1、十一三采区设计说明书 0目 录前 言 .1第一章 采区地质情况 .2第一节 采区位置与范围 .2第二节 井上、下标高 .2第三节 地质条件 .2第四节 水文地质情况 .3第五节 煤层赋存状况及储量情况 .7第六节 其它地质情况 .7第二章 巷道布置 .8第一节 巷道布置 .8第二节 巷道断面及支护形式 .8第三节 工作面和各类煤柱尺寸的确定 .9第三章 采煤方法 .10第一节 开采程序 .10第二节 采煤工艺 .10第三节 采煤方法与顶板管理 .10第四节 采区生产能力及服务年限 .13第四章 提升、供电、排水、通风、防尘、 .15安全监测设备的设计、选型和计算 .15第一节 提升设备的选型计
2、算 .15第二节 供电设备的选型与计算 .18第三节 排水 系统 24第四节 一通三防 .25第五章 采区主要经济指标及费用估算 .32第六章 安全技术措施 .33第一节 井下五大灾害（瓦斯、水、火、煤尘、顶板）防治措施 .33第二节 避灾措施 .37十一三采区设计说明书 1前 言玉山煤矿位于山东省章丘市曹范镇境内，井田东部有潘王公路，南部有埠大公路，北有济王公路，距曹范镇镇 政府 3km，距 枣园火车站 15km 左右。年 设计生产能力 18万 t，井田内可采煤层有 4 层，即 3 煤、4 煤、 9 煤、 10-1 煤。现有生产水平二个，即-110m 水平和-220m 水平。 3、4 层煤已
3、于 2006 年 3 月全部回采结束。 -110m 水平现有生 产采区 913 采区，开拓采区 1013 采区和 914 采区。开采方法：玉山煤矿为地下开采。采用立井分区式开拓，主井进风、升降人 员、提升煤炭矸石、材料设备，副井回风。采煤方法采用走向长壁后退式，回采工艺为炮采。储量情况：截止 2008 年 12 月底，913 采区剩余可采储量 4.8 万 t，1013 采区剩余可采储量 42.1 万 t。采区的接续情况：本采区为 913 采区的接续采区，目前 913 采区剩余可采储量 4.8万 t,采区生产能力 180t/d，预计采至 2009 年 8 月份，十一三采区的投产日期为 2009年
4、 9 月份。十一三采区设计说明书 2第一章 采区地质情况第一节 采区位置与范围一、地面情况地表主要有黄旗山，其它地方为农田。 该采区对应的地表为丘陵地带，无建筑、无河流，第四系黄土覆盖。二、井下情况东部、南部至副井采空区保护煤柱，西至井筒保 护煤柱，北至 101310 运输巷。三、周边的采掘情况本采区南部已回采，其他部分未开拓。第二节 井上、下标高一、采区范围井上标高：+155m +170m二、采区范围井下标高：标高-91 -121 米第三节 地质条件一、采区几何尺寸及主要煤柱的留设尺寸1、采区几何尺寸：采区走向长 560m，倾向长 600m，面 积 201200m2。2、煤柱的留设尺寸（1）
5、巷道保护煤柱：1013 轨道下山和皮带下山保护煤柱：20m（2）断层保护煤柱： F15 断 层留设 20m。二、采区地质构造及煤层顶、底板岩性1、地质构造：采区西部有 F15 断层（断层产状为走向 30 度，倾向 300 度，倾角 60度）。断层落差较大 1018 米，根据 9 层煤巷道实际 揭露采区中部有一断层， （断层产状为走向 70 度，倾向 340 度， 倾角 65 度），落差 1.26 米左右，随深度增加，落差可能会加大。2、煤层顶、底板岩性石炭系太原群，以深灰色泥岩、粉砂岩、和浅灰色中、细砂岩为主，中夹 5 层灰岩，一灰厚约 3.004.5 米，较稳 定。二灰距一灰 14 米左右，
