采区煤层开采设计方案

1 采区煤层开采设计方案 第一章 采区概况 第一节 采区位置、采区尺寸及范围 980m 北二 采区位于 主、副立井及 980m 轨道大巷、 980m 回风大巷的北侧， 层保护的东侧， 层的北侧及规划中的 980m 北三轨道上山的西侧。 980m 北二 采区 西起 层保护煤 柱线 和岩浆岩侵蚀带一 ，东至 划）保护煤 柱线， 北起 层保护煤 柱线 、南至 980m 4 煤底板等高线。 采区南北长 530m 左右 ， 东西宽 600m 左右 ，煤层倾角 8 15/10，采区面积约 采区开采上、下限标高 为 9801060m。 该采区 地表 地形复杂、山势险峻， 地表 无 村庄 和其他 建筑物。 第二节 采区煤柱及资源回收率 经钻探 本采区 共发现 3 条断层 ，其中 层为正断层，走向北东20，倾向南东，倾角 75，落差 90 160m，南北纵贯全井田，将井田分为东西两部分，井田范围内延伸长度 3300m。 层：位于井田内 正断层，走向南东 65，倾向北东，倾角75，落差 0 110m，井田范围内延伸长度 720m。 2断层的次生断层，为正断层，倾角 65，落差 0 10m。 根据 规定，采区设计及开采时 层留设不小于 20 m 的断层保护煤柱。 2 采区布置时为规划中的北三轨道上山、回风上山留设 20 m 上山 保护煤 柱 。采区设计开采 4 号煤层， 4 号煤层为中厚 厚煤层，根据规定采区设计资源回收率为 75%以上。 第三节 采区储量 根 本采区 4 号 煤工业储量 t，其中 层保护煤柱分别为 t、 t、 t，北三轨道上山、回风上山保护煤柱 t。扣除 层保护煤柱、北三轨道上山、回风上山保护煤柱，采区可采 工 业 储量 t。 第二章 地质特征 第一节 地质构造 一、煤系地层 一）区域地层 该区域地层发育较全，自老到新有太古界桑干群（ 中上元古界震旦系下统高于庄组，中统雾迷山组，寒武系中统（ 2）、上统（3），侏罗系中、下统下花园组，中统九龙山组、髫髻山组，侏罗系上统张家口组及新生界地层。 二）井田地层 井田出露、钻探、井巷揭露的地层有：古生界寒武系上统（ 3）；中生界侏罗系下 中统下花园组下段（ J 上段（ J 中统九龙山组（ J 2j）、髫髻山组（ J 2t）、第四系 （ Q）。各时代地层由老至新分述如下： 1、古生界寒武系（） 中统（ 2） 3 上部为灰色厚层状鲕状灰岩、结晶灰岩，下部为紫红色泥岩、钙质泥岩为主夹薄层灰岩、泥灰岩、鲕状灰岩，厚度 70 120 m。 上统（ 3） 下部为灰色、灰白色石灰岩及泥质条带灰岩、竹叶状灰岩、鲕状灰岩，岩溶裂隙不发育；上部为灰、深灰、暗紫、灰绿色石灰岩、泥灰岩、钙质粉砂岩，叶岩夹竹叶状、砾状石灰岩，岩溶一般不发育，顶部为紫红色鲕状粘土岩，厚度不大于 0.5 m。 2、中生界侏罗系（ J） 下 中统下花园组（ J 为井田含煤 地层，据其岩性、岩相等组合特征可划分为上、下两段：下段（ J 煤系基底顶接口到 7号顶板砂岩为界，厚度为 15.8 m，自下而上含 1、 4、 5、 6、 7号煤层；上段，由 7 号顶板砂岩到上部第四系底界，厚度为 267.2 m，自下而上含 78 号煤层。据 8 个钻孔资料，因岩浆岩吞失局部本段缺失。下部与下伏寒武系地层呈假整合接触。 中统九龙山组（ 该地层仅在井田南端出露，下段以灰绿、紫红色粉、细砂岩为主，夹有凝灰岩、砂砾岩、粗砂岩及含砾粘土岩，含钙质结核及火山碎屑。该层底部有 1 1.5 m 厚的砾岩，砾石成分为砂岩、硅质灰岩、燧石等，分选、磨园好、砾径为 2 20 m m。与下伏煤系地层呈假整合接触。 上段以灰绿、灰白色粗砂岩、砂砾岩为主，夹有紫红色粉 细砂岩薄层。总厚度 0 30 m。 中统髫髻山组（ 4 该组地层分布于井田东北部，为一套中性火山岩火山碎屑岩建造。为灰色砂砾岩、安山岩、凝灰质安山岩，深灰色安山角砾岩 安山集块岩，紫色安山集块岩，紫灰色凝灰岩等。厚度为 403.9 m。与下伏九龙山地层呈角度不整合接触。 (3）新生界第四系（ Q） 为杂色砂砾、卵石层、 棕黄色粘土、灰及灰绿色冲积相卵砾石层、浅黄色黄土，分布在井田东、南、西部，厚度 0 30 m。 