù)抽水試驗資料分析，其聯(lián)系并不是太密切，如在松散層“中含”復(fù)蓋區(qū)的，八—九3孔，對25煤頂板砂巖漏水段抽水結(jié)果，流量和水位均呈單一方向衰減，為補給水源不充足所致。由此可以說明基巖風(fēng)化殼在漫長的沉降運動中，經(jīng)過水的溶融和后來沉積物的充填泥化后，形成了隔水層，其厚度一般為1～3m，即所謂的強風(fēng)化帶。在自然條件下，限制了松散層砂層水對基巖含水層的補給作用。在主要煤層露頭范圍內(nèi)，被松散層中部隔水層所覆蓋地區(qū)，松散層孔隙水與基巖含水層之間無水力聯(lián)系。(三)太原組灰?guī)r含水層距1煤底板平均間距16.44m，正常狀態(tài)下無水力聯(lián)系，但第一水平（-610）灰?guī)r水頭壓力約6.23Mpa，超過1煤底板巖層的抗壓強度。因此，在開采1煤層時太原組灰?guī)r巖溶裂隙水，是1煤底板直接充勘探程度從煤層的厚度上來看，其中穩(wěn)定煤層為10m，比較穩(wěn)定煤層為13m，不穩(wěn)定煤層為3m，它們分別占全區(qū)三層可采煤層總厚度的（26m）43%、46%和11%，顯然厚度占優(yōu)勢的是較穩(wěn)定煤層，再從煤層的儲量上來看，穩(wěn)定煤層為332.15Mt，比較穩(wěn)定煤層為476.37Mt，不穩(wěn)定煤層為82.10Mt，它們又分別占全區(qū)三層可采煤層總儲量（890.62Mt）的37%、54%圖1--2謝橋礦煤層柱狀圖井下巖層地溫特征本區(qū)實測井溫鉆井35個（有2個孔資料不能使用），其中穩(wěn)態(tài)測溫孔2個（九-十6、七-八6）。區(qū)內(nèi)井溫在垂向上正常，地溫梯度一般為每百米2～2.5℃；橫向上，基巖界面井溫變化于20.4～32.3℃之間；-440m切面井溫變化于23.3～34.3℃之間；-610m切面井溫變化于25.3～39.6℃之間；-720m切面井溫變化于29.4～41.1℃之間。總體變化趨勢為北部溫度高于南部，也就是靠近背斜軸部高于向斜軸部，如-440m水平北部L12孔(太原組終孔)溫度33.5℃1.3煤層特征煤層埋藏條件本區(qū)二迭系的石盒子組與山西組共含煤11層，煤層平均總厚33m，含煤系數(shù)為5%。其中可采煤層三層平均總厚26m，約占全部煤層總厚的78%8煤層厚度介于4～7m之間，平均6m，煤層厚度的變異系數(shù)為21%，煤層的可采性指數(shù)為100%。煤厚以5--6m的厚度段為主的約占總數(shù)的20%，其次為6-7m的厚度段，約占總數(shù)的80煤的特征一、煤質(zhì)一般特征

本區(qū)主要煤層煤質(zhì)穩(wěn)定，煤類較單一，為QM。特低～低硫分、特低～低磷、中灰分煤為主、中等發(fā)熱量、高熔灰分、富焦油。二、煤的物理性質(zhì)8煤層均以半亮型煤為主，局部屬半亮～半暗型煤，褐色～黑色，油脂～弱玻璃光澤，條帶狀結(jié)構(gòu)，夾鏡煤條帶及少量絲炭，條痕棕黑色，參差狀斷口，內(nèi)生裂隙較發(fā)育。裂隙面常附有黃鐵礦薄膜，性脆，易碎成塊狀和粉粒狀，硬度小。三、煤巖特征鏡下煤巖鑒定：有機顯微組分以鏡質(zhì)組為主，次為絲質(zhì)組，穩(wěn)定組較少。鏡質(zhì)組包括有結(jié)構(gòu)和無結(jié)構(gòu)的凝膠化組分及半鏡質(zhì)體，顏色深灰～灰色,灰度中等,突起微弱；絲質(zhì)組大多為有結(jié)構(gòu)的絲炭和半絲炭，顏色亮白～灰白色，灰度較低，突起明顯；穩(wěn)定組主要是樹皮、角質(zhì)層和孢子體，顏色灰黑色，灰度甚高，突起較明顯。成因上有較復(fù)雜的氧化條件，性質(zhì)上有較高的揮發(fā)物和偏低的粘結(jié)性。無機顯微組分以粘土類礦物較多，次為碳酸鹽，而氧化物較少，硫化物甚少。煤的變質(zhì)階段為Ⅱ，相當(dāng)于煤分類的氣煤。四、煤的有害組分㈠水分（Mad）：各可采煤層原煤水分平均值在1.29～1.99%之間，5煤最低為1.29%，16-1煤最高為1.99%。精煤水分與原煤相差不大。㈡灰分（Ad）：各可采煤層原煤灰分產(chǎn)率平均值在15.42～29.41%之間，除8、1煤屬低中灰分煤外，其余各煤層均為中灰分煤。使用1.40比重液洗選后的精煤灰分平均值在6.80～9.33%之間，脫灰率達54～68%。㈢煤灰成分及灰熔性（ST）：煤灰成分各煤層中以酸性的SiO2為主，其次為Al2O3，兩種成分占煤灰總量的77%以上。堿性氧化物以Fe2O3為主，且以5煤層最高，平均值為11.67%，其次為CaO、MgO。由于各煤層煤灰成分未作Na2O、K2O測定，故無法計算出煤灰成分的堿酸比、結(jié)渣、結(jié)污指數(shù)，但參考鄰近劉莊勘探區(qū)資料，預(yù)計本區(qū)各煤層結(jié)渣、結(jié)污指數(shù)均屬中等，對燃燒爐可正常出渣，管道腐蝕性較小?；胰廴谛裕⊿T）值：一般均大于1250℃㈣硫分（St,d）：各可采煤層原煤全硫含量平均值為0.21～1.61%。5煤層全硫含量0.83～3.13%，平均值1.61%，屬中硫分煤；1煤層全硫含量0.20-4.17%，平均值1.13%，為低中硫煤；11-2、8、6、4-2煤層全硫平均值分別為0.54%、0.51%、0.71%、0.86%，屬低硫分煤；17-1、16-1、13-1、7-2、7-1煤層全硫含量平均值均小于0.50%，為特低硫煤。各種形態(tài)硫分析：從全硫含量>1%的煤層中分析各種硫，1、5煤層以硫化鐵硫和有機硫為主（二項數(shù)值很接近），硫酸鹽硫次之，經(jīng)過1.40比重液洗選后硫化鐵硫較易清除，脫硫率達31～34%，脫硫效果不甚理想。㈤磷（Pd）：原煤磷含量測試數(shù)量不多，僅1、7-2、8、11-2、13-1、16-1等煤層有少數(shù)幾個樣品。其平均含量為0.0026～0.0609%，其中8煤層最高為0.0609%（一個樣），屬中磷煤；13-1、16-1煤層平均含量0.0158～0.0415%，屬低磷煤；其它煤層屬特低磷煤。精煤磷含量各煤層平均值在0.0018～0.0285%之間，8、煤層較高，為0.0285%。據(jù)現(xiàn)有資料，原煤磷經(jīng)洗選后脫率為8～71%，說明磷含量中主要是無機磷，有機磷次之。五、精煤揮發(fā)份（Vdaf）各可采煤層850℃Vdaf平均值在35.23～41.77%之間，以13-1、5煤層最高，除11-2、4-2煤層小于37%外，其它各煤層精煤揮發(fā)份均大于37%，屬高揮發(fā)份煤?？v向上，揮發(fā)份變化不甚明顯，但隨著煤層埋藏深度的增加，Vdaf六、煤的工藝性能㈠膠質(zhì)層厚度（Y）：各煤層Y平均值在10～15.8㎜之間，縱向上Y值變化亦不甚明顯。㈡煤的結(jié)焦性：試驗焦在大連化工廠發(fā)生爐進行造氣試驗結(jié)果，焦炭熔點高（不易結(jié)疤），活性好（易制氣），強度高（耗焦量低），因此可作為良好的氣化用煤，亦可作中小高爐的冶金焦。㈢低溫干餾：各煤層焦油平均產(chǎn)率（Tar,ad）在7.90～11.79%之間，以5煤層最高，11-2煤層最低，屬富油煤；半焦產(chǎn)率為74.53～80.64%。㈣燃燒性：各煤層原煤干燥基彈筒發(fā)熱量（Qb,d）平均值在23.59～29.32MJ/kg之間，且以1煤最高，7-1煤最低。由于各煤層中硫分含量較低，故對高位發(fā)熱量影響較小。通過計算，各煤層干燥基恒容高位發(fā)熱量Qgr,d平均值在23.54～29.17MJ/kg，之間，比原煤彈筒發(fā)熱量相應(yīng)減少約0.3%。減去水的蒸發(fā)熱，得出各煤層的干燥基恒容低位發(fā)熱量Qnet,d為19.52～24.56MJ/kg。若按Mt≦15%計算各煤層的Qnet,ar值：17-1、16-1、7-1煤小于17.00MJ/kg，屬中低熱值煤；其余各煤層均在17.00～21.00MJ/kg之間，屬中熱值煤。因此，本礦以中熱值煤為主。五，煤的瓦斯及自燃特征㈠瓦斯本區(qū)根據(jù)8煤層瓦斯采樣資料，計算出各水平噸煤瓦斯涌出量如下表所示：表1—3各水平噸煤瓦斯涌出量表水平噸煤瓦斯涌出量（m3/t）-610m以上12.28-610～720m6.54-720m以下8.35(二)煤塵與自燃本區(qū)各煤層揮發(fā)分均大于35%，所有煤層均有煤塵爆炸危險。