采煤毕业设计正版 [1000字]

前言

一：毕业设计的目的和作用

毕业设计是煤矿开采技术专业教学中最关键、最后阶段也是最重要的实践教学性环节，通过毕业设计使我们对煤矿开采专业有了一个比较深刻和清晰的认识。

在设计过程中要求毕业生要独自完成任务，因为它是对本专业所学知识的全面复习和巩固，加深理解所学的专业知识，能综合运用所学的理论知识并系统的熟悉煤矿开采设计、建设、生产以及安全的各个环节和系统的掌握有关知识，为以后从事矿井设计、建设、安全技术工作、技术管理工作及经营管理工作做好准备。

二：设计指导思想

矿井为地方小型煤矿设计充分考虑到小煤矿的特点，本着满足生产，有利安全，初期投资少，见效快的指导思想编制设计文件。对保留的马务煤矿现有生产系统考虑充分合理利用，对新建工程则做到合理规划布署。设计中认真贯彻执行国家有关小煤矿的方针、政策，推广应用先进的技术和经验，全面提高矿井建设的经济效益。煤矿建设成系统简单、机械化程度高、安全保障能力强、高产高效的现代化矿井。

三：设计的基本要求

毕业设计是对三年来大学学习成果的验证，每个人都应该独立自主的完成，以给将来的就业打下坚实的基础，因此每个人都应该积极完成全部教学环节所规定的内容，并认真的结合实际情况及理论知识完成毕业设计。

第一章 矿井概况

第一节 概述

一：矿井地理位?

禹州市诚德矿业有限公司为一整合矿井08年开始生产。煤矿位于河南省禹州市神后镇北部。矿井地理座标为：北纬34°07′55″～34°09′06″，东经113°11′54″～113°14′22″。

二：矿井交通条件

该煤矿区位于禹州市西35km，神后镇北西3km，东距禹州～洛阳沥青公路20km，东南距京广铁路许昌车站约70km，南东距禹郸地方铁路神后站约4km，本矿东部有S236柏油公路通过，有简易公路通往该矿，交通方便。

三：矿井气候条件

据许昌市气象站观测资料，本区四季分明，昼夜温差较大，蒸发量大于降水量，属大陆半干旱季风型气候。年降水量最小为380.6mm,最大为611.4mm,多年平均降水量508.5mm；年蒸发量最小为1519.6mm,最大为2346.4mm,多年平均蒸发量1723.7mm,蒸发量为降水量的3.39倍,冬春二季雨雪少,夏末秋初雨水较多,且多集中在7、8、9三个月。年平均气温13?,气温低达-8?,最高气温为39?,

四：水文地质

该矿井位于风翅山岩溶水弱迳流亚区的最西端。矿井范围无岩溶含水层出露地段，仅在矿区内南边部有二叠系上、下石盒子组煤系地层零星出露，面积约占矿井范围1%，其余均为第四系松散堆积物所覆盖，厚3.80～23.30m，大部分地段第四系厚度＜10m，仅东南部厚度在15m以上。矿井地貌为丘陵、岗坡地形，坡度较大，冲沟发育，地面迳流条件好，不适宜大气降水入渗补给；第四系浅层水仅在矿井东南部有小面积赋存，且水量有限，地下水自西向东迳流，除少量补给基岩含水层外，大部分向东排入李楼河。矿井范围坡度大，泄洪迅速，无洪水淹没记录。

五：矿井地理交通位?附图

第二节 矿井类型及生产能力

矿 井二1煤瓦斯相对涌出量7.7m3/d.t，属低瓦斯矿井，采用并列抽出式通风。

井型、开拓方式及生产能力

矿井开拓方式为斜井单水平分区式开采，该矿井主、付斜井井筒全长840m，坡度18度，主井井筒直径3.8m，井深230m，副井井筒直径2.40m，井深110m。二1煤采用走向长壁式一次采全高采煤方法，

矿井二1煤剩余可采储量：Q采=（Q工－q s）×设计回采率=（1450.2－151.8）×75% =973.8万吨

Z

A?K?973.8.4?60?11.59

Z——尚未动用的可采储量,按本次计算的二1煤保有可采储量为265.8万吨。 A——备用系数，采用1.4

K——按矿井核定生产能力60万吨/年

矿井四2煤剩余可采储量：Q采=（Q工－q s）×设计回采率=（147－26.7）×85%

=102万吨

102?1.21 （年） 矿井四2煤剩余服务年限 T?ZA?K?1.4?60

Z——尚未动用的可采储量,按本次计算的四2煤保有可采储量为102万吨。 A——备用系数，采用1.4

K——按矿井核定生产能力60万吨/年

矿井五4煤剩余可采储量：Q采=（Q工－q s）×设计回采率=（116－17.4）×85%

=83.81万吨

83.81?0.98（年） 矿井五4煤剩余服务年限T?ZA?K?1.4?60

Z——尚未动用的可采储量,按本次计算的五4煤保有可采储量为83.81万吨。 A——备用系数，采用1.4

K——按矿井核定生产能力30万吨/年

第一节 煤层

本矿井含煤地层为石炭～二叠系，含煤岩系分三组十个煤段，即石炭系上统太原组（一

煤段）、二叠系下统山西组（二煤段）与下石盒子组（三、四、五、六煤段）、二叠系上统上石盒子组（七、八、九煤段），含煤地层总厚度709.77m，共含煤76层，煤层总厚度11.90m，含煤系数1.68%。其中二叠统山西组和下石盒子组含煤性较好，是本区主要含煤地层，发育可采和局部可采煤层3层（二1煤全区可采、四2煤和五4煤局部可采），可采煤层总厚4.38m，可采系数为0.62%。