980m 北二 采区主要开采 侏罗系下、中统下花园组 4 号 煤层，地层倾角 8 15/10， 地层 厚度 410m /186m，岩层主要由灰色 泥 岩、灰黑色泥岩、 粉 砂质、 细 砂岩 和 泥岩以及煤层组成 。 三、采区地质构造 一 )断层 本采区位于 层以东、 层以北，地层倾角 8 15/10， 经钻探共发现断层 3 条，简述如下： 层：正断层，走向北东 20，倾向南东，倾角 75，落差 90160m，南北纵贯全井田， 将井田分为东西两部分，井田范围内延伸长度3300m。 层：位于井田内 层东部，与 层斜交，为正断层，走向南东 65，倾向北东，倾角 75，落差 0 110m，井田范围内延伸长度720m。 层的次生断层，为正断层，倾角 65，落差 0 10m。 二 )岩浆岩 经采掘揭露，本采区东、西两侧均有岩浆岩侵蚀，侵蚀活动受断裂控制，岩浆岩呈岩盘或岩柱状，其岩性为基性灰绿石，呈黑绿色，细晶 5 结构，柱状节理发育。 三 )采区构造类别 本采区地层倾角 8 15 /10，采区断 层发育并有岩浆岩侵入。断层及岩浆岩的侵蚀，对采区布置及开采有较大影响。 综合评价本采区构造复杂程度总体为 。 第二节 煤层与煤质 一、煤层特征 井田及采区内侏罗系下、中统下花园组为含煤地层，10.0 m，平均 186m 左右，井田南部厚、北部薄。井田内分布可采及局部可采煤层 3层，编号由上而下为 7、 5、 4 号煤层。 7 号煤层：位于下花园组下段，分布与井田南部，局部可采。根据勘探钻孔、井巷工程及邻近矿井揭露，平均 层结构简单，赋存极不稳定。顶板岩性为灰色泥岩，夹粉砂岩薄层，厚度 右，局部相变为浅灰色细粒砂岩，底板为灰色泥岩，层厚 右。 井田内岩浆侵入到煤系地层中，在井田北部沿 7 号煤层顶板上部侵入形成岩床，把煤层全部或部分吞蚀。由于 7 号煤层地质构造复杂，赋存极不稳定，成鸡窝状，开采十分困难，为局部可采煤层，本采区 7 号煤层不可采。 5 号煤层：依据勘探钻孔、井巷工程及邻近矿井揭露，本采区 5 号煤层厚度 均 层结构简单，赋存不稳定，井田南部较厚，北部较薄，厚度变化大。 顶板岩性为灰色泥岩，夹粉砂岩薄层，含植物化石，厚度 m，平均 m；底板为灰色泥岩，层厚 般为 左右。 经钻探和巷探资料证实，井田内 号煤层因地质构造复杂，赋存极不稳定，本采区 5 号煤层不可采。 4 号煤层：据勘探钻孔、井巷工程及邻近矿井揭露， 4 号煤层上距 5号煤层一般 13m 左右，煤层厚度 均 层结构简单，赋存稳定，井田南部较薄，北部较厚，厚度变化较小。 顶板岩性为灰色泥岩，夹粉砂岩薄层，平均厚度 顶为浅灰色细粒砂岩，致密坚硬，厚度大，平均厚度达 14.5 m；底板为灰色 泥岩，一般层厚为 右。 矿井实际揭露 4 号煤层与原勘探报告对比相符，本采区 4 号煤层厚度 .0 m， 平均厚度 稳定可采煤层。 二、 煤层顶底板 本采区 不可采煤层 7号煤顶板以中、粒砂岩为主，厚度一般为 5 10m，抗压强度平均为 290 板主要为粉砂岩，厚度 右，抗压强度平均为 310 本采区 不可采煤层 5 号煤顶板为黑灰色泥岩及粉砂岩，压强度为 303 356 板以粘土岩为主，亦有粉砂岩、粉砂质粘土岩、砂质粘土 岩，抗压强度为 398 本采区 可采煤层 4 号 煤 层直接顶为灰色致密、半坚硬的细粒砂岩，具水平层理，含碳化植物碎屑，见贝壳类化石，泥质胶结， 厚 47.5 m。抗压强度为 295 342 伪顶为厚度 的碳质泥岩，灰、深灰色、细腻光滑、块状， 致密性脆。 直接底为深灰色泥岩，厚度 灰色、下部粉砂含量较高，具水平层理，含碳化植物碎屑。 老 底 为细粒砂岩，均厚 灰白色，成分以石英、长石为主，较致密，硅 7 质胶结 ， 抗压强度为 380 三、煤种牌号及煤质 1、 本采区 7 号、 5 号、 4 号煤层，以沥清光泽为主，褐黑色，条痕为褐黑色，断口粗造，局部见阶梯状断口。煤岩类型以半暗型煤为主，暗淡型煤次之，偶见半亮型煤。煤层中分布有黄铁矿结核及散晶。暗型煤夹有较多的丝炭透晶体，半亮型煤常呈薄层状或透镜状夹于半暗型煤中。 7、 5、 4 号煤层容重为 依据煤科总院抚顺分院煤质化验资料结果： 7 号煤原煤灰份（ 般为 可燃基挥发份（ 水分 ( 全硫（ 磷（ 原煤发热量5100 5300大卡 / 5、 4 号煤灰份（ 可燃基挥发份为（ 水分 ( 硫分 磷分 原煤发热量 50005300大卡 4、 5、 7 号煤为低灰、低硫、低磷的弱粘煤、不粘煤，为良好的工业动力用煤。 