本區(qū)除個別煤層屬不自燃外，其余各煤層均屬于易自燃——很易自燃的煤層。（1）、瓦斯含量及其分布規(guī)律1、瓦斯含量的垂直分布從瓦斯含量等值線圖和相關(guān)分析表明，瓦斯含量在垂向上的變化比較明顯：在同一深度范圍內(nèi)，8煤層較小。在同一煤層中，其瓦斯含量隨著煤層埋深的增加而增大，但遞增的梯度由淺至深變小。從-400m至-900m平均梯度為：8煤層1m3/t/2、瓦斯含量同上伏基巖厚度的相關(guān)性（1）、瓦斯含量隨煤層埋藏深度（煤層上覆基巖蓋層厚度）的增加而增大，這是普遍的規(guī)律。由于本井田范圍內(nèi)，松散層厚度起伏較大，造成同一煤層相同埋深點的上覆基巖蓋層厚度相差比較大，故不能直接采用煤層現(xiàn)代埋深與瓦斯含量進行相關(guān)分析，而必須采用瓦斯含量與煤層的上覆基巖蓋層厚度之間的相關(guān)分析方法。（2）、控制瓦斯含量大小的主要地質(zhì)因素是地質(zhì)構(gòu)造。本礦在構(gòu)造上總體為一向南傾斜的單斜構(gòu)造，構(gòu)造條件較為簡單，無控制瓦斯分布的主要構(gòu)造。同時，從全礦井現(xiàn)有瓦斯含量測試成果看，東三采區(qū)瓦斯含量較小，但數(shù)據(jù)較少，尚不能作此結(jié)論。因此，劃分不出瓦斯分布單元，全礦井作為一個瓦斯單元區(qū)考慮。（3.）集氣式測試成果與解吸法測試成果相比，基本相近，沒有偏小的現(xiàn)象。因此，對集氣式測試成果值未采用1.2的修正系數(shù)。（4）同一鉆孔兩個測試樣，舍去偏小的一個值；回歸分析時舍去離散程度大的個別值，實際利用測試成果：8煤層12個。（5.）通過瓦斯含量與上覆基巖厚度的相關(guān)分析，建立如下關(guān)系式圖表(圖1—3)：8煤層：q=3.0719㏑(h)-12.87n=12r=0.8505：q----瓦斯含量，h----煤層上覆基巖厚度8煤層瓦斯含量與上覆基巖厚度關(guān)系式所得r的絕對值0.8776、0.8505，分別大于其臨界值（顯著性水平0.05）0.443和0.576。所以，瓦斯含量與煤層上覆基巖厚度有顯著的相關(guān)關(guān)系。當(dāng)顯著性水平為0.05時，由關(guān)系式推算出的瓦斯含量誤差△q，經(jīng)統(tǒng)計計算為：8煤層±2.66m3/t圖1—3煤層瓦斯含量于上覆巖層厚度關(guān)系圖3、瓦斯風(fēng)化帶據(jù)瓦斯成分的垂直分布，確定瓦斯風(fēng)化帶深度。從圖1—3中可以看出：CO2帶、CO2-N2帶N2-CH4帶界限不明顯。根據(jù)N2成分﹥30%，CH4成分﹤50%，并結(jié)合CH4含量劃分兩大帶，在距基巖頂界面110m（二）、礦井瓦斯涌出狀況圖1—4煤層瓦斯成分分帶圖1、井巷揭煤與瓦斯謝橋礦井在建井期間按“雙突”管理的煤層有8、。巷道在揭露上述層煤時，均編制專門的防突設(shè)計，按“規(guī)程”規(guī)定，進行探煤、測壓、排放瓦斯及放震動炮等步驟。2、煤與瓦斯突出危險性測試成果（結(jié)果如何？）本次收集了建井期間、投產(chǎn)以來通風(fēng)部門在井下采樣測試取得的資料，同時利用了補充勘探鉆孔采樣測試成果，進行區(qū)域預(yù)測。（煤層傾角？）2井田開拓2.1．井田境界及可采儲量.井田境界本井田境界東以F209斷層與張集礦井相接，西至F5斷層與劉莊勘探區(qū)為鄰，南以謝橋向斜軸或17-1煤層-1000米等高線的地面投影線為界，北至1全井田東西走向長11.5KM，南北傾斜寬4.3KM，面積50關(guān)于井田境界，原初步設(shè)計根據(jù)兩淮總部總工設(shè)字（79）110號文，東部境界暫以七西線與七～八線之間為界（井田走向長比方案設(shè)計縮短3.5Km）。但在原設(shè)計中將東部以F209斷層為界，不設(shè)-700m輔助水平的開拓補充方案。通過對本礦地質(zhì)資料的分析，謝橋礦有-70謝橋礦井田的煤層賦存條件比較好，斷層少，傾角小，變異系數(shù)不大，下面是該礦的煤層狀況示意圖。圖2—1謝橋礦井田賦存示意圖井田可采儲量的計算方法有經(jīng)緯網(wǎng)格法和煤層平均厚度乘以面積再乘煤的容重兩種方法，一般來說，經(jīng)緯網(wǎng)格法比較準(zhǔn)確，其適用性也較強，但比較麻煩，一般運用于條件較復(fù)雜的情況，由于謝橋礦的煤層賦存條件較好，厚度穩(wěn)定，煤層變異系數(shù)很小，所以決定采用第二種方法。由煤層柱狀圖計算可知，可采煤層的總厚度為6m，傾角10°，可采面積50平方公里，計算出礦井工業(yè)儲量。工業(yè)儲量按下式計算：Zc=YMS/cos10(式2——1)式中Zc----煤的工業(yè)儲量，噸，Y----煤的容重，噸/米3，M----煤的厚度，米M=6米S----井田面積，m2則Zc=（6×50×容重）/cos10=（6×50×1.4）/0.9848=426.48MT由于該礦產(chǎn)狀較好，故其高級儲量符合煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范的要求?？刹蓛α浚?）井田的勘探類型從煤層的厚度上來看，其中穩(wěn)定煤層為7m，比較穩(wěn)定煤層為3m，不穩(wěn)定煤層為4m，它們分別占全區(qū)1層可采煤層總厚度的（14m）50%、21%和29%，顯然厚度占優(yōu)勢的是較穩(wěn)定煤層，再從煤層的儲量上來看，穩(wěn)定煤層為366Mt，比較穩(wěn)定煤層為153.72Mt，不穩(wěn)定煤層為205.28Mt，它們又分別占全區(qū)可采煤層總儲量（366Mt）的37%、54%（2）儲量的級別的劃分㈠構(gòu)造劃分本區(qū)內(nèi)含煤地質(zhì)傾角平緩，產(chǎn)狀變化很小，斷層稀少，又無巖漿侵入或影響，屬于一類簡單的構(gòu)造。劃分個級儲量采用的鉆探工程線距為：①A級1000M、②B級2000M、③C級4000M。㈡綜合劃級采用就低不就高的原則，通過對區(qū)內(nèi)構(gòu)造和煤層的單項分析，構(gòu)造劃級所采用的工程線距。因此綜合劃級以煤層的穩(wěn)定程度為主，但在具體劃定塊段儲量計算邊界時，綜合底板等高線或勘探線等條件，適當(dāng)調(diào)整儲量劃分邊界線。全礦的工業(yè)儲量（A+B+C）426.48Mt，其中A級儲量200Mt，B級儲量140Mt，A+B級儲量340Mt，占A+B+C級儲量的79.7%。方案一第一水平（風(fēng)氧化帶下限～-700m）工業(yè)儲量（A+B+C）300Mt，第二水平（-700m～-900m）儲量為126.48Mt，第二水平以下是122.58Mt。方案二第一水平（風(fēng)氧化帶下限～-700m）工業(yè)儲量（A+B+C）277.65Mt，第二水平（-700m～-850m）儲量為148.73Mt，第二水平以下是157.14Mt見表2-2、表2-3。全礦井的可采儲量為322.71Mt。其中-700以上的工業(yè)儲量為277.78Mt，A級134.72Mt，B級儲量99.06Mt，A+B級237.78Mt，C級儲量98.26Mt。A級占A+B+C級的40.6%，A+B級占A+B+C級的70.4%?！睹禾抗I(yè)設(shè)計規(guī)范》規(guī)定大型礦井中的高級儲量A+B級應(yīng)占A+B+C級的50%以上，一水平內(nèi)的A+B級儲量占A+B+C級儲量的比例不少于70%，其中A級儲量占本水平的儲量的比例不少于40%。由此可知，該礦的高級儲量符合《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》的要求。（3）保護煤柱儲量計算㈠煤柱的留設(shè)在一般情況下，保護煤柱應(yīng)根據(jù)受保護面積邊界和移動角值進行圈定。移動角值按建筑物下列允許變形值確定：傾斜i=±3mm/m曲率k=＋0.2×10-3/m水平變形ε=+2mm/m對于必須留保護煤柱的建筑物和構(gòu)筑物，當(dāng)其形狀規(guī)則，且長軸于煤層走向或傾向平行時，宜用垂直剖面法圈定保護邊界；當(dāng)保護對象形狀復(fù)雜，且又于煤層走向斜交時，宜用垂線法確定圈定保護邊界；同時應(yīng)用上述兩種方法確定保護煤柱邊界時，其重疊部分為受護對象的最合理保護煤柱；當(dāng)圈定延伸形建筑物或基巖面標(biāo)高變化較大情況下的保護煤柱時，宜用數(shù)字標(biāo)高投影法。