二1煤层煤类为贫煤，煤层层位稳定，结构简单，为基本全区可采中厚煤层，厚度变化较大。

本矿井二1煤呈黑、灰黑色，玻璃光泽，条痕为黑褐色，阶梯状，参差状断口，多呈粉状、粒状及鳞片状，偶见块状，真密度1.46t/m3，视密度1.40t/m3。

二1煤原煤灰为 11.63~25.61%，平均19.52%，属中灰煤，平面上浅部为低灰分煤，中深部为中灰分煤。煤硫分含量为0.33~0.44%，平均0.39%，为特低硫煤。原煤磷含量0.010%，属低磷分煤；浮煤磷含量0.009%，属特低磷分煤。煤层水分（Mad）均小于1%，属低水分煤。煤原煤发热量较高，属高热值煤。煤煤尘爆炸性指数为21.14%，火焰长度为50mm，加岩粉量0，具有爆炸性；煤自燃倾向为自燃—容易自燃。

第二节 水文地质条件

一、矿井水文地质特征

该矿井位于风翅山岩溶水弱迳流亚区的最西端。矿井范围无岩溶含水层出露地段，仅在矿区内南边部有二叠系上、下石盒子组煤系地层零星出露，面积约占矿井范围1%，其余均为第四系松散堆积物所覆盖，厚3.80～23.30m，大部分地段第四系厚度＜10m，仅东南部厚度在15m以上。矿井地貌为丘陵、岗坡地形，坡度较大，冲沟发育，地面迳流条件好，不适宜大气降水入渗补给；第四系浅层水仅在矿井东南部有小面积赋存，且水量有限，地下水自西向东迳流，除少量补给基岩含水层外，大部分向东排入李楼河。矿井范围坡度大，泄洪迅速，无洪水淹没记录。

二、矿井水文地质边界条件

矿井西北部以下白玉正断层为边界，属阻水边界；西南及东南部以东祖师庙正断层为边界，该断层最大落差约800m，造成矿井范围二1煤层与断层下盘寒武系岩溶含水层对接，该边界属于进水边界；矿井西北部为二1煤层隐伏露头区，上覆有厚度＜10m的第四系堆积物，属于一自然补给边界，补给强度受季节性控制。

三、矿井含水层和隔水层特征

矿区仅有揭露第四系、二叠系下石盒子组及其以下地层至寒武系上统的钻孔，对其间所

赋存的主要含水层（组）与隔水层共有十层组，依自老而新的顺序分述如下。

（1）寒武系上统白云质灰岩岩溶含水层

主要指上寒武统凤山组白云质灰岩含水层，平均厚度约72m，含水层岩溶裂隙不很发育。矿井范围11孔揭露该含水层，最大揭露厚度61.85m(观1孔)，其余钻孔揭露厚度均不足10m。据邻区0801孔抽水资料（上世纪六十年代资料）：水位标高+234.08m，单位涌水量

0.0101L/s〃m，渗透系数0.0206m/d，水温26?，水化学类型为HCO3—Ca〃Mg型水，矿化度0.333g/L，PH值7.7。另据矿井观1孔2007年底观测资料：水位标高+203.00m，水质属SO4〃HCO3—Ca〃Mg型水，矿化度0.936g/L，PH值为7.61。

据区域资料，含水层属强富水岩溶含水层，但是矿井范围卡斯特岩溶现象不发育，仅见到溶蚀裂隙，且不均一，地表无出露，补给条件不良，含水层富水性中等偏弱，为二1煤层底板充水的间接含水层。

（2）上石炭统本溪组铝土质泥岩隔水层

由一套铝土质泥岩、铝土岩等组合而成，厚度1.84～13.75m，平均厚8.22m；本隔水层虽然区域上稳定，岩性隔水效果良好，但因其厚度变化太大，其局部厚度较薄、构造裂隙发育地段可能不具隔水作用，造成其上、下含水层间产生一定水力联系。

（3）太原组下段灰岩岩溶裂隙含水组

由L1～L4四层生物屑灰岩组成；其中L1与L2灰岩多合并为一层，矿井共有10孔揭露该含水层，含水层累厚6.15～23.86m，平均16.08m；含水层含有较多燧石结核，具碎裂结构和炭质缝合线，局部裂隙发育，裂面含方解石脉。据0581孔抽水资料：水位标高+244.44m，单位涌水量0.000658L/s〃m，渗透系数0.00192m/d。

含水层在矿井范围无出露，补给条件较差，属于岩溶裂隙承压水，富水性弱，但不均一，为二1煤层底板充水的间接含水层。

（4）太原组中段砂、泥岩隔水层

由泥岩、砂质泥岩、细、中粒砂岩、薄煤层等组成，局部夹1～2层薄层灰岩透镜体。据11孔揭露隔水段，累厚13.40～44.88m；平均厚20.37m，隔水段厚度较大，岩层强度高，正常情况下可以隔断太原组上、下含水组间的水力联系。

