恒宝源矿井田首采面设计说明书

1、同煤集团恒宝源矿井田首采面设计说明书第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况一、采区位置恒宝源矿井田受区域担水沟大断层及其次生断层影响，煤层被分割成三个自然分区。首采区即4#层一采区位于井田1198水平中部f2逆断层以东及f4担水沟正断层以北一带，该采区设计开采4#-11#煤层，先采4#煤层。其四邻关系为：东部为原下磨石沟矿采空区，南部为井田三条开拓大巷及f4大断层，西部为f2逆断层，北部为西沙河矿采空区。采区开拓时，在东胶带巷见煤点以下36米和东轨道巷见煤点往下48米处新发现一正断层，推测断层走向北东66度，倾向北西24度，落差2030m，倾角80，该断层将本采区分成东西两部分，西面部分位

2、于断层下盘范围相对较大，东面部分为断层上盘范围较小。由于开拓巷由西向东下山掘进时见煤点已落至断层下盘煤层内，而断层上盘小部分煤层已无法布面开采，因此，采区设计只考虑断层西部。断西范围东西走向平均长度250m，南北倾斜宽约350m，面积为0.0775km2，储量为1.34mt。二、开采范围及邻近采区关系1、开采范围如下：北起4363500线；南至东回风大巷；西起f2断层；东至19613000线。采区走向长250米、倾斜长350米,面积为0.0775km2。2、储量计算工业储量：q工=s.m4-1.v4-1+ s.m4-2.v4-2 =7750010.751.4+775001.61.4=134万吨

3、永久煤柱损失量：p永=p f2+p西沙河+p新断层=（32020+25040+35020）12.351.4=40.5万吨设计利用储量：q用= q工- p永=134-40.5=93.5万吨可采储量：q采= q4-1+ q4-2=46.6+6.9=53.5万吨3、煤层埋藏深度及小窑开采情况4#煤层埋藏最大垂深为287m。根据地质报告调查，2007年朔城区西沙河煤矿越界开采，开采部位在井田北界中段，即本采区北部，开采4-1、4-2、9号三个煤层，各煤层开采面积均为54.62km。4、井上下对照关系：本区地面为山坡沟壑地形，无重要建筑物，地表大部分被黄土、植被覆盖。东部有一较大荒沟，沟宽约5米，常年无

4、水，只在雨季形成径流。第二节 地质特征一、地质构造（一）、煤系地层：1石炭系上统太原组（c3t）井田主要含煤地层，据井田钻孔揭露，本组厚度92.38115.30m，平均106.16m。主要由灰白色、灰色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩和7层煤层组成，至上而下煤层编号分别为4-1、4-2、5、8、9、10、11号煤层，其中4-1、4-2、9、11号煤层为稳定可采，5、10号煤层为不稳定局部可采煤层，8号煤层不稳定不可采。底部有4.46m厚的中粗砂岩，特征明显定为k2标志层，与下伏地层呈整合接触。2二叠系下统山西组（p1s）井田含煤地层之一，岩性主要由灰色、灰白色砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩和粉砂

5、岩组成，中下部发育13层薄煤层，分别为1、2、3号煤层，均为不稳定不可采。底部砂岩(k3)为灰白色细中粒砂岩，局部相变为粉砂岩，为4号煤层的老顶，与下伏太原组整合接触。该组厚度38.9159.63m，平均50.19m。（二）、煤层赋存情况：井田内含煤地层为石炭系上统太原组（c3t）及二叠系下统山西组（p1s）。主要含煤地层为太原组。1、太原组（c3t）本组含4-1、4-2、9、11号主要可采煤层及5、10号不稳定局部可采煤层。根据含煤性可分为两段： 下段：从k2至8号煤层上砂岩底，厚度48.1062.30m，平均59.91m。含8、9、10、11号煤层，为一套砂岩、泥岩、砂质泥岩、石灰岩及煤层