圖2—2保護煤柱內(nèi)有斷層或立井穿過斷層時保護煤柱留設(shè)方法當(dāng)有斷層時，由上圖可以看出，要留的保護煤柱要大些，由于謝橋礦立井沒有穿過斷層的現(xiàn)象，故如上圖所示，采用無斷層時的煤柱線。根據(jù)謝橋礦的產(chǎn)量設(shè)計及其煤田賦存特征，可以確定謝橋礦的工業(yè)廣場的面積為40公頃圖2—3謝橋礦工業(yè)廣場保護煤柱壓煤示意圖根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》要求：斷層煤柱尺寸的大小取決于斷層性質(zhì)，斷距，含水情況，落差很大的短斷層。落差大于50m斷層一側(cè)煤柱不小于30m，20m～50m斷層的一側(cè)留10m～15m的煤柱，小于20m的小斷層一般可以不留設(shè)煤柱。大于50m的斷層有2條，20m～50M的斷層有5條，小于20m的斷層有10條。按《規(guī)范》的要求計算全礦井?dāng)鄬用褐鶠?0.87Mt。本礦井設(shè)計只對1煤層進行開采設(shè)計，邊界露頭線為-450m，該煤層平均厚度為6m本次儲量計算是在精查地質(zhì)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。井田范圍內(nèi)的煤炭儲量是礦井設(shè)計的基本依據(jù)，煤炭工業(yè)儲量是由煤層面積、容重及厚度相乘所得，其公式一般為：Zg=S×M×R/cos10（式2----2）其中：Zg——礦井的工業(yè)儲量；S——井田的傾斜面積，50平方公里；M——煤層的厚度，6mR——煤的容重，1.4t/m；則：Zg=50×5.15×1.4/cos=426.48Mt1）邊界煤柱可按下列公式計算Z=L×b×M×R（式2——3）其中：Z——邊界煤柱損失量；L——邊界長度 b——邊界寬度；斷層邊界取50m，人為劃定邊界取20mM——煤層厚度；6R——煤的容重：1.4t/m 由此可以計算出謝橋礦煤田的斷層壓煤10.87Mt。2）工業(yè)廣場煤柱根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》第5-22條規(guī)定：工業(yè)廣場的面積為平方公頃/10萬噸。本礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為400萬噸/年，所以取工業(yè)廣場的尺寸為500m×800m的長方形。煤層的平均傾角為10°，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-610m，該處表土層厚度為341m，主井、副井，地表建筑物均布置在工業(yè)廣場內(nèi)。工業(yè)廣場按Ⅱ級保護留維護帶，寬度為15m(實際工業(yè)廣場的面積為530m×830表2-1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/mфδγβ61010°634145°75°75°70.6°由此根據(jù)上述以知條件，畫出如圖2-1--1所示的工業(yè)廣場保護煤柱的尺寸：圖圖2——4工業(yè)廣場保護煤柱由圖可得出保護煤柱的尺寸為：S=梯形面積=（上寬+下寬）×高/（2×cos10°）（式2——4）=2.64k㎡則：工業(yè)廣場的煤柱量為：Z=S×M×R（式2——5）式中：Z----工業(yè)廣場煤柱量；S----工業(yè)廣場壓煤面積:2.64k㎡；M----煤層厚度:6mR----煤的容重:1.4t/m則：Z=2.64×6×1.4×10-4=22.17Mt可以看出工業(yè)廣場的保護煤柱壓煤較多，但考慮到礦井井型，及開采方式，這個量還是可取的。3)鐵路保護煤柱本井田中有潘謝鐵路的一段(L=5.69km),屬于Ⅱ級保護鐵路，所以應(yīng)取兩側(cè)圍護帶的寬度為兩邊各20m，并根據(jù)巖層移動角原理來計算保護煤柱的長度：表2-1巖層移動角煤層傾角/煤層厚度/m圍護帶寬度/mфδγβ10°62045°75°75°70.6°在-350m等高線附近做剖面：鐵路保護煤柱量為：Z=L×b×M×R（式2——6）其中：Z——鐵路保護煤柱量；L——邊界長度：5.69km b——邊界寬度；M——煤層厚度；6R——煤的容重：1.4t/m則Z=(177+154)×5.69×6×1.4=1.58Mt為保證一定的富余量，分別取170m和200m，則實際鐵路保護煤柱量為：Z=(170+200)×5.69×6×1.4=1.77Mt4）礦井的可采儲量礦井的可采儲量按下式計算：Z=(Zg-P)×C（式2——7）其中：Z----礦井的可采儲量；萬tZg----礦井的工業(yè)儲量，426.48Mt；P----保護工業(yè)場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留設(shè)的永久煤柱損失量C----采區(qū)采出率，厚煤層不低于0.75，中厚煤層不低于0.80，薄煤層不低于0.85，本礦取0.85則：Zk=〔426.48-斷層-工廣-鐵路〕×0.85=（）×0.85=332.91Mt礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限按照《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》中規(guī)定，參考《關(guān)于煤礦設(shè)計規(guī)范中若干條文修改的說明》，確定本礦井設(shè)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。一、礦井設(shè)計生產(chǎn)能力因為本井田儲量豐富，主采煤層賦存條件簡單，瓦斯涌出量大，井田內(nèi)部無較大斷層，生產(chǎn)能力大，比較合適布置大型礦井，經(jīng)校核后確定本礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力為400萬噸/年。二、井型校核下面通過對設(shè)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）礦井開采能力校核謝橋礦礦區(qū)8號煤層為厚煤層，煤層平均傾角為10°地質(zhì)構(gòu)造簡單，賦存較穩(wěn)定，根據(jù)現(xiàn)代化礦井的一礦一井兩面的發(fā)展模式，可以布置兩個綜采工作面的同時具有兩個準(zhǔn)備工作面來保產(chǎn)。（2）輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力校核本礦井為大型礦井，開拓方式為立井開拓，主井提升容器為兩對40噸底卸式提升箕斗，提升能力可以達到設(shè)計井型的要求，工作面生產(chǎn)原煤一律用膠帶輸送機運到主井煤倉，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(shè)計的井底車場調(diào)車方便，通過能力大，滿足矸石、材料及人員的調(diào)動要求。所以輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)完全能夠滿足設(shè)計生產(chǎn)能力的要求。（3）通風(fēng)安全條件的校核本礦井煤塵具有爆炸性瓦斯含量高，屬于高瓦斯礦井，水文地質(zhì)條件較簡單。礦井通風(fēng)采用混合式通風(fēng)抽出式通風(fēng)，有專門的風(fēng)井回風(fēng)，可以滿足通風(fēng)的要求。本井田內(nèi)存在的斷層，已經(jīng)查到且不導(dǎo)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(shè)計生產(chǎn)能力。（4）儲量條件校核井田的設(shè)計生產(chǎn)能力應(yīng)于礦井的可采儲量相適應(yīng)，以保證礦井有足夠的服務(wù)年限。礦井服務(wù)年限的公式為：T=Zk/(A×K)（式2——8）其中：T---礦井的服務(wù)年限，年；Zk----礦井的可采儲量，332.91Mt；A----礦井的設(shè)計生產(chǎn)努力400萬噸/年；K----礦井儲量備用系數(shù)，取1.35。