【正文】 隔水性較好。 礦井涌水情況 根據(jù)礦井開拓面積，開采各煤層主要充水水源為頂板砂巖或石灰?guī)r裂 隙水，根據(jù)生產礦井及鄰近生產礦井調查，礦井涌水以頂板淋水為主，并在局部以裂隙縫出水，礦井經過排水渠流到水倉，排水量測量方法以泵量乘以排水時間得，礦井涌水量的變化規(guī)律是水量的增大與降雨量有關系的是在西部淺部地帶，由于風化裂隙以及開采塌陷裂隙，使得礦井涌水量在雨季有所增大。 臨近采區(qū)周圍小窯涌、出水情況 井田南部為鄉(xiāng)寧神角煤礦，南西部為園子溝煤礦及菜子眼煤礦，東南部為山西臨汾藍寶煤業(yè)有限公司，井田東北部為十畝煤礦，周邊煤礦 2 下 號、 10 號煤 層均有不同程度的開采，對本井田開采影響的采空區(qū)積水見下表 周邊 2 下號煤層采空區(qū)積水量匯總表 位置 采空區(qū)積水區(qū)編號 煤層厚度（ m） 煤層 采空區(qū)積水面積 采空區(qū)積水量 傾角 （ m2） （ m3） 原園子溝煤礦 JS1 8176。 49500 15000 原園子溝煤礦 JS3 8176。 40660 11500 合計 189016 65500 五、 瓦斯及煤塵情況 礦井瓦斯 20222022 年期間由山西省煤炭工業(yè)局文件和臨汾市煤炭工業(yè)局文件對本礦礦井瓦斯等級和二氧化碳涌出量鑒定結果的批復，各礦井均屬低瓦斯礦井。 煤層瓦斯 2 上 號煤層甲烷含量 ，平均 。自燃瓦斯成分甲烷占到%，平均 %，屬 N2 帶。本次勘探在 ST30 ST40 ST601 號鉆孔中采取所有可采煤層由山西省煤炭地質研究所檢測煤塵爆炸性，鑒定結果為煤塵均有爆炸性危險。所以在生產過程中應選擇合理的開拓和采煤方法，加強對采空區(qū)的封閉工作，及時清理巷道中浮煤木屑、油脂等易燃物質，以防發(fā)生煤層自燃現(xiàn)象。本次勘查煤系地層深度在500m 以內 ,根據(jù)規(guī)范要求 ,本次未布置測溫測試。 第二章 礦井現(xiàn)有生產概況 一、基本情況 四通二礦設計生產能力為 60 萬噸，核定生產能力 60 萬噸，井田面積 ，可采儲量 1200 萬噸。 二、 礦井開拓 礦井開拓方式為“一斜兩立”混合開拓，主斜井 1301m，井口以下 60m 為半圓拱粗料石砌碹，其余為錨噴支護，主斜井凈寬 ，凈斷面 ，傾角 17176。副立井凈直徑 ，凈斷面 ，垂深 224m，全部為粗料石砌碹，裝備單鉤 標準罐籠。 三、 采掘布置 四通二礦主采山西組 2 號煤，分別為 2上和 2下兩層， 2上平均厚度 ， 2下平均厚度 ，煤矸互層，煤層厚度為 。運輸順槽采用皮帶運輸。 掘進工作面布置為運輸順槽掘進，采用綜掘，掘進機選用 EBJ120TP 型 4 臺，分別布置在四個工作面，功率 190KW，配合可伸縮膠帶運輸機 DSJ80/40/2 55 運輸。 輔助提升運輸系統(tǒng) 主斜井輔助提升絞車型號為 JK2 ，配套電機功率 160KW，鋼絲繩 6 19＋ FC，φ ；副立井采用 型提升絞車，鋼絲繩 6 19＋ FC，φ 。 五、通風系統(tǒng) 礦通 風方式為中央分列式，配備 FBCDZ№ 26/2 280 型主扇兩臺，電機功率 280KW 2，一臺工作，一臺備用?；夭擅媾滹L量為 820m3/min。 六、排水系統(tǒng) 礦井正常涌水量 10m3/d，最大涌水量 5m3/d，井底中央水倉主倉 300m3，副倉 300m3，中央水泵房安裝 D4650 10 型主水泵三臺，水泵額定流量 46m3/h，額定揚程為 500m，配用電機功率為 132kw 作為工作，備用及檢修水泵。