6、组成的含煤层段，11号煤层顶板为砂质泥岩、底板为砂质泥岩，煤层层位稳定，是在潮坪和潮坪砂坝的基础上发育起来的泥炭沼泽，煤以半暗煤为主，硫含量较高；9号煤层沉积厚度大，煤岩类型以半亮煤为主，硫分含量较高，在煤层中可见透镜状黄铁矿、菱铁矿结核，9号煤层为半咸水三角州前缘和三角州成煤环境的产物。再向上为三角州分流河道沉积，在其两侧洪泛盆地或支流前端，局部地方发育了沼泽，沉积了不稳定的8号煤层。上段：从8号煤层上砂岩底至k3砂岩底，厚度39.2250.10m，平均43.25m。含有41、42、5号煤层， 41、42号煤层稳定可采，5号煤层不稳定局部可采，具高灰低硫的特点，为发育在三角州平原洪泛盆地上的

7、淡水泥炭沼泽。2、山西组（p1s）主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及粉砂岩组成，在其中下部发育3层薄煤层，均为不稳定不可采煤层，含煤性较差。综上所述，井田主要含煤地层为石炭系上统太原组。其主要特点是含可采煤层多，且厚度大，分布稳定，反映了晚石炭世太原期在井田一带形成了良好的成煤环境，其广泛分布的泥炭沼泽环境非常适宜植物生长，且延续时间长，从而堆积形成了厚度较大、全区稳定可采的4（分叉为41、42）、9、11号煤层。（三）、构造特征：1、断层（1）f4担水沟正断层：位于井田南部，走向近东西，倾向南，倾角7080，落差120350m，横跨恒宝源矿区，长约1900m，地面填图时发现。4号煤层东北部采空区南

8、界即遇到该断层而停止，hb4号孔222米处见该断层。（2）f2逆断层：位于井田中西部，其南端与担水沟正断层相交，走向北东向，倾向北西315，h=30-80m，倾角40-70，在补2钻孔北部巷道内揭露处h=30m，倾角37。井田内延伸长度为1200m左右。井下采掘时揭露。（3）f5正断层：该断层是根据hb6、补2、1901三个钻孔及5101巷道南端4-2煤层底板标高及2006年上石磨采空区s1点4-2煤层底板标高推断而来。倾向北西280，h=30-50m，倾角70。（4）新发现断层：位于东胶带巷见煤点以下36米和东轨道巷见煤点往下48米处，推测断层走向北东66度，倾向北西24度，落差2030m，

9、倾角80。 采区内断层情况统计表编号性质产状：倾向，倾角落差h位置确定依据f2逆断层315，40-70h=30-80m位于井田中西部，补2号孔北部巷道见延长1200m，4号煤开采时见f4正断层180左右，70-80h=120-350m4号煤层采空区南界遇到，hb6号孔见。位于井田中南部横跨井田，长约1900mf5正断层280左右，70h=30-50m位于井田中部f2 与f4之间。根据hb6号孔，补2号孔，1901号孔等处煤层底板标高推断新正断层336左右，80h=20-30m位于东胶带巷见煤点以下36米和东轨道巷见煤点往下48米处备注2、岩浆岩及陷落柱井田内尚未发现有岩浆岩侵入现象和陷落柱存在

10、。3、小窑及构造影响北部西沙河矿侵入本区54.62km，东部有下磨石沟矿采空区；本采区位于区域大断层附近，次生断层多，采区中部又发现了新断层。这些不仅使本区可采范围非常小，而且对本区安全上也会造成威胁。二、煤层与煤质（一）井田可采煤层为4-1、4-2、5、9、10、11号煤层，4号煤层井田内分叉为4-1、4-2号。现分述如下： 1、4-1号煤层赋存于太原组顶部，煤层厚度9.94-20.79m，本区约10.75m，属全区可采的稳定煤层。该煤层结构简单复杂，含夹矸06层，岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩。本煤层老顶为k3砂岩，顶板为砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩，有时有炭质泥岩伪顶。底板一般为含植物根

11、化石的泥岩、细砂岩、炭质泥岩。24-2号煤层位于4-1号煤层之下，为4号煤层分叉煤层，上距4-1号煤层底1.004.03m，平均2.76m。煤厚0.58-4.28m，平均1.61m，结构简单，局部含夹矸1层，为大部可采的稳定煤层，仅在hb6号孔不可采，厚度0.58m。顶板为泥岩、细砂岩、炭质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。35号煤层 位于太原组上部,上距4-2号煤层0.973.78m，平均2.03m。煤厚02.02m，平均0.91m，结构简单，不含夹矸，为局部可采的不稳定煤层，可采区仅位于井田西北部。顶板为粉砂岩、砂质泥岩，底板为炭质泥岩、细砂岩。49号煤层位于太原组下部，上距5号煤层28.064