（5）太原组上段灰岩岩溶裂隙含水组

含水层共含L7～L11五层灰岩，其中较发育稳定的仅L7～L9三层灰岩，L10、L11灰岩多相变为泥质岩，可视为隔水层。据14个钻孔揭露，含水层累厚7.60～22.26m，平均厚15.03m；含水层含较多燧石结核或团块，具碎裂结构，裂面含较多粗细不均杂乱的方解石脉，局部岩心较破碎，裂缝中可见到5mm左右的方解石晶体；0597孔揭露L9灰岩后一直严重漏水，消

耗量＞12m3/h；0581孔抽水资料：水位标高+252.33m，单位涌水量0.00151L/s〃m，渗透系数0.0083m/d，水化学类型为HCO3—Ca〃Na水，矿化度0.374g/L，PH值为7.7。

含水层富水性较弱，但不均一；地下水主要赋存于含水层构造裂隙中，迳流条件弱，以静储量为主，易被疏干；含水组为二1煤底板充水的直接含水层。

（6）二1煤层底板隔水层

隔水段自二1煤底至L9灰岩顶板，由一套泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩等组合而成，而以泥质岩为主；据16孔揭露，隔水段厚4.70～19.50m，平均10.76m。隔水段厚度变化很大，大部分地段（厚度＜10m）在二1煤采掘中会对隔水层造成挠动破坏，形成导水裂隙，起不到良好隔水作用。

（7）二1煤层顶板砂岩裂隙含水组

含水层为二1煤层顶板至山西组顶部小紫泥岩段间细、中粒砂岩，一般有2～5层，最多产出9层，累厚5.50～55.08m，平均32.03m；含水层局部裂隙较发育，其构造裂隙带为地下水的主要赋存空间。据0576孔抽水资料：水位标高+245.20m，单位涌水量0.0198L/s〃m，渗透系数0.0312m/d，井下巷道突3点，涌水量5～6m3/h，水质为HCO3〃SO4—K+Na型水，矿化度1.01g/L，PH值为8.42。含水层富水性较弱，易被疏干，为二1煤层顶板充水的直接含水层。

（10）第四系砂砾石孔隙含水层

矿井范围第四系堆积物不发育，钻孔揭露绝大多数厚度＜20m。其含水层为第四系下部冲洪积之砂砾石或砾石夹砂质粘土层，大部分仅底部一层，厚2.20～14.80m，平均7.47m。孔隙含水层集中分布于矿井中东偏南部地势较低处，其它地段为不含水的砂质粘土（或表土）夹坡积砾石；孔隙含水层富水性弱，属于孔隙潜水（局部出现半承压），常与下伏基岩风化裂隙带构成复合含水组；含水层直接受大气降水补给，自西向东迳流，赋存水量和迳流强度随季节明显变化，其排泄途径为部分被山区居民取用，部分排入李楼河。

四、断层水文地质特征

矿井发育正断层7条，其中落差＞30m的6条，落差＜15m的1条，以下将五条主要断层的水文地质特征简述如下。

下白玉正断层（F1）将禹州西部岩溶水分为富水性截然不同的两个水文地质单元，同时也是本矿井北西部的一条阻水边界。

东祖师庙正断层（F2）倾向北，倾角50—70°，为南盘上升、北盘下降的正断层，落差400—800m，使得矿井外围中、上寒武统岩溶含水层与矿井范围山西组煤系地相对接，构成二1煤层巷道充水的补给边界。

F5正断层倾向NNW，倾角55～75°，落差30～100m，是东祖师庙正断层（F2）的分支断层，破坏了基岩含水层的连续性，虽断层破碎带亦为各含水层提供了垂向水力联系，但是NE向断裂具压扭性质，导水能力较弱，其水力联系程度较弱。

F3正断层倾向N，倾角50～70°，落差10～120m，属东西构造带的张性断裂，其导水能力应比北东向压扭性断层好得多。原边沟煤矿（诚德矿前身）在断层西端+200m水平采面，发生突水事故，最大突水量120m3/h，导致淹井停产；突水点位于断层下盘距断层约30m；突水水源主要为下伏岩溶水，其导水通道为该断层裂隙带。

F6正断层倾向SSW，倾角75°，落差15～50m；断层为北西向构造，经多期活动，推测断裂带张裂隙相对发育，具有一定导水能力。

五、矿井水文地质勘查类型

1、二1煤层矿床水文地质勘查类型

二1煤层顶板砂岩裂隙含水层，富水性弱，单位涌水量＜0.1L/s〃m，向坑道充水多以渗、滴方式，断裂带偶见淋水或小股涌水（一般＜5m3/h）现象，且易被疏干，其涌水量不到矿井排水量的三分之一。二1煤层底板下伏岩溶裂隙含水层，富水性弱，单位涌水量＜0.1L/s〃m；岩溶裂隙水通过二1煤层底板采掘及构造裂隙充入坑道，涌水量多在数十方以上,但衰减速度较快,很快降至三分之一左右；底板岩溶裂隙水充水量超过矿井排水的三分之二。按GB12719—91《矿区水文地质工程地质勘探规范》判定二1煤层属于以底板岩溶裂隙水进水为主水文地质条件简单的矿床,即三类一亚类一型。