第三节 水文地质 一、含水层 1、寒武系泥质灰岩岩溶裂隙承压含水层 分布于井田西北部，为煤系基底。岩性以紫色砂页岩为主，间夹竹叶状及鲕状泥质灰岩，裂隙不发育，富水性弱，最大涌水量 5.0 m3/h 左右。 8 2、下花园组下段砂岩裂隙承压含水层 岩层以中细砂岩为主，裂隙不发育，补给条件差，含水性弱，现矿井涌水量 3m3/h，为矿井主要含水层。 3、下花园组上段砂岩裂隙承压含水层 该含水层为煤系地层上部 7 号煤层顶板以上细粒砂岩，局部相变为粗粒砂岩，岩石较坚硬，多为泥、硅质胶结，节理、裂隙不发育，富水性弱，现矿井涌水量 35m3/h，为矿井主要含水层。 4、辉绿岩含水层 分布于井田西北部，厚度 50 170 m，裂隙不发育，富水性弱。 5、髫髻山组火山碎屑含水层 位于煤系地层上覆岩浆岩中的安山岩、安山角砾岩，厚度大于 200 m，裂隙不发育。根据 0405 钻孔和二号立井涌水资料分析，涌水量最小 5.0 m3/h，最大为 10.0 m3/h，在本区域为主要含水层。 6、九龙山组砂砾岩含水层 岩性为砾岩、粗砂岩、凝灰岩、泥质胶结，夹有粘土岩，节理裂隙不发育，含水微弱，为相对隔水层。 7、第四系马兰期底部砂土或粗砂充填的洪积卵、砾石孔隙含水层，地势较高，分布不连续，富水性很弱。 二、隔水层 1、第四系隔水层，第四系中有 黄土和其他粘土、亚粘土隔水层，使地表洪水、大气降水和第四系下部地层没有直接水力联系。 2、煤系上部有辉长闪长岩岩 床隔水层。 3、煤系砂岩裂隙含水层之间有泥岩隔水层。 4、煤系底部与奥灰裂隙含水层之间有鲕状泥岩隔水层。 9 三、矿井水文地质类型 井田地表水易于排泄，降水渗入条件不良。井田内无地表水体，第四系地层中的粘土、亚粘土是良好的隔水层，煤系本身富水性极弱，矿床水文地质类型为简单的以大气降水为主的裂隙充水矿床。 通过井田附近小矿井调查，都不同程度的存有旧窑积水。在开采过程中，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，进行探放旧窑积水的工作，同时要查清附近小煤窑开范围及采空区积水情况，确保矿井安全生产。此外，生产接近 层 上盘时必须留设防水煤柱或采取超前探水措施，防止水患发生。 矿 区内无常年地表水体，第四系中的粘土、亚粘土是良好的隔水层，上覆地层及煤系地层富水性极弱，基底为寒武系紫色砂页岩间夹竹叶状及鲕状泥质灰岩，富水性很弱。矿床水文地质类型为简单的以大气降水为主的孔、裂隙充水的简单型矿床。 根据矿井水文地质类型划分，矿井水文地质类型为中等，涌水量小。 四、断层水 井田内所揭露的断层均不含水、不导水。 但由于采区边界 层落差较大，在本采区内延伸长度长，为确保安全，工作面开采应留设必要的防水安全煤柱。 五、 涌水量预计 矿井涌水量的构成以局部顶板淋滴水、采掘工作面防尘用水为主，另有少量的注浆防灭火用水、喷洒阻化剂用水等渗出水。 目前矿井在井下设置了三处观测点，对矿井涌水量进行观测、统计和分析，基本掌握了矿井涌水量动态，尚未发现较大的突水和涌水点。 10 预计本采区开采时正常涌水量 Q 正常 =5m3/h ，最大涌水量为正常涌量的 , 即 Q 最大 =8m3/h 。 六 、防治水建议 1、采区边界 差较大，延伸长度长，布置回采工作面时应留设必要的防水安全煤柱。 2、本采区采、掘工作面施工时必须提前施工 排水水仓，安装排水管路和排水泵，建立排水系统，确保采掘安全。 第四节 瓦斯、煤尘、煤层自燃发火情况 一、瓦斯 2012 年矿井瓦斯鉴定结果：瓦斯相对涌出量为 t，瓦斯绝对涌出量为 瓦斯矿井。 矿井未发现冲击地压、煤（岩）及瓦斯喷出和突出现象。 二、煤尘 经河北省煤田地质研究所采样试验 4 号煤层煤尘有爆炸性。 三、煤的自燃发火倾向 4 号煤属自燃煤层，自燃倾向性等级为类。 四、地温 区域地温梯度 2 /100 m，矿井地温低，地温不超过 23，无热害。 正常通风即 可达到降温措施。 第 三 章 采区开采方案及比较 第一节 对采区开采设计的要求 980m 北二 采区位于矿井 980m 轨道大巷、回风大巷北侧，西起 线 和岩浆岩侵蚀带一 ，东至 层及北三轨道大巷（规划） 11 保护煤 柱线，北起 层保护煤 柱线 。