12、3.59m平均35m。煤层厚度1.2017.22m，平均9.5m，为全区可采的稳定煤层。该煤层结构简单较简单，含夹矸05层。夹矸岩性多为泥岩、炭质泥岩。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、中、细砂岩。煤层厚度变化规律为井田中部煤层最厚17.22m，井田内9号煤层厚度变化规律为由中部向西北和东南边逐渐变薄。510号煤层位于太原组下部，上距9号煤层2.102.68m，平均2.39m。煤层厚度03.60m，平均1.26m。在西部风氧化带处可达3.60m，为局部可采的不稳定煤层，可采区位于井田西部。该煤层结构简单，含夹矸02层。该煤层直接顶板为中砂岩，底板为砂质泥岩。611号煤层位于太原组下部，上距

13、10号煤层2.603.92m，平均3.28m.煤层厚度0.376.24m，平均4.86m，在hb2号孔处，局部不可采为0.37m。为大部可采的稳定煤层，该煤层结构较简单，含夹矸02层，夹矸岩性为高岭岩或炭质泥岩。该煤层直接顶板为砂质泥岩，底板为砂质泥岩。 各 煤 层 特 征 表 煤层号煤层厚度(m)煤层间距(m)结构(夹矸数)稳定性可采性顶底板岩性顶板底板4-19.94-20.7912.471.00-4.032.76简单-复杂(0-6)稳定全区可采砂质泥岩粉砂岩、细砂岩泥岩细砂岩、炭质泥岩4-20.58-4.281.61简单(0-1)稳定大部区可采泥岩、细砂岩炭质泥岩泥岩砂质泥岩0.97-3.

14、782.0350-2.020.91简单（0）不稳定局部可采泥岩、砂质泥岩炭质泥岩、泥岩26.06-40.2933.491.20-17.229.5简单-较简单(0-5)稳定全区可采泥岩砂质泥岩泥岩中砂岩、细砂岩2.1-2.682.39100-3.601.26简单（0-2）不稳定局部可采泥岩、中砂岩、细砂岩砂质泥岩2.60-3.923.28110.37-6.244.86较简单(0-2)稳定大部可采砂质泥岩砂质泥岩（二）、煤种工业牌号及煤质分析：本区4#层为弱粘结性长焰煤，外观黑色，沥青-弱玻璃光泽，断口平坦或参差状，水平层理，块状构造，发育裂隙，裂隙面可见方解石和黄铁矿膜，4-1号煤容重1.51吨

15、/米3，4-2号煤容重1.45吨/米3煤质工业指标： 4-1灰分（ag）28.76% ；硫分（sq）0.89%；挥发分（vr）38.37% ；发热量（q）22.36mj/千克；4-2灰分（ag）28.76% ；硫分（sq）0.89%；挥发分（vr）38.37% ；发热量（q）22.36mj/千克；三、瓦斯、煤尘、地温本区属低瓦斯煤层，相对瓦斯涌出量2.34m3/t，co2相对涌出量3.88 m3/t，煤层有自然倾向性，等级级，煤尘自然发火期为4-6个月，煤尘爆炸性指数约为30%。据本矿及邻矿开采调查，井下未发现地温、地压异常现象，属地温、地压正常区。四、水文地质1、地面水文地质地面地形多为小山

16、包与沟壑相组成，没有积水小盆地，有一条较大的荒沟，平时为无水，只是雨季时有短暂的洪水向东南流过，并全部流出本区矿界外，短时间内有降水水量补给地下，潜水对煤层的开采影响小。2、井下水文地质：本区地层含水层主要为太原组地层的砂岩带，但由于本组含水层埋藏较深，又因其间有泥岩作为相对隔水层,不易接受上覆含水层越流和大气降水渗入，补给条件差，对矿井充水影响不大。断层含水性，由于断层多落差大，并且极可能破坏了地层结构，因此断层均具有一定的导水性，但富水性一般较小。在井下煤层开采过程中，曾揭露了f1、f2、f3断层，开始时，断层渗水较大，半个月后断层渗水减少，甚至无水。总之，断层渗水对煤层开采有一定的影响，