目前，该煤矿西部立井采区涌水量40m3/h，斜井东部采区涌水量为65m3/h，矿井总涌水量105m3/h。

2、矿井充水因素分析

（1）充水水源

①大气降水：矿井浅部煤层采掘受大气降水影响较大，雨季（6～9月份）大气降水透过第四系松散层、基岩风化裂隙带及煤层采空区顶板裂隙带充入坑道，使矿井涌水量明显增加。随着采区延深，大气降水对坑道充水的直接影响将逐渐减弱。

②地表水：区内无常年性河流及较大地表水体，仅矿井西北部外围有一小边沟水库（库容＜104m3），位于下白玉断层西部（上盘）三叠系红层出露区，对矿井采煤无影响。

③老窿水：矿井二1、四2、五4煤的浅部煤层多已被采空，形成大面积采空区，同时也蓄积了大量老窿水，这是可以预防的一类充水水源。另外，瞬变电磁探查显示在矿井中部的东、西翼采空区内亦有大面积采巷积水；实际上，在059线以东+45～+70m的采空区内已被煤矿用作了临时水仓。

④地下水：基岩地下水是矿井充水的主要水源，以下对矿井可采煤层二1煤、四2煤和五4煤层坑道的充水方式与充水强度给以定性评述。

二1煤层坑道充水条件分析：二1煤层顶板砂岩裂隙水是其充水的主要水源，由于顶板砂岩含水层富水性弱，且其地下水赋存于构造裂隙中，故以断裂裂隙带相对富水性好一些，在一般裂隙带地下水以外渗、滴水形式充入坑道，当采掘遇破碎的断层裂隙时，会出现淋水情况，甚至发生顶板裂隙涌水，如矿井西采区-27m水平煤巷出现5～6m3/h的涌水量。顶板砂岩裂隙水以静储量为主，易被疏干，一般对矿井生产影响不大。二1煤底板直接充水含水层为太原组上段灰岩岩溶裂隙含水层，地下水向坑道的充水部位多发生在二1煤底板隔水层薄弱地段，岩溶裂隙水沿采掘挠动裂隙上升充入坑道，充水强度随采掘深度增加而增大；在构造裂隙发育地段，二1煤底板充水除C2t上段岩溶裂隙水外，C2t下段及∈3岩溶水亦会突入坑道，涌水量要大得多，甚至造成淹井停产事故，不过二1煤底板的直接及间接充水含水层富水性均不强，以前曾发生过的二次突水事故仅达到中、小级别突水程度。

六、矿井涌水量预算

对于四2与五4煤层矿井的坑道充水，主要来自顶板砂岩裂隙水，其含水层的富水性很弱，仅在构造裂隙带赋存少量静储量水，易被疏干，一般不会对矿井正常生产造成较大影响；矿井的正常涌水量一般为10～20m3/h，最大涌水量约30m3/h。本次仅对二1煤层矿井涌水量进行预算。

本次预算的矿井二1煤正常涌水量145m3/h，最大涌水量261m3/h，矿井排水现状 该煤矿开采二1煤层现有两套排水系统，矿井充水分东、西二个采区分别排放。

（1）东采区斜井排水系统

现水仓为付斜井底东部岩巷200m处建一挡水墙，墙体东部的废弃采巷改为水仓，标高65m，容积约1000m3，安装二台6时泵（一备一用），型号125D～25×8，扬程200m，泵量125m3/h，每天排水11～13小时，平均排水量65m3/h。

（2）西采区立井排水系统

水仓位于原边沟煤矿（本矿前身）主立井底东北50m处的煤巷内，标高+38m，水仓容积＞200m3，安装二台泵（一备一用），型号85D～25×7，杨程170m，泵量85m3/h，每天排水11～12小时，平均排水量40m3/h。

第三节 矿井瓦斯

一、据邻近的大刘山勘查区资料，钻孔中二1煤层取样测试瓦斯煤样，瓦斯成分平均为CH4 52.80%，CO26.47%，瓦斯含量平均CH4 4.20ml/g，CO20.32ml/g。

2007年11月河南省煤田地质一队在0578孔采取二1煤层瓦斯样一个，测得瓦斯成分CO2为19.68%，N2为80.32%，O2含量为20.37%，但因漏气质量不合格。

二、影响瓦斯赋存的地质因素

①煤层埋深对瓦斯赋存的影响：煤层瓦斯含量一般与其埋深呈正相关关系，即随着煤层埋藏深度加深瓦斯含量亦随之增加。

②断层对瓦斯赋存的影响：落差较大的张性断层附近岩石裂隙发育，为煤层瓦斯的逸散提供了通道，因此，一般情况下瓦斯含量较低。

③其它地质条件变化对瓦斯赋存的影响：由于地质条件的变化，可引起煤层瓦斯的不均衡赋存。如地层产状转折地段、煤厚变化地段，断层尖灭端及其它地应力集中部位，是瓦斯积聚的场所。