6、厚约 1.33.6 米，较稳定。三灰距二灰 19 米左右，厚约 1.42.0 米， 较稳定。5 层 灰岩均是较好的标志层。含煤 10余层，其中 3、4、9、10-1 层 煤可采。其中煤 3、煤 4 赋存不稳定只局部开采。十一三采区设计说明书 3第四节 水文地质情况一、地表、井下赋水情况（一）地表赋水情况地表为一丘陵地带，矿区地势西高东低。地表无大的河流，冲沟 较发育，径流条件好。（二）井下赋水情况1、含水层直接充水含水层 山西组砂岩含水层为 3、4 层煤开采的直接充水含水层。山西 组含沙岩层较多，其中 3 煤顶板发育一至数层中细粒砂岩，有时 粗砂岩， 总厚度在 20m 左右，裂隙较发育，为裂隙
7、承压含水层，与煤 3 相距 05m 。间隔粉沙岩或泥岩，矿井生产开采 3 层煤时，涌水量一般在 2030m 3/h.涌水较为稳定。该层砂岩在浅部露头接受第四系沙砾层水补给。3、 4 层煤之间亦发育一至数层中细粒砂岩，裂隙较发育， 为 裂隙承压含水层，厚度可达 10 余米，亦是 3、4 煤开采的直接充水含水层。 第五层石灰岩含水层为 9 煤顶板，在本区厚 3.004.50m，一般在 3.88m 左右，据 临区抽水资料，水质类型为 SO4CL-CaMg 型水。五灰含水层单位涌水量在 0.0026.49L/sm,渗透系数1.5618.31m/d，富水性极不均匀，可由弱含水层变 化强含水层。在本 矿区
8、于家埠、宋家埠、玉山煤矿均开采 10-1 层煤， 矿井涌水量一般在 3060m 3/h，由于 矿井生产，目前该含水层水位已降至-100m 左右水平。 第四层石灰岩含水层位于 9 层煤之上，下距 9 层煤 12 米左右，灰岩厚 1.303.60，一般在 2.50m 左右，岩溶发育， 钻孔揭露该层灰岩均有不同程度漏水现象。含水性中等至较弱， 对煤 9 开采有充水危害。间接充水含水层 第四系沙砾层含水层广布于矿区范围内，厚度 0-15m，为冲洪积物，中下部为沙砾石层，为孔隙含水层，直接接受大气降水补给，含水丰富。该含水层可通过 煤系中各含水层露头及构造带补给煤系各含水层，对矿井涌水有间接影响。 本溪
9、组徐家庄灰岩厚 6.0010.26m。岩溶裂隙 较为发育，富水性中等强。下距奥灰 20m 左右，上距 9 煤 41m 左右。开采 9 煤，由于底板采动影响，加上水压作用，在隔水层较簿或构造薄弱带，可造成底板突水。现按突水系数法对徐灰的影响作一简单评价。十一三采区设计说明书 4采用公式： TS= CPM式中：T S突水系数 Mpa/mP隔水层承受的水 压为 3.11MpaM底板隔水层厚度 30mCP 采矿对底板隔水层的活 动破坏厚度为 10 米mMPamaTs/16.036.目前徐灰水位标高在+76m 左右，10-1 煤开采水平最深为-235m ，故 P3.11Mpa。矿压破坏带深度，按本地区多
10、年实践经验，取 10m，于是得 TS=0.16。按矿井地质规程，临界突水系数为 0.060.1， 该区 10-1 煤徐灰水突水系数为 0.16，在正常情况下没有徐灰突水威胁，但在构造发育地 带， 临近突水临界值，亦 应高度重视。 奥陶系灰岩含水层奥陶系灰岩为煤系基底。据区域资料，其厚度在 700m 左右，其上部层段岩溶裂隙发育，富水性极强。本区奥灰上距徐灰 20m 左右，在构造破坏地段，两者往往有一定水力联系。 对开采太原组下部煤层，尤其是 10-1 煤层危害较大。3、隔水层突水系数为 0.16Mpa/m，大于突水系数的临界值为 0.06-0.1Mpa/m；安全隔水层厚度为 15.7 米小于实
11、际隔水层厚度 30 米，因此开采时受承压水威胁。 由于 10-1 煤受承压水威胁，裂隙发育地段或遇断层时易导水，特别 10 层煤，底板距徐灰仅为 30 米左右，加之爆破时破坏底板深度 10 米左右，遇较大断层易突水。二、充水因素及威胁程度（一）充水因素1、顶板含水层：五灰为 9 煤直接顶，四灰距 9 煤 12m。在开采过程中，四、五灰将沿采动裂隙直接泄入工作面。 2、底板含水层：主要是徐灰和奥灰含水层，富含高承压岩溶裂隙水，在 矿山压力的作用下对开采构成威胁。（二）水害评价1、巷道掘进保证安全所需的安全隔水层厚度计算（1）计算公式：H 安 = Kp4/rL)8pHrL(2（2）参数确定L巷道宽