全長 1300m。主變壓器選用S9800/10/,800KVA 低損耗變壓器兩臺，供主扇、絞車房及地面生活用電，主扇、絞車房實現(xiàn)雙回路供電；井下中央變電所由地面供電所雙回路供電，入井電壓為 10kv，分別由兩臺隔離變壓器 S9G/2022KVA/10/10 入井，主斜井皮帶機電源來自地 面的 S91000/10/ 變壓器，高壓控制設備齊全。 九、瓦斯監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)、產量監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)、系統(tǒng)人員定位 地面監(jiān)控中心配有江蘇三恒 KJ70N 型安全監(jiān)控系統(tǒng)兩套，人員定位系統(tǒng)型號 KJ138，產量監(jiān)控系統(tǒng)選用 BHWTR 型，三大監(jiān)控系統(tǒng)齊全可靠，運行正常。本煤礦走向 1770米，傾向長度 1800 米，劃分為兩個采區(qū)。本次設計只涉及二采區(qū)。采區(qū)右翼為煤礦邊界，正前方為實體煤，頂板為粉砂巖，底板為泥巖，開采 2下煤層。 第二節(jié) 采區(qū)生產能力及服務年限 采區(qū)工作制度：主要生產系統(tǒng)、掘進工作 面及輔助工種采用“三八”工作制，采煤工作面采用“四六”工作制，即 三采一準作業(yè)形式 ； 采區(qū)設計生產能力：設計礦井生產能力 60 萬t/a。 采區(qū)右翼及后邊距離井田邊界留設保護煤柱 17m,前方停采線 40m，采區(qū)之間留 15m保護煤柱。 四、 采區(qū)生產能力驗算： 由采區(qū)運輸能力驗算。 ZK≤ AnTη 330/K t/a 式中 An設備生產能力， t/h，取 ； η 運輸設備正常工作系數(shù)，取η為 ；取 K產量不均衡系數(shù)，取 ； T日出煤時間，取 18h。采區(qū)生產能力和通風能力相適應。 故： ZK=≤ 330 60 6 ( )= 經驗算可知采區(qū)設計生產能力符合要求。 二、 采區(qū) 下 山 考慮到采區(qū)煤層厚度、傾角、頂?shù)装鍘r性、瓦斯含量、涌水量及采區(qū)生產能力與服務年限等綜合因素，現(xiàn)決定布置兩條 下 山。 根據(jù)采區(qū)煤層賦存情況和采區(qū)地質構造簡單等條件，對采區(qū) 下 山布置提出三種方案。在距 2下煤層 10m 的底板巖層中布置一條軌道 下 山，在距 2下底板巖層 12 m 的底板巖層中布置一條運輸 下 山。兩 下 山相距 30 m。在 2下煤層中布置兩條 下 山，間距為 30 m， 下 山位于采區(qū)的一側。其中一條布置在 2下煤層中；另外一條布置在 2下煤層底板巖層中，距 2下煤層 12 m。 三、 技術經濟方案比較 根據(jù)已提出的方案及方案比較的原則，三個方案中相同部分可不參與比較，故區(qū)段運輸巷道不參加比較，僅就采區(qū) 下 山及聯(lián)絡巷道投資費用進行比較。 根據(jù)經 濟比較的結果，兩方案費用相差不大。 表 331 采區(qū)方案技術比較表 項目 方案 第一方案 雙巖 下 山方案 第二方案 雙煤 下 山方案 第三方案 一煤一巖 下 山方案 掘進工程量 工程量大，因兩 下 山均在巖層中，要多掘進石門和溜煤眼。