第二章 采区地质概况

第一节 采区位?及开采范围

一：采区位?及开采范围

12采区位于+45水平，东为F21断层，南邻东翼轨道巷，西邻主井保安煤柱，北至F3断层，上限标高+91m，下限标高+40m，地面标高+276m，走向长263m，倾向长481m，面积88504.3m。 二：采区地表地形地貌

12采区所对应的地表为丘陵地貌，绿色植被，地势相对平坦、无基岩出露，地面标高为+276m,无大的水系和地面积水，仅在采区西南部有一季节性水塘。将来开采后引起地表下沉，地表变形较大。

第二节 采区地质情况

一：该采区内先后经中南126队、中国科学院地质与地球物理研究所进行地质钻探及物探测量工作，共完成钻孔1个，地面瞬变电磁勘探测线1条。并做了对区内基本构造形态和煤层赋存条件进行了初步控制，勘探程度为详查以上程度。

二：采区地层及标志

区内地层由老到新依次发育有寒武系上统崮山组、长山组、凤山组；石炭系上统本溪组、太原组；二叠系下统山西组和下石盒子组、上统上石盒子组和石千峰组及新生界第四系。其中石炭～二叠系为主要含煤地层。现分述如下：

1：寒武系上统（∈3）

2

主要为浅灰～灰白色白云质灰岩，划分为崮山组、长山组、凤山组，出露于矿井东南缘。

1）崮山组（∈3g）

该组厚度约125.40m，与下伏地层呈整合接触。岩性为浅灰～灰白色白云质灰岩，显晶质，巨厚层状，夹鲕状白云岩及泥质白云岩或白云质灰岩。

2）长山组（∈3ch）

该组厚45.70m，与下伏崮山组地层整合接触。为浅黄色薄层状泥质灰岩间夹薄层白云质灰岩，局部为黄绿色含钙质泥岩，含三叶虫化石。

3）凤山组（∈3f）

该组地层厚72.10m，与下伏长山组地层整合接触。为浅黄色薄～中厚层状白云质灰岩夹白云岩，以含灰白色隧石团块及不规则燧石条带为主要特征。为含煤地层沉积基底。

2：石炭系

1）上统本溪组（C2b）

该组厚度为1.74～12.75m，平均厚度8.50m。与下伏寒武系上统凤山组组呈平行不整合接触。岩性以浅灰色铝土质泥岩为主，局部为铝土岩。铝土质泥岩具鲕状结构，含黄铁矿结核及晶体、局部夹灰色泥岩。

2）上统太原组（C2t）

本组地层厚度106.05～125.12m，平均厚度59.2m。与下伏本溪组呈整合接触关系。岩性由灰～深灰色、灰黑色的泥岩、砂质泥岩、砂岩、石灰岩和煤层交互组成。为一典型的海陆交互相沉积，一般含7～9层石灰岩（即L1～L9）。其中L8、L2石灰岩全区发育，层位稳定，为井田内主要标志层。本组含煤8层（14个分层），即一1 ～一8煤。其中一1 煤、一2煤、一4煤为全区发育，基本全区可采和大部可采煤层。余者均不可采。根据岩性组合特征分为上、中、下三段：

①下部灰岩段：从一1 煤层底板泥岩到L4灰岩顶面，平均厚16.08m。主要以灰～深灰色石灰岩为主，夹灰黑色泥岩、砂质泥岩及中细粒砂岩和煤层。该段含石灰岩3～4层（即L1、L2、L3、L4）。除L1、 L2灰岩常合并为一层，其余3层灰岩均全区发育，厚度较稳定，一4煤之直接顶板L4石灰岩厚度较大，含煤3—4层，一4煤局部可采，其它煤层不可采，灰岩中含蜓类等化石。

②中部砂泥岩段：从L4灰岩顶面至L7灰岩底面，平均厚20.25m。以灰～深灰色中细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩为主，局部夹不稳定薄层石灰岩2层（L5、L6）。含煤2—3层（一5—一7煤），均不可采。产植物化石。

③上部灰岩段：从L7灰岩底面至L11 灰岩顶面，平均厚24.6m。主要有全区发育的（L7、

L8、L9）石灰岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成，灰岩中含珊瑚、海百合茎等化石；顶部部为灰～深灰色泥岩及砂质泥岩，局部夹石灰岩薄层（L10）。L11石灰岩多为菱铁质泥岩所取代，偶含煤2薄层（一8、一10煤），均不可采。

3：二叠系（P）

下界起于太原组顶部菱铁质泥岩或L11石灰岩顶。根据古生物化石组合规律及岩性特征，自下而上划分为下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组、石千峰组。各组之间以及和下伏太原组之间均为整合接触。其中山西组和下石盒子组为主要含煤地层。根据沉积旋回、煤岩层特征及其组合规律划分为九个煤段，其中山西组为二煤段，下石盒子组划分为三～六煤段，上石盒子组划分为七～九煤段。

下界起于砂锅窑砂岩（SS）底界面，上界止于田家沟砂岩（St）底面，与下伏山西组呈整合接触，平均厚304.54m。据其岩性特征自下而上可分为三煤段、四煤段、五煤段和六煤段。

第三节 煤层

二1赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩75m、距四2煤178m，下距L9石灰岩12m。煤层顶板多为厚层状细—中粒砂岩（大占砂岩），局部为泥岩或砂质泥岩；底板多为砂质泥岩、粉砂岩。煤层层位全区稳定，对比可靠。