采区南北长 530m 左右 ， 东西宽600m 左右 ，煤层倾角 8 15/10，采区面积约 采区上下限标高 9801060m。由于采区地质构造比较复杂，采区 面积 小，结合我井设计生产能力，确定采区生产能力为 12 t/a； 采区布置 1 个悬移支架放顶煤工 作面保证采区生产能力，布置 2 个掘进工作面确保采区生产接续。 根据矿井接续，采区准备时间 5 个月 以内，以确保矿井矿联合试运转期开采的工作面的 接替 ，要求该采区首采工作面 2013 年 11 月前投产。 第二节 采区开采方案比较 一、 采区 方案 根据 980m 北二采区煤层赋存及地质构造情况，为利于 980m 北二 采区 的开拓及矿井回采 工作面的接续，经综合分析 ， 对 主系统位置筛选出如下 可行 二个方案 进行比较。 方案一： 利用 980m 轨道大巷西侧、 980m 回风大巷北侧已施工的两条探煤巷作为 轨道 上山 下部车场 和 运输机上山的开口位置，将 采区主系 统布置 在火成岩倾入区一东侧 ， 采区单翼布置。 轨道大巷 和 运输大巷 均沿 4 号煤层顶板 布置。 各工作面轨道顺槽与轨道上山直接沟通，运输顺槽与 运输 上山直接连接，形成工作面煤炭、材料运输及进、回风等生产系统。 为便于煤炭、材料、设备等运输，工作面运输顺槽与轨道上山交叉处采用风桥隔开（运输顺槽布置在轨道上山的下面）。 方案二： 12 延长已有的北一采区 4 号煤轨道巷、 4 号煤运输巷两条巷道，分别作为采区的轨道上山 和 运输上山， 4 号煤轨道巷、 4 号煤运输巷 穿过火成岩倾入区二后，将 轨道 上山和 运输 上山布置在 区单翼布置。 轨道大巷 和 运输大巷 沿 4 号煤层顶板布置。 各工作面轨道顺槽与轨道上山直接沟通，运输顺槽与 运输 上山直接连接，形成工作面煤炭、材料运输及进、回风等生产系统，采区单翼布置。 为便于煤炭运输，工作面运输顺槽与轨道上山交叉处采用风桥隔开（运输顺槽布置在轨道大巷的下面）。 二 、采区方案比较 二方案仅进行差异比较，相同部分不作比较 。 1、技术 比较 方案一的优点： 工作面两道与采区上山正交，工作面回采结束线与采区主系统平行，工作面采出煤量相对较多。 矿井回风立井 在采区主系统的西侧，副立井、主立井在采区主系统的东侧，采区回风流经运输上山后可以直接进入回风立井，采区通风系统简单、稳定，风流控制容易。 采区主系统布置在火成岩侵入区一的东侧，利于采区主系统避开断层布置。 采区区段个数 5 个，较方案二多 1 个，采区资源回收高。 采区单翼布置，工作面走向长度相对较长，采掘工作面搬家相对较少，利于工作面连续推进和采区生产能力稳定。 13 方案一的缺点： 采区主系统布置在 火成岩侵入区一东侧 ， 火成岩 侵入区一的范围不是太清楚，采区主系统施工时可能要穿过火成岩侵入区。 方案 二 的优点： 采区单翼布置，工作面走向长度相对较长，采掘工作面搬家相对较较少，利于采区生产能力稳定。 方案 二的 缺点： 工作面两道与采区上山斜交，工作面回采结束线与采区主系统斜交，煤柱损失相对较多，采区的资源回收较低，工作面回采时需要调面。 矿井回风立井、副立井、主立井在采区主系统的同侧，采区回风线路长，通风阻力较大。 首采工作面投产井巷工程量较 大，采区区段个数 4 个，较方案二少 1 个，采区资源回收低。 采区主系统布置利用北一采区 4 号煤轨道巷、 4 号煤运输巷两条巷道，采区轨道上山和运输上山需要穿过 火成岩侵入区二，采区主系统施工较困难， 层可能影响采区主系统的布置。 2、 首采面投产工期比较 方案一、方案二首采面投产工期主要取决于运输山、 轨道大巷及首采工作面工程量的多少， 方案一 首采工作面投产工程量 1711m，其中 岩巷 309m；方案 二首采工作面投产工程量 1968m，其中 岩巷 154 m，考虑到岩石巷道施工较困难，两方案首采 面投产工期相当。 2、采区采出煤量比较 980m 北二采区 4 号煤合计工业储量 t，根据两方案的采区上山布置和区段划分，扣除采区上山保护煤柱、区段煤柱及 计算，方案一可采储量 14 为 t，方案二可采储量为 t，按厚煤层回收率 75%计算，方案一采出煤量要比方案二多 t，方案一采区服务年限较方案二长 1 年以上。 