則：T=332.911/（4×1.35）=61.65年>60年即本礦井的開采服務(wù)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(zhì)條件變化，使儲量減少，有的礦井由于技術(shù)原因使采出率降低，從而減少儲量，為保證有合適的服務(wù)年限，確定井型時，必須考慮備用系數(shù)。根據(jù)400萬噸以上特大型礦井的服務(wù)年限大于60年的要求,是符合煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范的規(guī)定。2.2井田開拓井田開拓的基本問題（1）地質(zhì)條件對開采的影響㈠新生界松散層厚度大（194.10～485.64m，平均363.95㈡煤層埋藏深（-380～--1000m㈢煤層層數(shù)少（可采煤層層），地層傾角8°～15°，產(chǎn)狀平直；㈣井田面積大（50Km2）地勢平坦（+24～+25）；㈤煤層沼氣含量比較大，地溫比較高；在特厚表土層的條件下，設(shè)計確定采用立井，主要石門和集中大巷開拓方式。（2）井筒的形式、位置、數(shù)目及工業(yè)場地的位置、形狀、面積選擇開采單一煤層的開采方式有四種方式，下面就是示意圖：圖2—5單一煤層的開拓示意圖a—單水平上下山開拓b—多水平上下山開拓c—多水平下山開采d—多水平混合開采由于本礦8煤層埋藏深，傾角小，厚度大，故可以考慮a，b，d三種方式，而多水平下山開拓由于開拓方式復(fù)雜，故首先被否定。本井田走向儲量中心基本位于八東線3孔附近，此處表土厚341.3m，地面自然標(biāo)高+22.0m左右，位于內(nèi)澇區(qū)與濟河之間，距濟河河堤僅250m，屬于洪水淹沒區(qū)，且南僅500m即為落差達335m的F202斷層。在該處無法布置工業(yè)場地。因此本礦井井口難于布置在井田儲量中心位置。綜上所述，方案二位于濟河附近，地勢低，易受洪水威脅，井筒表土厚，工業(yè)場地壓煤量大，沒有明顯優(yōu)點。方案一雖然井筒位置偏西，第一水平井底車場巖性稍差，但具有工業(yè)場地開闊、地勢高，井筒表土層薄，工業(yè)場地壓煤量少，工廣不遷村莊，第一水平儲量大，井巷工程量較小，地面鐵路較短。為了減少投資（井筒、遷村、工廣填高、鐵路等），少壓煤，增加建井可靠性，方便工業(yè)場地設(shè)施布置和鐵路進線，設(shè)計推薦方案一。即主、副井，中央風(fēng)井及工業(yè)場地選擇在八線于-950m交點西北方向60m處。本次設(shè)計根據(jù)井田形態(tài)，資源賦存特點，表土層厚，地質(zhì)構(gòu)造，建井條件、地面村莊對開采的影響，確定采用立井開拓方式即主井、副井、中央風(fēng)井、西風(fēng)井。工業(yè)場地的面積為40公頃即800m（傾向）×500m（走向），加上工業(yè)場地四周各留15m的保護帶那么工業(yè)場地的面積為830m（傾向）×530m（走向），西風(fēng)井地面場地為：60（傾向）m×50（走向）m方案一，井口位于八線于-950m交點西北方向60m處，表土層厚282m，工業(yè)場地地勢平坦、開闊，自然標(biāo)高+25.3～+25.6m，一水平標(biāo)高-700m。井底車場8煤的頂板，采用兩翼對角式通風(fēng)。方案二，井口位于八線于-800m交點西北方向200m，表土層厚282m，工業(yè)場地地勢平坦、低洼，自然標(biāo)高+22.9～+23.6m，第一水平標(biāo)高-700m，第一水平井底車場8煤的底板,第二水平標(biāo)高-850m，采用混合式通風(fēng)。方案三，井口位于線八-350m交點北方向250m，表土層厚247m，工業(yè)場地地勢平坦，開闊，自然標(biāo)高+23.4～24m，第一水平標(biāo)高-400m，第一水平井底車場位于8煤底，然后向下延伸。該方案是下行開采，出煤早，見效快，但后期較困難，故被首先否定。表2——28煤賦存狀況表煤層工業(yè)儲量氧化帶至回采上限儲量防水煤柱斷層煤柱8426.47.175.643.37現(xiàn)在對前兩個方案的優(yōu)缺點分析如下：方案一主要優(yōu)點：⑴主、副井口附近表土比較薄，其厚度約282m；⑵工業(yè)場地開闊、地勢比較高，自然標(biāo)高約25m，不受洪水威脅、工業(yè)場地附近村莊比較少，除需局部遷移個別零星房屋外，基本上不遷村莊，且工業(yè)場地有發(fā)展余地。⑶工業(yè)場地壓煤比較少，特別是壓煤少（14.25Mt）；⑷鐵路進線方便，地面鐵路長度比方案二要短，到居住區(qū)也比較近。方案一主要缺點：⑴礦井兩翼儲量比相差比較大，東翼占60%，西翼占40%，井口位置略偏西；⑵第一水平井底車場位于8煤頂板，井底車場巖性比方案二要差一些。方案二主要優(yōu)點：⑴第一水平井底車場位于8煤的底板，多為砂巖，便于巷道支護；⑵工業(yè)場地靠近濟河，地勢低；⑶工業(yè)場地壓煤量大，為28.25Mt。⑷地面鐵路比方案1長，到居住區(qū)距離比方案一也遠；兩個方案井口位置詳細比較，如表2—1：（3）確定工業(yè)場地地位置和面積。根據(jù)以上的分析及計算，可知工業(yè)場地的位置位于八線于-950m交點西北方向60m處，形狀為530×830m2（4）確定的數(shù)目開采水平及標(biāo)高㈠回采上限標(biāo)高的確定⑴防水煤巖柱的計算與留設(shè)①松散層含、隔水層的分布及特點上部含水組厚43.90～75.70m，平均63.93m，全井田均有分布，其下有厚8.68m～45.00m，平均厚28.63m的中部隔水段。上部含水組與中部含水段一般無直接水力聯(lián)系。中部含水段厚98.60～216.70m，平均厚176.90m，全井田均有分布富水性強。在井田南部，沿25煤層露頭以南古地形隆起處，中部含水段直接覆蓋于基巖上。下部含水段厚0～94.40m，平均厚50.57m其頂板有粘土層分布，比較穩(wěn)定，可起相對隔水作用。該段富水性弱～中等。②安全煤柱留設(shè)的依據(jù)從上述松散層的分布及特點可以看出，對煤系地層有影響的含水層主要為下部含水段，因此，除在十線67～33孔附近隔水層缺失地段留設(shè)防水煤柱外，其他地段一般只留防砂煤柱。③計算結(jié)果根據(jù)“建筑物，水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程”中的相應(yīng)規(guī)定的計算公式計算，防水煤柱計算高度一般為50～80m，防砂煤柱計算高度一般為10～27m。⑵回采上限標(biāo)高確定由于計算的防砂煤柱高度均小于風(fēng)氧化帶的深度，以及基巖面標(biāo)高的變化比較大等因素，為使回采工作面巷道避開煤層風(fēng)氧化帶的影響和便于巷道布置與生產(chǎn)管理，根據(jù)采區(qū)布置情況，在一定范圍內(nèi)選用同一標(biāo)高，作為煤層的回采上限。按表中所列的回采上限，防水煤柱的實際高度一般為70～80m，防砂煤柱的實際高度一般為30～60m。表2——3井口位置方案比較表序號比較項目單位方案方案一方案二1井口位置/井口位于八線于-950m交點西北方向60m處井口位于八線于-800m交點西北方向200m2工業(yè)場地地面地形地貌/地勢平坦、開闊、無村莊、河流地勢平坦、有村莊、位于洪水淹沒區(qū)3工業(yè)場地原始標(biāo)高m+25.8～25.61+22.91～23.104主井井筒表土厚m281.75282.55工業(yè)場地煤柱（其中一水平）Mt26.0128.56第一水平標(biāo)高m-700-7007主井井筒可達最深標(biāo)高m-900-8508第一水平井底車場層位8煤的底板8煤的頂?shù)?、?達產(chǎn)時井筒個數(shù)個4410達產(chǎn)時采區(qū)慣通距離m16332.122121.3511第一水平可采儲量Mt426.48320.5812達產(chǎn)時井巷工程量Mt29356.533076.05㈡水平劃分運輸水平的標(biāo)高，主要是根據(jù)水平儲量及服務(wù)年限、階段垂高及斜長、井底車場巖性等因素確定。