12、度(M) 取 3mKp底板隔水层抗张强度 8104Par隔水岩体的容重(t/m 3)取 2.8H作用于隔水层水头高度(m),按采区下限-121m 水平 , 徐灰目前水头值十一三采区设计说明书 5+76m，水头压力 1.97106Pa，徐灰最大水 头值+95m，水头压力为 2.16106Pa。 （3）采区下限-121m 水平安全隔水层厚度计算结果目 前 最 大H安 10.53 11.02徐 灰项 目2、突水系数计算（1）计算公式：Ts=P/（M-Cp）（2）计算参数选取底板隔水层 厚度 M(m)M9 煤至徐灰 ：采用采区内隔水层厚度最小的-110 西大巷探 查孔资料 41m；底板隔水层 承受的水
13、压 P(MPa)P=(水位+采区开采上、下限标高+ 隔水层厚度)/102根据观测资料，徐、奥灰区域水位基本一致，故徐、奥灰最高水位采用一区副井观测孔近十年最高水位+95m （2004 年 10 月 15 日）。目前水位徐灰采用观测孔水位+76m(2008 年 12 月 20 日 )。采动矿山压 力对底板的破坏深度 Cp（m）取经验值 10m。各水平突水系数计算结 果目 前 最 大 目 前 最 大采 区 上 限 (-91m) 2.04 2.23 0.06 0.07采 区 下 限 (-121m) 2.33 2.52 0.07 0.08项 目徐 灰P(MPa) Ts(MPa/m)3、威胁程度分析（1
14、）顶板水(四、五灰)四、五灰含水层-70m 水平以上已基本疏干，采区开拓准备期间巷道掘进时，初期揭露水量较大，后期逐渐疏干，对工作面影响较小。（2）底板水徐上砂岩含水层根据已有的勘探资料，徐上砂岩整体富水性较弱，初步分析对采区开采威胁较小。徐灰含水层根据计算的巷道掘进保证安全所需的安全隔水层厚度分析，巷道掘进期间正常条件下徐灰含水层基本无威胁。根据采区突水系数的计算,采区上、下限徐灰目前突水系数为 0.060.07MPa/m，从突水系数分析，采区正常块段能实现安全开采。十一三采区设计说明书 6底板徐奥灰水防治 坚持“逢掘必探，不探不掘、不探不采 ”的原则。一是加强掘进工作面超前探查，坚持逢掘必
15、探，查明构造分布情况和含导水情况。二加强底板的水文地质的探查，每个工作面回采前要施工探查底板的钻孔，主要探查底板的隔水层厚度，各岩层的富水性及之间的水利联系情况。根据探查成果来确定合理的开采方法，确保实现安全开采。 留足各类断层保护煤柱和防水煤柱。 逐步建立矿区水文动态观测系统，监测水动态变化情况，掌握水动态变化规律。采取防、堵、疏、排、截相结合的综合防治措施。防：严格执行有疑必探，不探不掘，先治后采的原则，回采 时留足断层保护煤柱，在掘进过程中，遇到地质构造时，要 查明地质产状和水文地 质状况，采取措施后再 进行掘进通过。堵：继续对出水点进行水文地质分析，采取有效的方法进行封堵。疏：施工水文
16、地质勘探钻孔，了解地下水的补给条件及运动规律，底板隔水层岩性组合情况、隔水层厚度及富水性情况，并疏排底板水使底板含水层水压降低到安全开采水压。排：加大水泵排水能力，确保生产安全。截：对底板注浆截流及注浆帷幕截流进行封堵出水点。三、采区涌水量根据本采区的水文地质条件和充水因素，根据正在生产的十一 0 采区的实际涌水量，采用面积比拟法来预测 本采区的顶板涌水量，底板涌水量参照十一 0 采区的数据。公式:Q 正 =Q 十一 0(F/F 十一 0)1/2；Q 大 =Q 正式中:Q 十一 0-十一 0 采区顶板正常涌水量,为 5m3/h，最大涌水量 8m3/h；F 十一 0-十一 0 采区开采面积 0.