该区域为二1煤层复采区，采动前钻孔资料显示煤层厚度0～8m，平均2.0m，煤层偶含1—2层夹矸，夹矸厚度0.28—0.47m，结构简单，为局部可采中厚煤层，煤层对比较可靠。

二1煤层煤类为贫煤，煤层层位稳定，结构简单，为基本全区可采中厚煤层，厚度变化较大。根据《矿井地质规程》矿井地质条件分类中煤层稳定性的评价标准，主要评价指标—煤厚变异系数（γ）＞65%，应属极不稳定煤层；辅助指标—可采性指数（km）0.95—0.80，属较稳定煤层。综合两因素，矿井二1煤层为基本全区可采较稳定—不稳定型中厚煤层。

第四节 煤层顶底板及煤质

一：煤质

宏观煤岩以亮煤和半亮煤为主，半暗煤及暗煤次之，宏观煤岩类型属半亮型煤，局部呈光亮型和半暗型。煤层原生结构大部分因构造作用而破坏，裂隙面纵横交错。 二：煤层顶底板

二1煤层顶、底板

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（1）顶板：直接顶板以砂质泥岩，粉砂岩为主，厚度一般0.1～2m，RQD值在0～85.2%；泥岩顶板次之，厚度一般0～0.5m；老顶以中粒大占砂岩为主，厚度0～12.33m，一般在2m以上，抗压强度34.7～58.0MPa，RQD值在50～91.4%。

（2）底板：直接底板主要为碳质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，厚度3～8m，一般6m左右，岩石致密，抗拉强度0.67～2.80MPa，RQD值在26～94.4%。

顶底板强度及稳定性较差，在采掘过程中需加强对工作面顶底板的管理。

第五节 地质构造

F3正断层位于矿井北部，南端交于下白玉正断层（F1），东端交于东祖师庙正断层（F2），延展长度约3.00km。断层走向近东西，倾向北，倾角50—70°，为南盘上升、北盘下降的正断层，落差10—120m，变化较大，总体东部大，往西逐渐减小。该断层由0577、0582、0585孔穿见控制，二1煤层均被断失。0577孔221.88m穿见厚9.36m的断层破碎带，见山西组下部大占砂岩与寒武系凤山组白云质灰岩接触，断距约120m。0585孔209.77m岩心破碎，山西组下部大占砂岩与石炭系太原组顶部相接，断失二1煤层，断距约15m。0582孔181.31m岩心破碎，见山西组下部大占砂岩与底部地层接触，断失二1煤层，断距约10m；下部发育的分支断层断失太原组中部地层，断距约20m。本矿井二1煤层井下东西采区、斜井巷道均揭露了本断层。断层依据充分，控制程度可靠，已查明。 12采区主要断层一览表 表一

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第六节 水文地质

一、含水层特征

12采区主要受二1煤层下部灰岩含水层和顶板砂岩裂隙含水层影响。

12采区煤层顶板岩性较为简单，主要由碳质泥岩、中粒砂岩组成，含水层为二1煤层顶板至山西组顶部小紫泥岩段间细、中粒砂岩，一般有2～5层，最多产出9层，累厚5.50～55.08m，平均32.03m；含水层局部裂隙较发育，其构造裂隙带为地下水的主要赋存空间。水质为HCO3〃SO4—K+Na型水，矿化度1.01g/L，PH值为8.42。含水层富水性较弱，易被疏干，为二1煤层顶板充水的直接含水层

含水层富水性较弱，但不均一；地下水主要赋存于含水层构造裂隙中，迳流条件弱，以静储量为主，易被疏干；含水组为二1煤底板充水的直接含水层。

含水层在矿井范围无出露，补给条件较差，属于岩溶裂隙承压水，富水性弱，但不均一，为二1煤层底板充水的间接含水层。

二、充水条件分析： 充水因素： （1）含水层：

①二1煤顶板砂岩裂隙含水层：以滴淋水形成进入矿坑，形成正常涌水量。

②二1煤底板太原组灰岩岩溶含水层：沿断层带附近或煤层底板隔水层薄弱处导入，形成突水。

③断层破碎带：大中型断层带内裂隙发育富水，采掘揭露或小型构造导通，造成突水。特别值得注意的是边界断层≥15m的断层F3、F4。当在其附近开采时应多加注意，必要时应留足防水煤柱，以防浅层地下水沿此断裂进入矿井。

（2）通道：

①构造：包括断层带和煤层顶底板原位破裂带，受采动影响，深部在高压水作用下形成突水通道。

②采动后导水裂隙带：边界正向断层附近，岩柱较小，采动后导入裂隙发展至含水层，

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形成涌水通道。

③井巷通过中小型构造时，直接揭露含水层涌水。

第七节 影响回采的其他因素

一、瓦斯地质

12采区，标高在+40m～+91m之间。12采区为二1煤层复采区煤层赋存比较复杂，由于地质条件的变化，可引起煤层瓦斯的不均衡赋存。如老空区通风不良处是瓦斯积聚的场所。