第一水平標(biāo)高，還要考慮采區(qū)的合理配采與接替條件。按上述原則，對本井田的水平劃分如下：方案一：全礦井劃分為1個水平，實行上下山開采。計算服務(wù)年限為62年。方案二：全礦井劃分為2個水平，第一水平為上山開采、第二水平為上下山開采。第一水平標(biāo)高為-700m，垂高為729m，計算服務(wù)年限為62年。（5）采區(qū)劃分、采區(qū)儲量及開采順序㈠采區(qū)劃分與采區(qū)儲量根據(jù)井田形態(tài)，地質(zhì)構(gòu)造、煤層賦存特點及開采方式，設(shè)計對開采水平的采區(qū)劃分，考慮了二個方案。方案一：第一水平劃分為東一、東二、西一、西二。后期考慮東一、東一并東一、東二兩個采區(qū)同時回采。方案二：第一水平劃分為東采區(qū)、西一采區(qū)、西二采區(qū)。方案一初期井巷工程量較少（1908.35m包括上山煤柱），但工作面走向長度短，有利于綜放工作面連續(xù)推進，減少搬家次數(shù)和費用。方案二初期井巷工程量大，但是可以連續(xù)推進搬家次數(shù)較少。㈡開采順序⑴煤層按賦存條件，采用上行開采和下行開采結(jié)合的開采順序。初期回采8煤層。礦井達產(chǎn)時，共布置2個采區(qū)2個回采工作面，即東一8、西一8。⑵采用先近后遠，即由井筒向井田邊界的采區(qū)前進式開采順序。先采上山煤，后下山開采。（6）巷道布置㈠主要運輸巷道的布置及井筒延深根據(jù)本井田煤層的層數(shù)少，地層傾角10°，產(chǎn)狀平直、穩(wěn)定的賦存特點，第一水平（-700m）主要運輸巷道采用集中大巷和分區(qū)石門布置方式。兩翼皮帶機大巷布置的沼氣含量較低的巖巷中（厚2.0～3.9m）；采區(qū)通過各分區(qū)皮帶機石門與皮帶機大巷聯(lián)系。采區(qū)貫通距離為16332.1m?？紤]到了采區(qū)煤倉容量要求，分區(qū)石門皮帶機搭接關(guān)系及大巷圍巖穩(wěn)定性，礦井東、西兩翼皮帶機大巷布置在8煤層頂板的巖石中，兩翼軌道大巷布置在瓦斯含量較低，煤層厚度為5～7m的8以下的巖巷中，軌道大巷距8煤層底板33.35m。為了避免兩套運輸系統(tǒng)之間的相互干擾與巷道的平面交叉，設(shè)計確定將皮帶機斜巷布置高于軌道石門及大巷。㈡主要回風(fēng)巷道布置根據(jù)煤層賦存特點，本礦井適于布置東翼回風(fēng)大巷為單巷布置，其位置在8煤層底板，西翼回風(fēng)大巷布置在8煤層底板。為了使巷道有較好的施工和維護條件，應(yīng)盡量把巷道布置在穩(wěn)定性較好的巖層里；另一面，回風(fēng)大巷應(yīng)盡量可能遠離八煤層，以免因斷層導(dǎo)通而引起1煤層底板突水危及礦井安全。㈢井筒的延伸由于本礦井只設(shè)立一個水平，故暫不考慮井筒延伸的問題。（7）方案經(jīng)濟及工期比較表2-4礦井初期工程費用(方案一)一覽表序號工程項目工程量直接定額費用輔助費用直接費用（萬元）數(shù)量單位直接定額指標(biāo)（元/米）直接定額指標(biāo)費用（萬元）輔助指標(biāo)（元/米）輔助費用（萬元）1主井表土282.6米21940.3620.06304.2178.1798.1基巖431.4米11557.4549.327752.7368.48917.812副井表土282.6米21940.3620.06304.2178.1798.1基巖449.1米11557.4617.627752.7414.301031.923東風(fēng)井表土334.3米19424.3802.905708.9235.981038.88基巖米7454.7326.966170.2270.62597.584西風(fēng)井表土334.3米19424.3802.905708.9235.981038.88基巖／米7454.7326.966170.2270.62597.586西軌道大巷及石門1822.15米2714.1494.542421.4441.2935.747西運輸大巷石門105.7米1996.121.11976.220.943.08西運輸大巷1062.5米3756.1399.0837539.84438.929軌道上山994.4米4781.7475.51003.699.8575.310運輸上山908.5米4781.7434.41003.691.2525.611西回風(fēng)上山953.35米5351.4510.21049.4100.0610.212運輸平巷1814.9米3758.1682.137568.1750.213回風(fēng)平巷1868米3758.1702.137570.1772.214西回風(fēng)大巷及石門1280.5米3168.1405.72588.5331.5737.215西回風(fēng)斜巷367.4米3578.1131.53162.7116.2247.716東軌道大巷及石門1495.6米3726.4557.32421.3362.1919.417東運輸大巷石門1146.6米2513.7362.12211.5253.6615.718東運輸大巷545米5351.4291.651267.569.08360.7319東上回風(fēng)大巷145米2714.139.32421.335.174.420東下回風(fēng)大巷105米2714.128.52421.325.554.021東運輸斜巷1132.5米4781.7541.51003.6113.7655.222東回風(fēng)斜巷1085米4781.7518.81003.6108.9627.723井底車場繞道1817.85米3160574.42139.4388.8963.224西切眼265米3891.8103.131003.626.6129.7325東切眼275米5490.7151.01267.534.85185.8526東高抽巷914.4米3600.9329.3860.778.7408.027西高抽巷1505米3090.8465.161037156.06621.22總計直接費用（萬元）19182.31表2——5主要巷道及石門類型、斷面及工期表(方案一)序號名稱巷道類型斷面（m2）長度（深度）（m）掘進速度(m/月)工期（月）1主井/50.24757.94018.952副井/50.24816.74020.423西風(fēng)井/28.3334.3408.366西軌道大巷及石門巖巷201822.1510018.227西運輸大巷石門巖巷15105.71001.058西運輸大巷煤巷151062.53103.439軌道上山煤巷18994.43003.3210運輸上山煤巷18908.53003.2811西回風(fēng)上山煤巷20953.353003.1812西運輸平巷煤巷151814.93006.0513西回風(fēng)平巷煤巷1518683006.2314西回風(fēng)大巷及石門巖巷251280.59513.4815西回風(fēng)斜巷巖巷25367.4953.8616東軌道大巷及石門巖巷251495.69515.717東運輸大巷石門巖巷201146.63003.8218東運輸大巷煤巷205453001.819東上回風(fēng)大巷巖巷201451001.4520東下回風(fēng)大巷巖巷201051001.0521東運輸平巷煤巷181132.53003.822東回風(fēng)平巷煤巷1810853003.623西切眼煤巷151817.853105.924東切眼煤巷212653000.925東高抽巷煤巷102753200.926西高抽巷煤巷10914.43502.6最短工期48表2——6礦井初期工程費用(方案二)一覽表序號工程項目工程量直接定額費用輔助費用直接費用（萬元）數(shù)量單位直接定額指標(biāo)（元/米）直接定額指標(biāo)費用（萬元）輔助指標(biāo)（元/米）輔助費用（萬元）1主井表土282.6米21940.3620.06304.2178.1798.1基巖475.3米11557.4549.327752.7368.48917.812副井表土282.6米21940.3620.06304.2178.1798.1基巖534.4米11557.4617.627752.7414.301031.923中央風(fēng)井表土282.6米16952.8479.04029.6113.8592.8基巖438.6米7454.7326.966170.2270