三、 采区开拓 方案选择 与确定 经过对两方案的细致比较和综合分析，方案一 为双翼布置，利于采掘工作面布置和接替， 工作面两道与采区上山正交，采区采出煤量较多，采区通风系统简单、稳定，风流控制容易，首采工作面投产井巷工程量少，施工时间短等显著优点。 故设计推荐方案一作为 980m 北二 采区的开采方案 。 采区准备及投产日期见表 1。 表 1 采区准备时间及首采面投产日期表 序号 巷 道名 称 工程量 （ m） 煤岩 别 日进（ m） 掘进 天数 施工 日期 施工队伍 1 采区下部车场 97 岩 4 24 进一 2 运输石门 142 岩 4 36 进二 3 轨道上山 360 煤 8 45 进一 4 运输上山 350 煤 8 44 进二 5 采区变电所 30 煤 6 5 15 掘进二 6 4101 运输顺槽 及进料巷 70 岩 4 18 进三 7 4101 运输顺槽 290 煤 8 36 进三 8 4101 轨道顺槽 325 煤 8 41 进四 9 4107 切 眼 95 煤 8 12 进四 掘进总工期 114 15 注：采区巷道施工开工日期暂定为 2013 年 7 月 1 日。 第二节 采煤方法（工艺）、顶板管理、巷道布置及开采顺序 一 、采煤方法 及工作面装备 980m 北二采区 4 号 煤为中厚 厚煤层，煤层厚度 提高工作面资源回收，确定采用悬移支架炮采放顶煤工艺开采。 工作面支架选用 6/24 型悬移支架，工作面刮板运输机选用0T 型刮板运输机（运输能 力 150t/h）。 运输顺槽超前运输机选用 0T 型刮板运输机（运输能力150t/h）。 轨道顺槽选用 2 台 5 型乳化液泵（ 1 用 1 备）， 用 喷雾泵 2 台（ 1 用 1 备）。 工作面轨道顺 槽 辅助运输选用 调度绞车 。 二、采煤工艺及顶板管理 工作面采用爆破落煤，采用 0T 型刮板运输机运煤， 6/24 型悬移支架支护顶板。 工作面采高 煤高度 放比 1： 煤步距 用全部 跨落法管理顶板。 三、 采区巷道布置 1、区段划分 980 m 北二采区 4 号 煤在开采范围内，倾斜长度 620m 左右 ，扣除 火成岩倾入区一、二的影响， 可采倾斜长度 600m 左右 ，设计将 4 号煤层划分 为 5 个区段，区段 长度 100m，区段煤柱 15m，工作面倾斜长度 85 m(扣除两道宽度，工作面净长度 82m） 。 16 2、采区巷道布置 运输 上山 ： 下段利用已施工的探煤岩巷，继续往前施工平巷见 4 号煤层后，沿 4 号煤层布置，跟煤层顶板掘进， 为便于煤炭、材料、设备等运输。 作为采区的 回风、运煤 上山。 轨道上山 ： 利用已施工 的探煤岩巷作为轨道大巷下部车场，见 4 号煤层后，沿 4 号煤层布置，跟煤层顶板掘进。为便于煤炭、材料、设备等运输，工作面运输顺槽与轨道大巷交叉处采用风桥隔开（运输顺槽布置在轨道上山的下面）。 作为采区 进风、行人 、 运料 上山。 采区变电所： 沿 4 号煤层布置，跟煤层顶板掘进。 工作面运输顺槽、轨道顺槽 ： 沿 4 号煤层布置，跟煤层底板掘进 。 工作面切眼 ： 沿 4 号煤层布置，跟煤层底板掘进 。 3、巷道掘进及支护 采区前期安排 2 个掘进队掘进采区轨道上山和运输上山， 当轨道上山、运输上山施工至首采工作面轨道顺槽开口位置前 50100m，再安 排 2个炮掘工作面施工首采的 4201 工作面顺槽及切眼。 巷道断面及支护方式 运输 上山：沿 4 号煤层布置，跟煤层顶板掘进， 采用 矿用 11 号工字钢棚支护 ， 棚距中 中 700形 断面， 上净宽 净宽 高 2m； S=作为采区的 回风、运煤 上山。 轨道上山 ： 沿 4 号煤层布置，跟煤层顶板掘进， 采用 矿用 11 号工字钢棚支护 ， 棚距中 中 700形 断面， 上净宽 净宽 高 2m； S=作为采区 进风、行人 、 运料 上山。 采区变电所 ：沿 4 号煤层 布置，跟煤层顶板掘进， 采用 矿用 11 号工字钢棚喷浆支护 ， 棚距中 中 700形 断面， 上净宽 净宽 17 高 S= 工作面运输顺槽、轨道顺槽：沿 4 号煤层布置，跟煤层底板掘进，采用 矿用 11 号工字钢棚支护 ， 棚距中 中 700形 断面， 净宽 高 2m； S=作为采区的 回风、运煤 上山。 工作面切眼：沿 4 号煤层布置，跟煤层底板掘进， 采用 锚杆锚索支护 ， 矩形 断面， 净宽 高 S= 巷 道 施工工艺 巷道采用炮掘工艺施工。