一是巖巷施工，二 是巷道連接復雜 較容易 困難 管理環(huán)節(jié) 多。 m1 850 750 費用 /元 1870000 1540000 溜煤眼 費用 10m 0 單價 /元 m1上下區(qū)段之間各留設 15 m。支護采用 “錨桿＋錨梁＋錨網＋錨索 ”聯(lián)合支護方式。兩幫各布 置 3 棵φ 16mm 1800mm普通錨桿，錨梁采 用φ 12mm 2022mm 鋼筋 自制而成 錨桿與錨桿（錨索）之間的間排距為 500mm?，F(xiàn)將主要軌道大巷斷面形式確定方法如下： 根據(jù)以往 經驗，煤層頂?shù)装灞容^穩(wěn)定，所以采區(qū)進風大巷（皮帶大巷）和回風大 （軌道大巷）都采用矩形斷面，采用 “錨桿＋錨梁＋錨網＋錨索 +噴射混凝土 ”聯(lián)合支護 方式 ,錨桿與錨桿（錨索）之間的距離為 500mm,頂板用 2 根 φ 6000mm 的錨索，和 6 根φ 18mm 2022mm 左螺旋錨桿，兩壁各打 4 根φ 18mm 2022mm 左螺旋錨桿 。 軌道大巷采用無極繩絞車配合 1t 礦車運料。 根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》，取巷道人行道寬 c=900mm、非人行道一側寬 a=400mm。 根據(jù)經驗值巷道寬度取 3500mm，人行道寬度調整為 1120mm。 （ 三 ）確定巷道凈斷面積 S 和凈周長 P 由表知凈斷面 積： S=B*H S= 凈周長： P=2B+2H=13M （五）用風速校核巷道凈斷面積 查表可知 vmax=6m/s,已知通過該巷道的風量為 Q=2769m3/min 又 V= = 6m/s 設計的巷道斷面積、風速沒有超過規(guī)定值，可以使用。其運煤路線為：采煤工作面采出的煤炭，經工作面輸送機 運送到運輸順槽，再經運輸上山到運輸大巷煤倉，后經主斜井運至石門裝車運出。生產過程中所產生的煤和矸石，利用礦車從各平巷運出，經軌道上山運到采區(qū)下部車廠，通過采區(qū)運輸石門外運。從工作面出來的污風經工作面回風順槽到軌道上山，后經過二采區(qū)回風繞道到回風大巷，后經回風井筒排出。 采區(qū)絞車房和變電所所需的新鮮風流是由運輸上山直接供給。煤倉不通風，而煤倉上口、膠帶輸送機機頭硐室的新風則直接直接由運輸大巷通過調節(jié)風窗供給。 四、 供電系統(tǒng) 地面的高壓電由井筒進入井底車場的中央變電所，通過高壓電纜，經運輸大巷、運輸上山送至采區(qū)變電所。 五、 壓氣、供水系統(tǒng) 壓縮空氣是由地面壓氣機房通過專用管道送到各用氣地點的。 第四章 采煤工藝 第一節(jié) 采煤工藝的選擇 及工作面參數(shù) 一、 采煤工藝 采用 走向長壁后退式采煤法，全部跨落法管理頂板的綜合機械化采煤工作面。在頂板破碎時，先移架再推移刮 板輸送機。除斷層對采煤工作有一定影響外無其它地質條件的影響。 三、 基本參數(shù) 工作面長度 150 米，循環(huán)進度 ,生產能力 ，采煤工作面 工作面運輸順槽及回風順槽的超前支護均采用單體液壓支柱配合 1m 鉸接頂梁支護頂板。在臨時支護下進行原支護的回撤工作。若底板松軟全部穿鞋，遇頂板破碎不平、或局部漏頂?shù)囟?，必須將頂板墊平。 