17、应引起足够的重视。奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层，水位标高为1062m左右，4-1、4-2号煤层在担水沟断层以北高于奥灰水位，南部低于奥灰水位，本区4-1、4-2号煤层在奥灰水位之上约3060m之间。虽然对本区影响不大，但还应严加防范。经计算，若生产能力达到0.90mt/a， 则开采4-1、4-2号煤层时矿井预计最大涌水量为60 m3/h，即：1440m3/d，正常涌水量为51.6 m3/h，即：1238m3/d。五、地质勘探程度及存在问题本采区范围内仅有一个1901#钻孔，但附近断层较多，判别构造时有困难。存在的问题及应补充勘探工作的建议。（1）及时研究并查明本井田内及周边矿井的采（古）空区积水

18、积气情况，并对其采取针对性防治措施，确保采区安全生产。（2）矿井工作面采煤前，应当采用物探、钻探、巷探和化探等方法查清工作面内断层等构造和含水层（体）富水性情况。第二章 采区准备第一节 采区范围及储量1、一采区4#层采区走向长250米、倾斜长350米,面积为0.775km2。设计开采4-1号煤和4-2号煤层。2、确定采区边界依据依据矿井初设采区划分，地质构造影响，及现有的采掘巷道布置情况及采掘设备选型确定。采区边界确定：北起4363500线；南至东回风大巷；西起f2断层；东至19613000线。3、储量工业储量 =134万吨设计利用储量=93.5万吨可采储量 =53.5万吨第二节 采区设计生产

19、能力及服务年限一、工作制度依照煤矿设计规范，年工作日数按330天计算，“四、六”制作业，每天三班生产一班准备，每班完成一个循环，循环进度0.6米，日进度1.8米，年推进度约505米。二、采区生产能力采区实际生产能力即为矿井年生产能力等于回采工作面生产能力和采区掘进工作面掘进煤量之和。1、回采工作面生产能力按下式计算： a采=m1llrc1m2llrc2式中： a采采煤工作面年生产能力，kt/a； m1采煤工作面机采高度，m1=3.3m； m2采煤工作面放煤高度，m1=7.45m；l采煤工作面长度，取l=120m； l采煤工作面年推进度，l=505m； r煤的容重，r=1.4t/m3； c1采煤

20、工作面机采回采率，取0.93；c2采煤工作面放顶煤回采率，取0.85。a采=3.31205051.40.937.451205051.40.85 =280831.9+579461.7（t/a） =0.86（mt/a）2、掘进工作面掘进煤量计算采区有两个煤巷掘进工作面掘进工作面掘进煤量按回采工作面产量的10%计算：a掘=0.8610%=0.086（mt/a）3、采区生产能力计算a区= a采a掘=0.860.086=0.946mt/a0.90mt/a4、采区生产能力验算运输设备能力验算为保证采区生产能力a11.3946000/330150.7=354.9()式中：a1采区皮带最低运输能力，；k产量不

21、均衡系数，k1.3；t采区皮带日出煤时间，取t15h；n- 运输设备正常工作系数，n=0.7。运输顺槽使用ssj1000/275型可伸缩胶带输送机，最大输送长度1000m，运输能力630t/h，带速1.9m/s，带宽1000mm，电机功率275kw，故验算合格。采区通风能力验算采区生产能力应和通风能力适应为满足生产能力，要求aafaf=60vs1/c =60411.2/0.9=2986吨/d式中：af通风系统能满足的生产能力 t/dv巷道允许最大风速 v=4m/ss14#、11#回风巷净断面 s1= 11.2 m2 c日生产吨煤供风量 c=0.9m3/min根据计算aaf，故验算合格三、设计服