.62597.584西風(fēng)井表土413.35米19424.3802.905708.9235.981038.88基巖40米19002.676.06982.427.9103.95中央風(fēng)井石門547.45米3527.7193.12421.3132.5325.66西軌道大巷及石門2936.7米2714.1797.02421.4711.01508.07西運輸大巷及石門2899.3米1996.1578.71976.2572.91151.68西進風(fēng)大巷及石門2802.9米2714.1760.72421.4678.71439.49軌道上山979.5米4781.7468.41003.698.3566.710運輸上山892.7米4781.7426.91003.689.6516.511西回風(fēng)上山938.5米5351.4496.91049.498.5595.412運輸平巷2919.3米3758.11097.1375109.51206.613回風(fēng)平巷2933.5米3758.11102.4375110.01202.414西回風(fēng)大巷及石門2479.5米3168.1785.52588.5641.81427.315東軌道大巷及石門1499.6米3726.4558.82421.3363.0921.816東運輸大巷及石門1517.3米2513.7381.42211.5335.5716.917東上回風(fēng)大巷637.7米2714.1173.12421.3154.4327.518東下回風(fēng)大巷617.4米2714.1167.62421.3149.5317.119東運輸斜巷1312.8米4781.7627.71003.6131.8759.520東回風(fēng)斜巷1142.7米4781.7546.41003.6114.7661.121井底車場繞道1817.85米3160574.42139.4388.8963.222西切眼275米3540.397.4860.723.7121.123東切眼265米3415.890.5702.518.6109.124東高抽巷962.6米3600.9346.6860.782.8429.425西高抽巷2433.8米3090.8752.21037252.381004.58總計直接費用（萬元）22473.89表2-7主要巷道及石門類型、斷面及工期表(方案二)序號名稱巷道類型斷面（m2）長度（m）掘進速度(m/月)工期1主井/50.24757.94018.952副井/50.248174020.423中央風(fēng)井/38.5721.24018.034西風(fēng)井/28.3453.354011.335中央風(fēng)井石門巖巷20547.45955.86西軌道大巷及石門巖巷202936.795307西運輸大巷及石門巖巷152899.3100298西進風(fēng)大巷及石門巖巷152802.9100289軌道上山煤巷18979.51009.7910運輸上山煤巷18892.73002.9811西回風(fēng)上山煤巷20938.53003.1312運輸平巷煤巷152919.33009.7313回風(fēng)平巷煤巷152933.53009.7814西回風(fēng)大巷及石門巖巷252479.53008.2615東軌道大巷及石門巖巷251499.69515.7816東運輸大巷及石門巖巷201517.39515.9717東上回風(fēng)大巷巖巷20637.71006.3718東下回風(fēng)大巷巖巷20617.41006.1719東運輸斜巷煤巷181312.810013.1320東回風(fēng)斜巷煤巷181142.710011.4321井底車場繞道巖巷251817.83305.5122東高抽巷煤巷10962.61108.7523西高抽巷煤巷102433.83506.9524西切眼煤巷122753300.8325東切眼煤巷122653300.80最短工期68通過以上的分析，可以得出本礦采用單水平上下山開拓是比較理想的開拓方式，即可滿足產(chǎn)量的要求，又能簡化生產(chǎn)系統(tǒng)，在一定程度上保證了安全。礦井基本巷道（?。┚并逯骶胖骶?dāng)嗝婕盎返倪x型方案；根據(jù)一次提升量40t選用兩套JG32/190B箕斗。表2-8箕斗參數(shù)表同側(cè)裝卸式JG40/190B名義載重（t）40有效容積（）42.6最大終端載荷（Kn）1540尾繩裝置最大允許載荷（Kn）670最大提升高度（m）1100表2——9JG32/190B箕斗的主要尺寸表ABK33701900226022003500采用簡單計算法確定斷面尺寸：圖2-6主井?dāng)嗝鎴D圖2-7主井?dāng)嗝娌贾檬疽鈭D其中：M——梯子間最長邊梁和2號梁中心線距離，mm；600——梯子間中心距，mm；600——梯子間中心到壁板距離加另一梯子中心到井壁距離，mmm——梯子間壁板總厚度，根據(jù)梯子間壁板結(jié)構(gòu)確定，一般木梯子間m=50mm，金屬梯子間m=77mm；B——罐道中心線到箕斗一側(cè)距離，mm：——箕斗與2號罐梁之間的間隙，按表4-9規(guī)定，對于鋼罐道≥150mm，一般采用=200mm；——2號罐道梁寬度，mm；則D=7.38主井井筒凈直徑取8m。主井井筒表土層采用凍結(jié)法施工，表土層、基巖段均采用噴射混凝土支護，支護厚度為1000mm。選取JG40/190B型箕斗。其中井筒斷面尺寸同方案一來確定，經(jīng)過計算，D取8.0m。㈡副井⑴提升設(shè)備選型根據(jù)《礦井提升運輸》，副井罐籠的規(guī)格選擇規(guī)定如下：①根據(jù)井下運輸使用的礦車名義載重量（主井為箕斗提升時按運輸?shù)V車名義載重量）；②根據(jù)運送最大班下井工人的時間不超過40min或每班總作業(yè)時間是否超過5h來確定罐籠的層數(shù)；⑵斷面計算普通罐籠井筒斷面的計算：圖2-8副井?dāng)嗝媸疽鈭D圖2-9副井?dāng)嗝鎴D其中：L——1、2號罐道梁中心間距，mm；——1、3號罐道梁中心間距，mm；——兩側(cè)罐道中間距離，mm；——木罐道厚度，mm；——1、2、3號罐道梁的寬度，mm；——梯子間最長邊梁和2號梁中心線距離，mm；采用簡單計算法確定斷面：D=8m；那么，副井井筒表土層采用凍結(jié)法施工，表土層、基巖段均采用噴射混凝土支護，支護厚度為1000mm。選取。㈢風(fēng)井在方案一、采用東風(fēng)井、西風(fēng)井。東風(fēng)井用于東翼回風(fēng)，西風(fēng)井專用于西翼回風(fēng)。計算如下：⑴風(fēng)量計算：根據(jù)《采礦工程設(shè)計手冊》中要求，按以下要求分別計算，并且取其中的最大值。①按井下同時工作的最多人數(shù)計算：Q=4NK（式2——9）式中：Q——礦井總供風(fēng)量，；N——井下同時工作的最多人數(shù)，人；K——礦井通風(fēng)系數(shù)，包括內(nèi)部漏風(fēng)和分配不均等因素。采用壓入式或中央并列式通風(fēng)時，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通風(fēng)時，可取1.15～1.20；采用對角式或分區(qū)式通風(fēng)時，可取1.10～1.15。上述備用系數(shù)，在礦井年產(chǎn)量T=90X10X104t/a時取最小值；T<90X10X104t/a時取最大值。Q=4NK=2120m3/min（式2——②按采煤、掘進、硐室等處實際需風(fēng)量計算：Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）（式2——11）——采煤工作面實際需風(fēng)量總和，；——掘進工作面實際需要風(fēng)量總和，；——獨立通風(fēng)硐室實際需要風(fēng)量總和，；——除采、掘、硐室實際需要風(fēng)量總和，；K——同前。③按溫度計算；Q=60（式2——12）式中：——工作面適宜風(fēng)速；——回采工作面平均有效斷面；——各種面長度系數(shù)；Q=60X1.3X10X1.35=1053④按瓦斯涌出量計算；Q采=100X（式2——13）式中：——采煤工作面需風(fēng)量，；——采煤工作面絕對瓦斯涌出量，；——工作面瓦斯涌出量不均勻的備用系數(shù)；機采取1.2～1.6。