二、煤尘爆炸性

2007年煤矿补勘0578孔二1煤层煤尘爆炸性试验火焰长度为50mm，加岩粉量45%，有煤尘爆炸性。根据2004年7月边沟矿井鉴定结果，二1煤煤尘爆炸性指数为21.14%，火焰长度为50mm，加岩粉量0，具有爆炸性。详见下表。

煤尘爆炸性鉴定结果表

三、煤的自燃倾向性

依据勘探和煤样化验鉴定结果，按同一煤层的还原样着火点温度与氧化样着火点温度之差（△T）进行煤的自燃倾向等级分类判断。二1煤层自燃倾向性等级为Ⅱ类，为自燃，矿井二1煤自燃倾向为自燃—容易自燃，见附表。

自燃倾向等级鉴定结果表

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四、地 温

矿井内无钻孔测温资料，本次地温评价借用禹州矿区的区域资料：恒温带深度25m和温度17.2?，平均地温梯度为2.64?/100m，为正常地温区。

本采区为二1煤层复采区，区内个别地段通风不畅，造成局部温度异常，应加强通风管理及实时监测。

第八节 采区煤炭储量

资源储量计算方法、参数、采用的工业指标

采用地质块段法在各煤层底板等高线平面图上求取有关储量计算参数（面积、煤厚、倾角）。利用下列公式计算储量。

Q=S/cosα*M*D 式中：

Q：工作面储量（吨） S：工作面平面积（m2） α：平均煤层倾角（度）

参数确定

(1) 平面积的确定：各煤层底板等高线平面图经井下测图后，利用CAXA绘图系统软件对图纸进行编辑，由计算机求取各地质块段的平面积。

(2) 视密度的确定： 根据钻孔煤芯煤样的取样测试结果，生产区二1层视密度为1.40吨/米3。

(3) 煤层倾角的确定：用图解法在工作面内不同地段求取煤层倾角，然后取其平均值作为该工作面煤层倾角。

(4) 煤层采用厚度的确定：工作面煤厚值以矿井掘进过程中探煤厚点的平均值为准。 (5) 最低可采边界线的确定：不可采见煤点与可采见煤点之间的最低可采边界线采用内插法求取。在可采见煤点与沉积无煤点间1/2处确定零边界点，再在零边界与可采点间用内插法求出最低可采点。有采掘工作面的采用其巷道揭露的实际值。

2、根据勘探报告12采区二1煤层面积约为188504.3m2，煤层厚度为0.0～4.5m，视密度 1.40t/

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M：利用纯煤真厚度（m） D：视密度（t/m3）

m3，保有储量64万吨。

第四章 采区方案设计

第一节 采区方案介绍及选择

一：方案介绍

在诚德12采区设计时主要考虑以下几个方面的因素：①保证我矿矿井大区接续；②充分利用原有巷道及现有巷道（副井、回风大巷）；③充分利用现有的运输条件；④合理布?采区开拓准备巷道。

根据采区地质资料及井下现场揭露情况，12采区在老空区中施工，应充分考虑围岩稳定性被破坏，顶板压力较大，煤层稳定性较差；采空区是否存有积水等因素，设计施工2条上山，1条探巷，首先施工一条探巷用来探明老空区中积水情况及煤层赋存状况，一条皮带上山回风、运煤，一条轨道上山进风、进料；一条平巷专用进风，我们提出几种方案，经比较，最后归结为两个方案，现分述如下：

方案一：布?二条上山，一条探巷，一条平巷专用进风。首先在第四联巷内向东施工一条探巷，用于探明采区内老窑积水状况及探明煤层赋存状况，此巷道的一段将来可作为12033工作面的机巷。探巷施工到位后，平行于F7断层的走向左右开口施工采面切眼同时起到进一步探明采区可采范围的作用，施工采面切眼的同时12采区探巷继续向东施工到F7断层保护煤柱设计位?后再左右开口施工采区泄水巷用于排泄断层水。12采区泄水巷施工的同时在东翼皮带巷内J3号测点附近开口施工12采区皮带上山，采区皮带上山沿煤层底板上山施工到位后施工采面风机巷；12采区皮带上山施工的同时在东翼轨道巷内开口施工12采区进风巷，进风巷平巷施工揭煤后以与采区皮带上山相同的方位角调向施工采区轨道上山继而施工采面风巷与采区皮带上山内施工的采面风巷贯通。设计12采区皮带上山、轨道上山沿煤层底板掘进施工，12采区进风巷平巷施工直至揭煤。上述工程结束后，采面生产系统形成。设计开掘工程量3825米，

方案二：设计布?一条探巷、一条专用皮带巷，一条专用轨道上山。首先在第四联巷内向东开口施工一条探巷用于探明采区内老窑积水状况及探明煤层赋存状况，此巷道将作为将来回采时的进风巷及运料之用。探巷施工到位后向右开口施工12023及12013采面风机巷；向左开口施工12043及12033的专用轨道上山，在探巷尽头向左开口施工12033切眼；专用轨道上山施工到位后向右开口施工12033机巷及12043风巷。探巷施工的同时，修复施工原来四东老巷作为12013及12023采面的专用皮带巷，专用皮带巷修复施工的同时；在主斜井第二