前期安排 2 个炮掘工作面施工轨道上山下车场（轨道上山）和运输石门（运输上山），当施工轨道上山、运输上山施工至首采工作面轨道顺槽开口位置后，再安排 2 个炮掘工作面施工首采工作面的回采巷道。掘进工作面煤炭采用刮板运输机运输，材料、设备运输采用调度绞车。 工作面运输顺槽、轨道顺槽沿 4 号煤层布置，跟煤层底板掘进， 采用 矿用 11 号工字钢棚支护 。 工作面切眼沿 4 号煤层布置，跟煤层底板掘进， 采用 锚杆锚索支护 ，矩形 断面 。 四、回采顺序及工作面接替 为便于采区尽快，首采工作面选择采区最下一个区段 4201 工作面，采区 开采顺序区段 上 行开采 。 工作面接替： 4201 工作面 4202 工作面 4203 工作面 4204 工作面 4205 工作面。 三、采区工程量 采区工程量见表 2。 表 2 采区 工程量统计表 18 序号 巷道名称 岩巷 （ m） 煤巷 （ m） 1 采区下部车场 97 2 运输石门 142 3 轨道上山 360 4 运输上山 320 5 采区变电所 30 6 工作面顺槽及切眼 70 4204 合 计 309 4914 第三节 采区生产能力、采掘工作面个数及服务年限 一、工作制度 矿井 年工作日 330 天， 扣除矿井检修和工作面安装拆除时间 30 天，工作面年回采时间为 300 天。 采用 三八制作业、二班生产，一班检修。 二、采区生产能力 工作面 两道中 中倾斜长度 85m，扣除两道顺槽宽度，工作面倾斜净 长 度 82m， 循环进度 每班 1 个循环，每日 2 个循环。 根据类似矿井经验，放顶煤开采顶煤回收率为 65%。 则 工作面循环产量： 82（ 90t。 工作面回采正规循环率 80%， 工作面平均日产量 290264t。 则回采工作面年 产量： 464300= t。 考虑 5%掘进煤 ，则采取 掘进煤 年产量 t。 采区 年平均 生产能力 为 t/a。 三、采掘工作面个数 19 根据采区煤层开采条件，本着集中生产、便于管理，结合矿井生产经验，采区投产后 980m 北二采区布置 1 个悬移支架炮采工作面和 2 个炮掘工作面保证采区生产能力和接替，采区采掘比例为 1:2。 四、采区储量及服务年限 980m 北二 采区 4 号 煤 合计 工业储量 t， 根据 两方案的采区上山布置和 区段划分，扣除采区上山保护煤柱、区段煤柱及 规划中的北三采区上山煤柱 ， 经计算，方案一可采储量为 t。 五、采区服务年限 采区服务年限 T=Z / 。 式中 T 采区服务年限， a； Z 采区可采储量，万 t； K 储量备用系数 ,取 第四节 采区主要生产系统及设施 一、 采区通风 一）矿通风现状 矿井建有完整的独立通风系统，旋风机，一台工作，一台备用。 井下各生产系统、硐室均有独立的通风系统。井下各种通风设施齐全、可靠。矿井在副立井、回风立井 井筒内设有通往地面的梯子间，作为矿井的安全出口。 矿井采用主、副立井进风、回风立井回风的中央并列抽出式通风方式。 20 反风设施：通风机反转反风。 北二采区投产后，矿井生产采区个数为两个，即 980m 水平 北二 采区和北一采区， 矿井采掘生产基本转入北二采区，北二采区需要通风的地点有，一个采煤工作面、二个掘进工作面及一个采区变电所。 矿井北一采区需要通风地点有一个探煤巷道掘进工作面。 二）采区供风量计算 1、采掘工作面布置 采区生产时布置 1个炮采放顶煤采煤工作面、 2 个掘进工作面，不设备用工作面，需要通风的地点有， 一个悬移 支架放顶煤采煤工作面、二个炮掘工作面、一个采区变电所及采区绞车房等。 2、通风系统 新风经副立井井底车场 980m 轨道大巷北二采区下部车场北二采区轨道上山轨道顺槽工作面。 乏风由工作面运输顺槽北二采区运输上山回风上山回风立井地面。 