結合現(xiàn)場開采條件及我國目前的開采技術條件及近年來的開采設備技術發(fā)展，考慮到采區(qū)各區(qū)段劃分情況參考采煤工作面長度選取的參考表故選取工作面長度為 150 m。 第 二 節(jié) 回采工藝方式 一、 回采工藝 （一） 采煤機的割煤方式 工作面采用雙向割煤。 （二） 采煤機進刀方式 采煤機的進刀采用端部斜切進刀的方式，斜切進刀段長度為 40m， 進刀深度為 。按上（下）推移刮板輸送機，使得刮板運輸機彎曲段 為 15m后，將兩個液筒的上下位置調換，向上（下）進刀，通過 15m 的彎曲段至 25m 處，使得采煤機達到正常截割深度（即 ）。將兩個滾筒的上下位置調換，向下（上）割三角煤至割透端頭煤壁。 （三） 裝煤及運煤方式 采煤機螺旋滾運煤筒配合 SGZ－ 630/220 刮板運輸機鏟煤板裝煤。 二、支護選擇及布置 工作面采用 ZY2800/09/20 掩護式液壓支架，全工作面共用 103 架。根據(jù)本工作面煤層賦存條件和支架適用條件確定采高為 。工作面運輸順槽及回風順槽的超前支護均采用 DW25/100 型號單體液壓支柱配合 1m 鉸接頂梁支護頂板。在臨時支護下進行原支護的回撤工作。若底板松軟全部穿鞋，遇頂板破碎不平、或局部漏頂?shù)囟?，必須將頂板墊平。 工作面彩用用全部垮落法處理采空區(qū)頂板，最小控頂距 為 ，最大控頂距為。其內容包括：循環(huán)方式、循環(huán)進度、正規(guī)循環(huán)作業(yè)等。） 3～ 5 4 平均采高 m 5 煤的視密度 t/m3 6 循環(huán)進度 m 7 循環(huán)產量 t 8 日循環(huán)數(shù) 個 9 9 工業(yè)儲量 萬 t 10 可采儲量 萬 t 11 日產量 t 12 月產量 t 13 在冊人數(shù) 人 138 14 出勤人數(shù) 人 117 15 出勤率 ％ 85 16 回采工效率 ％ 17 最大控頂距 m 18 最小控頂距 m 19 液壓支柱丟失率 ％ 0 20 金屬頂梁丟失率 ％ 0 21 鐵鞋丟失率 ％ 0 22 煤層牌號 主焦煤 23 含矸率 ％ 5 24 工作面可采期 月 表 4— 3— 4 機械設備表 名稱 型號 數(shù)量 主要技術參數(shù) 雙滾 筒采煤機 MG132/300— W 一臺 采高 — ，功率 300KW 刮板輸送機 SGZ630/220 一部 功率 110KW,輸送能力 450t/h 液壓支架 ZY2800/09/20 103 架 工作阻力 2800KN，鄰架操作 橋式轉載機 SZB730/75 一部 功率 75KW,輸送能力 250t/h 乳化液泵 MRB200/ 兩臺 功率 125KW,公稱流量 200L/min 可伸縮皮帶機 SSJ80/2 30 一部 功率： 2 30KW 第 五章 采區(qū)主要運輸設備 該礦井下運輸環(huán)節(jié) 為：原煤由綜采工作面刮板運輸機 → 轉載機 → 順槽膠帶運輸機 → 采區(qū)膠帶運輸機 → 西大巷膠帶運輸機 →斜井底煤倉。綜采工作面配有 SGZ630/220 刮板機一部，SZB730/75 轉載機一部， 運輸順槽 DSJ80/40/2x55 膠帶輸送機 2 部。 一、 刮板運輸 機能力計算： k10 a16330A 41 ??? 式中： 1A —— 年運輸能力，萬 t/a； A—— 刮板機每小時運輸能力， t/a； K—— 運輸不平均系數(shù)，取 ； 450x16x330A 4