联巷处及

二：方案比较

方案比较表

三：方案选定

根据方案比较，方案1井巷工程量及投资虽然相对较多，但整个系统稳定可靠，更能充分第保证安全生产，方案2虽然工程量较方案1少，但后期需要频繁调整通风系统，巷道掘进岩巷多、老空多，施工速度慢，且后期巷道维修费用高，增加额外投入，不能保证安全生产。从安全生产考虑，方案1系统稳定可靠，便于现场生产管理，能够满足我矿现在大小接续的需要，故选择方案1。

第二节 采区储量及生产能力

一：采区断层及边界煤柱的确定

12采区东至F4断层保护煤柱，西到主斜井保护煤柱，北到F3断层保护煤柱，南至东翼轨道巷保护煤柱，根据《煤矿安全规程》及《煤矿开采设计手册》中规定，F3断层留设30米断层煤柱，F7断层留设30米煤柱，F8断层留设20米保护煤柱，东翼轨道巷留设30米保护煤柱，采区皮带上山与轨道上上留设20米煤柱，采面之间留设20米煤柱，根据老工人介绍，主斜井向东150米范围内已经回采完毕，本次设计中采区西部边界远在主斜井保护煤柱范围之外，不予考虑。

二：采区储量

根据《12采区地质说明书》提供的12采区走向长263m，倾向长481m，面积88504.3m2。 地质储量72.78万t，可采储量60.8万t。由于12采区在老空区中布?工作面回采，煤层稳定性极差，地质储量及可采储量的准确性不高，预计可采储量小于60.8万吨

三：采区生产能力确定

12采区设计年工作日330d，每天三班作业，三班生产。副斜井每天提升时间14h，主斜

井运输按年工作日300d，每天按提升时间16h。12采区生产设计一个炮采放顶煤采煤队。根据采面工作能力计算，确定该采区生产能力为年产量为14.5万t。

四：采区服务年限

T=Z/K*A= 60.8/（1.5*14.5）=2.80(a)

式中T------服务年限， 年

K------储量备用系数,K=1.2～1.5，取K=1.5

z-------可采储量, 60.8万t

A------设计生产能力， 14.5万t/a

第三节 采区准备方式

一：巷道布?

采区布?2条上山巷道，每个采面风巷开口10米内以大断面施工，作为车场；采区车场布?在东翼轨道巷内，12采区回采时间上在13采区之后因此12采区变电所接13采区变电所也布?在主斜井延伸段；轨道上山上部布?绞车硐室；皮带上山专门运输煤炭及进风。采区专用进风巷进风；液压泵站安设在采区专用进风巷内。

二：采面布?及开采顺序

采区内共有五个工作面，分别为12013、12023、12033、12043、12053；采区内布?一个采煤工作面，两个掘进工作面；首采面为12053，开采顺序依次为13053、13013、13043、12023、12033。

第五章 采煤工艺

第一节：生产工艺（落煤装煤运煤）

12采区采面采用爆破落煤和放顶煤工艺，工艺流程为：落煤（掐口—扩帮落煤）——装运煤——支护——放顶——放顶煤——移溜。

一、落装煤

1、掐口：从工作面安全出口开始，每隔6-10米掐一个口，掐口宽度1.2米，掐口执行以下作业程序：放炮掐口——撺梁护顶——出煤——打贴帮柱——背帮。

2、扩帮落煤：掐口后，背好掐口处一侧，在另一侧扩帮落煤（掐口、落煤方向保持一致），扩帮执行以下程序：放扩帮炮——撺梁护顶——出煤——打贴帮柱——背帮。当顶板松软掐口和扩帮直接放炮有危险时，禁止打眼放炮，使用手稿落煤，撺梁护顶，打贴帮柱，背帮，用此方法采通所有煤墙。

3、装煤：采用人工装煤，辅以爆破自装。放炮后，人工往刮板输送机上装煤。工作面选用SGB-630/40T型刮板运输机运煤。

采面顺槽刮板输送机必须使用挡煤板，将其用铁丝拴在超前支护靠人行道侧的单体柱上，防止浮煤挤占人行道，影响行人。

二、移梁

工作面选用2.4米Ⅱ型金属顶梁。

放过炮后必须及时撺梁，每梁背小板3～5块，并要搭接使用。梁要贴紧顶板，如因放炮质量等原因影响而挂不上梁时，要采取托梁或支设戴帽点柱等方法作为临时维护，待经刷帮或补眼重新放炮后，能够撺梁时，要及时撺梁维护。梁与梁之间互相平行，垂直于煤墙。

撺梁人员必须站在有支架掩护的人行道侧，严禁空顶作业。

三、移溜

移溜前工作面浮煤清理干净，底板平整，并改掉临时柱。移溜时，采用移溜器进行移溜。工作面每6m设一个移溜点，机头机尾各设一个移溜点。移溜进度1.2m，由机头向机尾，或由机尾向机头，或由中间向两端移溜，严禁由两端向中间移溜。移溜点间距不得大于9m，移溜过程中，除移机头机尾外不得停溜。移溜后要保持溜子平、直、稳、牢，并要打好机头、机尾压柱。

四、支柱

工作面内每10m设一把注液枪。

移过溜子后，要及时支设基本支柱。支设基本柱时，柱子底脚紧靠溜子的老塘侧，柱爪必须卡在梁的牙槽内。

坚持拉线打柱。

在留有底煤