3、采区风量计算 按采区最大班作业人数计算 Q 4N 4 50 200m3/中： N井下同时工作最多人数 采区风量采用分别计算法，即按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算， 计算公式如下： Q 采区 =( Q 采 Q 掘 + Q 硐 + Q 其它 ) K 通 式中： Q 采区 矿井总风量， m3/ 21 Q 采 采煤工作面需风量总和， m3/ Q 掘 掘进工作面需风量总和 ， m3/ Q 硐 独立供风的硐室需风量总和 ， m3/ Q 其它 其它行人及维护巷道需风量总和， m3/ K 通 采区通风系数，取 采煤工作面需风量计算 a 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 Q 采 =100q 采 100 式中： Q 采 采 煤 工作面需要风量， m3/ q 采 采煤工作面绝对瓦斯涌出量 ，根据 2012 年矿井瓦斯鉴定结果，矿井瓦斯绝对涌出量为 作面瓦斯涌出不均匀备用系数，取 b 按工作面温度计算 Q 采 =60c6088m3/ 式中： 采工作面适宜风速， 取 s； 采工作面平均有效断面， 采高 作面最小控顶距 大控顶距 （ 。 作面长度系数，取 c 按炸药消耗量计算 Q 采 =25A=25 4=100 m3/d 按工作人员数量计算 420=80 m3/中： 煤工作面最多 作业 人数。 22 根据以上计算，回采工作面的风量取其最大值， Q 采 =300m3/ e 按风速验算 工作面风速验算： 15S 采 =105 m3/Q 采 =350 m3/240S 采 =1440 m3/中： S 采 回采工作面平均有效断面， 工作 面风速均满足煤矿安全规程第一百零一条的要求。 掘进工作面需风量计算 氧化碳）涌出量计算 Q 掘 =100q 掘 K 掘 =1009.2 m3/中： Q 煤 炮掘工作面供风量， m3/ q 煤 炮掘工作面瓦斯绝对涌出量， 根据 2012 年矿井瓦斯鉴定结果，矿井瓦斯绝对涌出量为 K 掘 掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取 炸药用量计算 Q 掘 =25A 掘 =2500 m3/中： A 掘 炮掘工作面一次放炮 的炸药用量， 掘进工作面人数计算 Q 掘 =4N 掘 =48=32 m3/中： N 掘 掘进工作面同时工作的最多人数。 局部通风机吸风量计算 Q 掘 =Q 扇 I i+15S 掘 进 工作面 风量 ： Q 煤 =Q 煤扇 I i+15S=1451+1550m3/中： Q 扇 炮掘工作面局部通风机吸风量， 根据掘进巷长度，选 23 局部通风机向掘进工作面供风，局部通风机全负压 吸风量136250 m3/ 145m3/ 进工作面同时通风的通风机台数 ， 1 台 ； S通风机吸风口至掘进工作面回风流之间的巷道断面积， 取采区掘进工作面最大掘进断面， 根据以上计算，掘进工作面的供风量为 250 m3/ 风速进行验算 15S 掘 =105m3/Q 煤 =250m3/240S 掘 =1680m3/ 进 工作面满足煤矿安全规程第一百零一条的要求。 （ 3）采区独立供风硐室 采区变电所供风量取 60m3/区绞车房供风量取 50m3/ （ 4） 其它需要行人及维护巷道 采区内需要行人及维护巷道， Q 其它 =50m3/二采区总风量： Q 采区 （ 300 250 2 60+50） 1092m3/ 1100 m3/ （ 5） 采区风量分配（见表 3） 表 3 采区风量分配 序号 用风地点 需风量（ m3/ 实际配风量（ m3/ 工作面（巷道）个数 总风量（ m3/ 1 采煤工作面 300 360 1 360 2 掘进工作面 250 300 2 600 3 采区变电所 60 80 1 80 4 采区绞车房 50 60 1 60 24 5 通风巷道 50 60 1 60 合 计 1100 三）避灾路线及紧急避险系统 避灾路线 水灾避 灾 路线 现场人员发现水灾事故，迅速组织人员按避灾路线撤离危险区。具体路线为： 采掘工作面北二采区轨道上山下部车场 980m 轨道大巷副立井地面。 火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故避 灾 路线 现场人员发现 火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故 ，迅速组织人员按避灾路线撤离危险区 ， 具体路线 如下 ： 矿井正常通风情况下：采、掘工作面北二采区轨道上山采区下部 车场 980m 轨道大巷副立井地面。 矿井正常反风情况下：采掘工作面北二采区运输上山回风上山回风立井地面。 