Q采東=100X5.8(2.4X104/300X24X60)X65%X1.5=3141.67；Q采西=3141.6⑤按掘進面風(fēng)量計算：=100（式2——14）式中：——掘進各種面實際需風(fēng)量，；——掘進工作面平均絕對瓦斯涌出量，；——掘進工作面瓦斯涌出量不均勻系數(shù)，機采工作面取1.5～2.0。1=100X2.56X1.7=435.2；2=100X2.37X1.7=402.9；采掘比為1：3=1X3+2X2X3=3723；⑵硐室風(fēng)量各個獨立通風(fēng)硐室的供應(yīng)風(fēng)量，應(yīng)該根據(jù)不同類型的硐室分別進行計算；①井下爆破材料庫：Q硐=4V/60（式2——15）一般大型礦井爆破材料庫供風(fēng)量為100～150；中小型礦井爆破材料庫供風(fēng)量為60～100。②充電硐室：Q硐室=200X（式2——16）式中：——充電硐室在充電時產(chǎn)生的氫氣，；通常機電硐室供風(fēng)量不小于100。③其他風(fēng)量Q它=146.3所以，礦井的總風(fēng)量（當(dāng)采用混合式通風(fēng)是，通風(fēng)阻力系數(shù)Km=1.15）：Q=11300=188。風(fēng)井井筒斷面的確定：風(fēng)井井筒斷面尺寸主要根據(jù)所需通過的風(fēng)量來確定。=Q/V（式2——17）式中：——風(fēng)井有效斷面積；V——允許最大風(fēng)速，設(shè)普通梯子間的風(fēng)井V≤8m/s；不設(shè)梯子間又無提升設(shè)備的風(fēng)井V≤15m/sS=-A（式2——18）式中：S——井筒凈斷面積；A——梯子間所占面積；目前一般取A=2.0～2.5；那么，D東=7m，D西=7m。風(fēng)井?dāng)嗝娌贾萌缦拢簣D2-10風(fēng)井?dāng)嗝媸疽鈭D（2）井底車場⑴井底車場形式的選擇初步設(shè)計已確定井底車場為折返式車場，東西兩翼軌道大巷來車均經(jīng)主石門進入井底車場，東西兩翼皮帶大巷來煤均經(jīng)中央煤倉，有斜石門運至井底煤倉。⑵車場巷道斷面及支護形式主要依據(jù)井底車場所通過的風(fēng)量，運輸設(shè)備對外形尺寸和管道線路布置的要求以及圍巖狀態(tài)來確定。根據(jù)本礦井總的開拓部署,煤流運輸全部采用膠帶輸送機運輸,由東、西、兩翼煤巷來煤。根據(jù)煤層賦存特點,為了使巷道和硐室不互相交叉,主井系統(tǒng)采用半抬高形式,裝載皮帶巷與副井車場(系統(tǒng))同在一水平,兩翼膠帶機頭硐室抬高25ｍ,箕斗撒煤和副井共用一條斜巷進行清理。本礦井輔助運輸采用大型有軌平板車,大型有軌平板車比較安全可靠;清理箕斗撒煤和膠帶機頭設(shè)備的更換還是有軌的。設(shè)備、材料運輸，由地面裝到有軌平板車上,推進副井大罐籠,降至井底,將平板車推出,經(jīng)副井材料車線,運到往工作地點。下面是井底車場的示意圖。圖2-14井底車場硐室布置示意圖㈦井底車場主要硐室⑴主井系統(tǒng)①上倉皮帶：井下兩翼采出的煤炭，分別經(jīng)東、西兩皮帶機運輸大巷及石門，送入北，南兩個煤倉。皮帶機巷道底板高出井底車場巷道底板10m，皮帶機巷與車場巷道有斜巷相通，巷道內(nèi)設(shè)有安裝及檢修軌道，另外設(shè)有皮帶機專用變電硐室。②煤倉：大巷采用皮帶機運煤的礦井，井底煤倉與運輸?shù)南鄬ξ恢脩?yīng)該經(jīng)過技術(shù)比較后確定，在條件適宜時，應(yīng)采用上水平裝載方式布置。布置兩個以上的井底煤倉，煤倉間應(yīng)留有巖柱，其大小由煤倉的圍巖性質(zhì)決定，但是其凈巖柱不應(yīng)小于其中一個最大煤倉掘進直徑的2倍。車場內(nèi)設(shè)有北、南兩個煤倉。煤倉有滿，空載信號裝置，煤倉的示意圖如下：1.井筒中心線（主井）；2.箕斗裝載硐室；3.煤倉；4.翻車機硐室；5.裝載輸送機巷；6.裝載膠帶機頭硐室；7.給煤機硐室；圖2-15井底煤倉示意圖垂直圓形煤倉下口收口角為55°～60°，有條件時煤倉收口可采用雙曲線；斜煤倉傾角不應(yīng)小于60°。斜煤倉采用耐磨材料鋪底。煤倉必須有防止人員，物料墜入和煤，矸石堵塞的措施。嚴禁煤倉做流水道；煤倉內(nèi)有淋水時，必須采取封堵疏干措施。沒有得到妥善處理不得使用。③箕斗裝載硐室：南煤倉設(shè)有一個箕斗裝載硐室，硐室內(nèi)設(shè)有二套定量裝載裝備，將煤分別裝入二套箕斗，提升至地面。⑴副井系統(tǒng)①副井井筒與井底車場連接部分：連接部分硐室內(nèi)鋪設(shè)軌道與井筒提升罐籠相對應(yīng)，分別由搖臺相接。馬頭門處巷道凈寬6.8m，進凈高8.6m，設(shè)有上層行人平臺，可滿足雙層同時上下人員。斷面形式采用六心圓拱，鋼筋混凝土結(jié)構(gòu)。②主排水硐室：根據(jù)地質(zhì)報告礦井最大突水量為976?？紤]到井筒淋水、防火灌漿、消防灑水及采空區(qū)漏水等因素，則分別設(shè)有中央水泵房、管子道及水倉。③中央變電所中央變電所內(nèi)設(shè)有高壓柜、低壓開關(guān)柜等電氣設(shè)備。硐室凈寬5.5m，鋼筋混凝土結(jié)構(gòu)，半圓拱斷面。④水倉水倉容量是按礦井正常的涌水量計算《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定當(dāng)?shù)V井正常的涌水量在1000m3/h及其以下時主要水倉有效容積能容納8h（3）主要開拓巷道㈠巷道形式：東西運輸大巷為巖巷，東西軌道大巷、東運輸斜巷、東回風(fēng)斜巷為巖巷；西運輸大巷為巖巷，西軌道大巷、西進風(fēng)大巷為巖巷，軌道上山、運輸上山、西回風(fēng)上山、運輸平巷、回風(fēng)平巷為煤巷，西回風(fēng)大巷為巖巷。㈡巷道斷面及尺寸：根據(jù)已經(jīng)計算出來的風(fēng)量Q=98m3/s，而風(fēng)速則根據(jù)《采礦設(shè)計手冊》的相關(guān)規(guī)定，而當(dāng)采用混合式通風(fēng)是，通風(fēng)阻力系數(shù)Km=1.15各種巷道和采煤工作面適宜風(fēng)速表2-10巷道風(fēng)速一覽表序號巷道名稱風(fēng)速（m/s）1運輸大巷、運輸石門、井底車場4.5～5.02回風(fēng)大巷、回風(fēng)石門5.5～6.53采區(qū)進風(fēng)巷、進風(fēng)上山3.5～4.54采區(qū)回風(fēng)巷、回風(fēng)上山4.5～5.55采區(qū)運輸大巷、皮帶機大巷3.0～3.56采煤工作面1.5～2.57掘進中的巖巷0.15～4當(dāng)風(fēng)量分配到各用風(fēng)地點，應(yīng)該結(jié)合運輸條件選用經(jīng)濟合理的巷道斷面，防止風(fēng)速過大或過小，盡量使各條巷道風(fēng)速屬于適宜風(fēng)速的范圍內(nèi)，也必須滿足《煤礦安全規(guī)程》對風(fēng)速的要求。表2-11巷道風(fēng)速一覽表巷道名稱允許風(fēng)速（m/s）無提升設(shè)備的風(fēng)井—15風(fēng)橋—10升降人員和物料的井筒—8專為升降人員的井筒—12主要進回風(fēng)巷道—8架線機車巷道1.08運輸巷道，采區(qū)進回風(fēng)巷0.256掘進中的巖巷0.154其他行人巷道0.154根據(jù)風(fēng)速對各個巷道斷面的大小進行驗算如下：⑴東翼采區(qū)運輸平巷、回風(fēng)平巷斷面：取15東回風(fēng)上山斷面：取20軌道上山斷面：取18運輸上山斷面：取18東軌道大巷斷面：取20東運輸大巷斷面：取15⑵西翼采區(qū)運輸平巷、回風(fēng)平巷斷面：取15西回風(fēng)上山斷面：取20軌道上山斷面：取18運輸上山斷面：取18西軌道大巷斷面：取20西運輸大巷斷面：取15本礦部分大巷斷面如下圖（比例為1：50）：圖2-16軌道大巷示意圖圖2-17軌道大巷示意圖圖2-18運輸大巷示意圖圖2-19運輸大巷示意圖圖2-20軌道上山示意圖圖2-21運輸斜巷示意圖圖2-22平巷巷道示意圖圖2-23回風(fēng)大巷示意圖對巷道斷面尺寸《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定如下：⑴主要運輸巷道和主要回風(fēng)的凈高，自軌道面起不得低于2m；⑵采區(qū)（包括盤區(qū)）內(nèi)的上山、下山和平巷的凈高不得低于2m。