17、25km2；F-1013 采区设计开采面积 0.21km2；-不均匀系数，十一 0 采区最大和最小涌水量之比 ,为 1.6。计算结果:Q 正 =4.2m3/h；Q 大 =6.7m3/h。底板涌水量参照十一 0 采区的数据，正常涌水量为 60 m3/h ，最大涌水量为170m3/h。通过计算得，本采区正常涌水量 Qc=64.2m3/h，最大涌水量 Qmax=176.7m3/h。四、防治水措施及建议1、由于采区受底板水的严重威胁，采区投 产前要编制专门的防治水方案和措施。2、-220m 水平运 输大巷建有水 闸门， 为保证各采区间的安全，该采区在设计时要预留好建水闸墙位置和保护煤柱，一旦发生水害事
18、故，可立即建筑水闸墙进行隔离。3、采区开拓过程中要加强地质和水文地质观测，及时对地质构造及异常现象（如十一三采区设计说明书 7底鼓、顶底板渗水等）进行分析和资料编录， 为采区的生产提供基础资料。4、采区要根据涌水量预测结果，按照 煤矿安全规程规定和集团公司规定建立具有一定抗灾能力排水系统。5、采区 2 条边界断层，由于断层控制程度较差，采区开拓准备过程中要加强构造的分析，在接近断层时要按 规定进行探查，确保巷道掘进安全，并按探 查和实际揭露资料，重新计算核定断层防水煤柱，回采时要严格按 规定留设好煤柱。6、定期对-220 大巷四道防水闸门进行关闭试验，并按规定进行检查维护。7、定期对-220
19、排水泵房进行检修，保 证排水设施的正常运 转。第五节 煤层赋存状况及储量情况一、煤层赋存状况根据巷道实际揭露，煤 层 两 极 厚 约 0.81.4 米 ，平 均 1.2 米 ，中 间 有 2 层 0.3-0.4m 厚的 夹 矸 ，f=2-3,属 较 稳 定 煤 层 ，上距 9 煤层 1520m。煤 层顶板为砂质泥岩，老顶为粉砂岩，煤 层 底 板 以 粉 砂 岩 为 主 ，次 为 粘 土 岩 、泥 岩 。煤 10-1 受岩浆岩侵蚀比较严重，西南部和南部因岩浆岩侵蚀而出现大片无煤区。二、煤层储量情况十一三采区工业储量 43.4 万 t，可采储量 42.1 万 t。三、煤质如下表 煤层 颜色 光 泽
20、 硬度 视密度 煤岩类型物理类型10-1 煤 黑色 玻璃 中等 1.4 半亮型煤煤 层 GRI Ad VdAf Std Pd Qgrd Y工业牌号工业指标 10-1 煤 0 9.99 4.06 1.24 025.1MJ/kg0 贫煤第六节 其它地质情况一、采区瓦斯：瓦斯：相对涌出量为 1.27m3/t,绝对涌出量为 0.30 m3/min,为低瓦斯矿井。 CO2：相对涌出量 为 1.52m3/t,绝对涌出量 为 0.36 m3/min。二、煤尘：不爆炸。三、自燃发火：属三类不易自燃煤层。四、地温：地温 1519，无高温异常区。十一三采区设计说明书 8五、地压：无冲击地压。十一三采区设计说明书
21、9第二章 巷道布置第一节 巷道布置本采区为两翼下山采区，开拓 10-1 煤。采区 轨道下山布置二节，皮 带下山与轨道下山平行布置，两条下山相距 30m。区段平巷布置在 10 煤中，沿煤层顶板掘进，通过绕道与皮带下山连接（详见十一三采区巷道布置平、剖面图）。十一三采区走向长平均 560m，倾斜长 600m，采取两翼布置，共布置回采工作面10 个。第二节 巷道断面及支护形式一、采区轨道下山轨道下山方位 55，全 长 600m，沿煤层顶板掘进；巷道采用矩形 锚喷支护，巷道净宽 2.4m，净高 2.0m，净断面积 4.8m2，掘进断面积 5.98m2；锚杆采用 18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，株
22、距 800mm、排距 1000mm，每米 3 条锚杆；喷射 50mm 厚的砼。二、采区皮带下山皮带下山与轨道下山平行布置，方位 55，两条巷道相距 30m。皮带下山沿 10 煤顶板掘进，采用矩形锚喷支 护，巷道 净宽 2.2m，净高 2.0m，净断面积 4.4m2，掘进断面积 5.28m2；顶板采用锚杆支护，锚杆采用 18mm1800mm 的螺纹钢树脂锚杆，株距800mm、排距 1000mm，每米 3 条锚杆；喷射 50mm 厚的砼。三、采区上部车场上部车场采用双轨起坡甩车场，方位 155，布置在 10 煤中，全长 50m（包括单轨段）。车场 采用矩形锚喷支 护， 净宽 3.2m，净高 2.0
23、m，净断面积 6.4m2，掘进断面积7.8m2；锚杆采用 18mm1800mm 的螺纹钢树脂锚杆，株距 800mm、排距 1000mm，每米 5 条锚杆；喷射 100mm 厚的砼。上部车场单轨段采用矩形锚喷支护，净宽 2.4m，净高 2.0m，净断面积 4.8m2，掘进断面积 5.98m2；锚杆采用 18mm1800mm 的螺纹钢树脂锚杆，株距 800mm、排距 1000mm，每米 3 条锚杆； 喷射 100mm 厚的砼。四、采区下部车场下部车场采用双轨起坡甩车场，方位 140，布置在 10 煤中，长 50m。巷道采用矩形锚喷支护，净宽 3.2m，净高 2.0m，净断面积 6.4m2，掘进断面积 7.8m2；锚杆采用18mm1800mm 的螺纹钢树 脂锚杆，间排距均为 900mm，每米 5 条锚杆；喷射 100mm厚的 C20砼。五、区段平巷布置在 10 煤中，沿 10 煤顶板掘进。巷道采用矩形 锚喷支护， 净宽 2.2m，净高1.8m，净断面积 3.96m2，掘进断面积 4.6m2；顶板采用锚杆支护，锚杆采用