紧急避险系统 矿井在主立井西侧 980m 轨道 大巷 布置有紧急避难硐室，能满足矿井紧急避险的要求（正在施工中），北二采区首采工作面投产前，必须确保矿井紧急避险系统投入使用，否则北二采区首采工作面不得回采。 二、采区排水系统及设备 采掘工作面涌水自流至工作面临时水仓后，通过小水泵和管路排入北二采区下部车场经 980m 轨道大巷水沟流入 980m 中央水仓后，经中央泵房水泵由副 立井排至地面。 25 采区上山开采，采区准备巷道和工作面顺槽底板标高均高于水平大巷标高，采区准备巷道和工作面顺槽涌水可以自流进入 980m 轨道大巷水沟流入 980m 中央水仓，采区不设排水系统。考虑到工作面顺槽沿煤层掘进，煤层底板有起伏，设计在回采工作面运输巷、轨道巷和掘进工作面安装水泵和排水管路，将采掘工作面涌水排至轨道上山水沟后 自流进入980m 轨道大巷后经 980m 中央水仓由中央水泵房水泵排至地面。回采工作面运输巷、轨道巷和掘进工作面小水泵型号： 程15m，电机功率 水管直径 75。 三、采区供电及设备 由中央变电所高压供电柜（ 6#柜）代采区变电所， 进头进行供电。另利用原风机专供变压器，对掘进头风机实行双电源供电，运输系统的 1、 2 部皮带的供电由中央变电所供电。 （一）、采区负荷统计： 设备名称 电机型号 额定功率 （ 工作电压 （ V） 工作电流 （ A） 启动电流 （ A） 电机台数 总功率 （ 刮板运输机 40 40 660 44 240 2 80 刮板运输机 30 30 660 33 180 2 60 乳化泵站 00 660 220 1200 2 400 26 煤电钻 绞 车 5 660 30 150 1 25 绞 车 60 13 70 1 水泵 660 5 24 1 4 负荷统计： 工作电流 ： 418 A (二 )、采区供电计算 、高压电缆选择计算 1、已知采区装机总容量 、回采工作面设备需用系数及功率因数 200 中 工作面电机额定容量之和 工作面最大容量电机额定功率 200 需用系数： 率因数： 、掘进工作面设备需用系数及功率因数 需用系数： 率因数： 27 4、采区总视在功率 S 280 60 271 回采工作面总功率， 280 掘进工作面总功率， 605、按经济电流密度选择电源高压电缆截面： (1)按高压电缆的最大长时工作电流选电缆截面 选用 3 50 高压电缆 、变压器容量的选择计算 采区变压器的选择 S 271据 S 值，选变压器 1 台， 型号： 500 6 根据以上计算， 980m 北二 采区 采区变电所，装备移动变电站 1 台 、采区低压电缆的选择及低压开关的保护与校验 低压电缆的选择 按正常允许电压损失选择电缆截面 1、支线电缆的电压损失 50 1 16 橡套电缆 00 00m= 200 60100%5V 28 2、变压器的电压损失 b=00266=b= b( s in%c o s%V) =( = =690100%) 3、支线 电缆的电压损失 50 1 16 橡套电缆 0 40m= 40 % 6010%1=、 求网络电压总损失 P= 5 63 符合要求 、采区低压开关保护的整定及灵敏度检验 供采煤工作面的低压开关整定值 1、计算 电开关过电流值 ： 0 7 40=320A 400A 00 280+40=308 （ 2）、工作面运输机两相短路电流计算 29 50 16(180m)； 50 16(60m)； L= 查表得 I D 2= 2650 A （ 3）、供掘进工作面馈电 开关的整定值： 计算 电开关过电流值 ： 0 7 30=240A 300A 00 210+30=231 （ 4）、掘进头输机两相短路电流计算 50 16(150m)； 50 16(70m)； L= 查表得 I D 2=2838A （ 5）、灵敏度效验 掘进工作面 3002838=煤工作面 3002650 =、运输系统及设备选型 1、运煤系统 工作面 工作面 运输顺槽 980m 北二采区运输上山 980m 回风大巷 980m 井底煤仓 主井 地面。 2、采区辅助运输（运矸石、材料等）路线 30 设备、材料运输系统 地面 副 立 井 980 980980m 北二 采区 下部 车场 北二 采区轨道 上山 轨道（运输）顺槽 工作面。 矸石运输系统 工作面