薄煤層內(nèi)的不得底于1.8m；⑶電機車架空線和巷道頂或棚梁之間的距離不得小于0.2m，懸吊絕緣線距電機車架空線的距離每側(cè)不得小于0.25m；⑷運輸巷道兩側(cè)（包括管線、電纜等）與運輸設(shè)備最突出的部分之間的距離應(yīng)該符合下列規(guī)定：新建礦井，生產(chǎn)礦井新掘進運輸巷的一側(cè)，從巷道碴面起1.6m高度內(nèi)必須留有0.8m寬（綜合機械化采煤礦井為1m）以上的人行道，管道吊掛高度不得低于1.8m；巷道另一側(cè)的寬度不得小于0.3m（綜合機械化采煤礦井為0.5m）。巷道內(nèi)按設(shè)輸送機時，輸送機與一側(cè)的距離不得小于0.5m；輸送機機頭與機尾處與巷幫支護的距離應(yīng)該滿足設(shè)備檢查和維護的需要，并不得小于0.7m。巷道內(nèi)移動變電站或平板車上的綜采設(shè)備最突出的部分與巷幫支護的間距不得小于0.3m。生產(chǎn)礦井的已經(jīng)有的巷道人行道的寬度不符合上述要求時，必須在航道的一側(cè)設(shè)置躲避硐室。兩個躲避硐室之間的距離，不得超過40m，躲避硐室的寬度不得小于1.2m，深度不得小于0.7m，高度不得小于1.8；躲避硐室內(nèi)嚴禁堆積雜物。在人車停車點的巷道上下側(cè)，從巷道喳面起1.6的高度內(nèi)，必須有1.0m的寬度的人行道，管道吊掛高度不得低于1.8m。⑸在雙軌運輸巷中，兩列列車最突出的部分的距離，對開時不得許、小于0.2m。采區(qū)轉(zhuǎn)載點不得小于0.7m；礦車摘掛鉤地點不得小于1.0m。⑹如果電纜和壓風(fēng)管、供水管在巷道同一側(cè)敷設(shè)時，必須敷設(shè)在管子的上方，并保持0.3m以上的距離。在有瓦斯抽放管道的巷道內(nèi)，電纜（包括通信、信號電纜）必須與瓦斯抽放管路分掛在巷道兩側(cè)。⑺進、回風(fēng)井，風(fēng)硐主要進、回風(fēng)巷道的風(fēng)速應(yīng)該小于國家現(xiàn)行的標(biāo)準(zhǔn)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的風(fēng)速。抽放瓦斯專用巷道的風(fēng)速不應(yīng)該小于0.5m/s.㈣巷道斷面形狀主要巷道采用半圓拱斷面，采區(qū)巷道可以選用半圓拱斷面、矩形斷面、梯形斷面。斷面的選擇因素有如下：⑴巷道所處的位置及圍巖的物理力學(xué)性質(zhì)，礦山壓力的大小及作用方向；⑵巷道的服務(wù)年限、用途；⑶巷道的支護方式和支護材料；⑷施工技術(shù)及其裝備的情況；⑸鄰近礦井同類巷道的斷面形狀及其維護情況等。本設(shè)計中對大巷，石門，采區(qū)上山及車場斷面采用半園拱斷面；而采區(qū)巷道斷面則采用矩形斷面。根據(jù)《采礦設(shè)計手冊》中的相關(guān)規(guī)定，半園拱斷面和矩形斷面巷道使用條件如下表：表2-12半園拱斷面和矩形斷面巷道使用條件表斷面形狀適用條件半園拱斷面目前開拓、準(zhǔn)備巷道和硐室普遍采用的斷面形狀。一般多用在頂壓大，側(cè)壓小，無底鼓的條件下使用。矩形斷面斷面利用率較高，一般多用于頂壓小，側(cè)壓也較小，無底鼓、維護時間不長的回采巷道。㈤巷道支護根據(jù)巷道服務(wù)年限和用途以及巷道所處巖層的巖性和動壓大小等因素，并參照目前類似條件下的支護方式和淮南礦區(qū)近年來的巷道支護經(jīng)驗。井巷支護設(shè)計廣泛采用錨噴支護、錨網(wǎng)支護及錨索支護方式,不僅降低了井巷工程費,加快井巷施工進度,且有利于高產(chǎn)高效工作面的開采。除井筒及井底車場主要硐室外,全部采用錨噴或錨網(wǎng)支護方式,大巷及采區(qū)巷道采用半園拱斷面,錨網(wǎng)噴支護。由于煤層埋藏較深、地壓大,回采平巷沿底板布置,頂板為煤層,為配合綜合掘進機的快速掘進,設(shè)計采用矩形斷面,支護形式由12#礦用工字鋼對棚支護改為錨網(wǎng)鋼筋梯支護,其中鋼筋梯的作用主要是護頂和承托,利用鋼筋梯使鋼絲網(wǎng)在錨桿的作用下連成一體。這種支護方式有利于發(fā)揮錨固平衡拱的作用,尤其對松軟圍巖支護效果更佳。其中對個別地段采用如下支護方式：⑴對砂巖地段，且動壓很小的巷道，選擇錨噴支護。對巷道所處巖性較差或軟巖地段，選擇錨噴、掛網(wǎng)加U型鋼復(fù)合支護。對巷道過斷層破碎帶，石門遇煤層或所處地壓較大時，除選擇錨噴、掛網(wǎng)加U型鋼復(fù)合支護，還須封底支護。⑵對井下一般硐室，采用錨噴加砼砌碹支護。對主要硐室，采用錨噴加鋼筋砼砌碹支護。2.2.4㈠主井提升本礦井井型為4.0Mt/a；生產(chǎn)一水平為-700m，二水平為-900m；年工作日為330天，每天三班工作兩班提煤（16小時）產(chǎn)量不均衡系數(shù)為1.15。采用塔式提升，提升機選用JKMD-4.5/4（Ⅲ），其最大靜張力為900KM、最大靜張力差為220KM。根據(jù)本礦的特點，在定子側(cè)采用交-交變頻電路，正、逆3相全控橋反并聯(lián)，無環(huán)流或可控小環(huán)流換向。在轉(zhuǎn)子側(cè)采用6脈動可控整流電路。提升控制和井上、下自動裝卸系統(tǒng)均應(yīng)具有自動、手動兩種操作方法。主井提升機電控系統(tǒng)所需要的高、低壓電源均引自主井井塔變電所。㈡副井提升副井擔(dān)負礦井升降人員和材料設(shè)備以及矸石等輔助作業(yè)任務(wù)。本礦井的矸石量為6.0X105/a。本礦采用塔式提升，提升容器為3.0t礦車雙層兩車多繩雙罐籠，每罐載76人，罐籠自重12.16t/只，提升機為。采煤方法及采區(qū)巷道布置3.1煤層的地質(zhì)特征采區(qū)地質(zhì)構(gòu)造本井田位于謝橋向斜北翼，呈單斜構(gòu)造。煤層走向北70°～80°，一般傾角為8°～15°，產(chǎn)狀平直、穩(wěn)定。區(qū)內(nèi)斷層對煤層的破壞程度較小，大斷層均出現(xiàn)在東、西邊界和井田深部。從本礦井?dāng)嗔褬?gòu)造分布的位置來看，幾條主要斷層都處于礦井邊界或其深部位置，而井田內(nèi)斷層比較少，規(guī)模也不大，且多出露在8煤層以下各煤層之淺部，對煤層的破壞比較小。采區(qū)煤層㈠煤層的開采條件本區(qū)8煤層為首采和主采煤層?，F(xiàn)從這層煤的主要特征及其所受構(gòu)造的影響等方面，對其主要開采條件作如下分析：該煤層厚度介于4～7m之間，平均6m，煤層厚度的變異系數(shù)為27%，煤層的可采性指數(shù)為100%。煤厚以4.5-7m的厚度段為主的約占總數(shù)的27%，其次為3.5-4.5m的厚度段，約占總數(shù)的32%。該煤層分布穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)簡單，僅局部遇見一層炭質(zhì)泥巖夾矸，煤層頂板以砂質(zhì)泥巖、泥巖為主，局部為石英砂巖；底板為泥巖、砂質(zhì)泥巖。第一水平內(nèi)見斷層五條，首采區(qū)內(nèi)見斷層三條。這些斷層的出現(xiàn)，也僅對工作面的布置具備影響。因此，8㈡層圍巖性質(zhì)本區(qū)大部分可采煤層的頂板以泥巖、砂質(zhì)泥巖為主，局部可見粉砂巖和細砂巖，其中主采煤層直接頂板的條件比較好，容易規(guī)律和維護，但1、8煤層部分老頂為石英巖，堅硬致密，因此，對這兩層煤進行冒落發(fā)開采，則其放頂將有一定困難。此外，在斷層附近有可能出現(xiàn)局部頂板掉塊垮落、煤巷片幫等現(xiàn)象。各煤層的底板絕大數(shù)為泥巖，尚有部分砂質(zhì)泥巖互層分布。由于地下水活動的影響，以及采動破壞礦山壓力的平衡，將有局部底鼓的可能。根據(jù)礦井的開拓部署可以確定8煤層作為首采煤層，故特對這層首采煤層的頂?shù)装鍑鷰r性質(zhì)進行分析。8煤層直接頂板以砂質(zhì)泥巖、泥巖為主，厚6m左右；老頂則以細、中砂巖為主，層位穩(wěn)定，厚度約10m左右，堅硬穩(wěn)定、致密。8煤層頂界面以