22、务年限本采区开采4-1号煤和4-2号煤层，两层煤各布一个回采工作面，可采出煤量为41.5万吨，采区设计生产能力为90万吨/年，则采区服务年限为：t0.46年（5.5个月）式中：t采区服务年限，年；q采出采区可采出煤量，q采出 41.5万吨；ab采区生产能力，ab90万吨/年；第三节采区巷道布置一、巷道布置方案1、井田开拓大巷布置概述井田开拓大巷布置是以原有下山巷道为基础通过扩刷改造延伸，并平行补掘回风大巷勾通回风立井形成的，由于断层分布多，三条大巷穿层过断，绝大部分为岩巷。主要为刷大延伸井田中部原有的东西向401下山运输巷作为4-1号煤层东胶带运输大巷(巷道方位1260，倾角130)，其头部与

23、主斜井井底煤仓上口相通，形成运煤系统。刷大延伸井田中部原有的东西向401下山回风巷作为4-1号煤层东轨道运输大巷（巷道方位1260，倾角140），它经北轨道巷及井底车场与副斜井相通，形成运料出矸系统。同时在东轨道运输大巷平行间距30m的北侧新掘4-1号煤层东回风大巷，并沟通回风立井，形成回风系统，由于回风立井受断层影响见煤标高较高，东回风大巷贯通时采用平巷掘进，因此，东回风巷要比东轨道巷和东胶带巷高出20多米。三条大巷延伸过f2断层后即为本采区。2、采区巷道布置方案根据本采区的地质情况和煤量赋存条件及现有开拓巷道的布置情况，提出两种巷道布置方案：.由开拓大巷见煤点附近开口，以方位250沿着f2

24、断层方向，掘进三条采区巷道，采区巷间距30米，长度分别约300米，然后向东西方向布置顺槽。三条采区巷与f2断层间留设煤柱20米，顺槽巷与西沙河采空区留设保安煤柱40米。两顺槽掘进至新揭露断层为止，长度约150米，并退后20米圈出走向回采工作面。. 由开拓大巷直接开口布置顺槽。上顺槽从东轨道大巷见煤点开口平行f2掘进，距f2留设保安煤柱20米，掘进40米后通过通风行人斜巷与东回风大巷勾通，然后掘进至距西沙河采空区外40米处，掘进长度310米；下顺槽从东胶带大巷见断层处往外20米开口，先沿着新断层掘长170米，使两顺槽间距达到120米，然后改变方向与上顺槽平行掘进200米，至距西沙河采空区外40米

25、处，然后两顺槽沟通形成倾向回采面。3、巷道布置方案比较：方案比较、工程量比较： 比较项目 方案 方案巷道总工程量比较： 1200m 740m 巷道岩巷工程量比较： 300m 100m备注：岩巷以岩石占巷道断面的2/3以上计算。对总工程量及岩巷进行比较，方案比方案优先。、技术比较方案优点：布置三条采区巷，有利于在地质复杂条件下调整顺槽巷开掘位置，有利于形成正规合理的生产系统，便于管理，巷道相互影响小。缺点：由于采区面积小，采区巷占用资源多，顺槽巷掘进受地质构造和西沙河采空区等不确定因素影响大，掘进长度受断层限制。方案优点：工作面顺槽直接与开拓巷搭接，巷道工程量小系统简单；顺槽掘进范围内，地质情况

26、比较清楚，可行性好，有利于剩余边角煤回收。缺点：两顺槽开口距离近，相互影响大；运输顺槽呈两个方位，增加运输成本，采区水仓需随着工作面后退而后撤。通过上述比较，考虑到采区面积小、服务年限短、煤层倾角不大，同时要保证按时圈出首采面。决定优先选用受地质构造影响小、圈面稳妥、工程量小、安全便捷的方案。即采用方案，由开拓大巷直接开口布置顺槽，上顺槽从东轨道大巷见煤点开口平行f2掘进，距f2留设保安煤柱20米，掘进40米后通过通风行人斜巷与东回风大巷勾通，然后掘进至距西沙河采空区外40米处，掘进长度310米；下顺槽从东胶带大巷见断层处往外20米开口，先沿着新断层掘长170米，使两顺槽间距达到120米，然后

27、改变方向与上顺槽平行掘进200米，至距西沙河采空区外40米处，然后两顺槽沟通形成倾向回采面。二、采区巷道位置选择东轨道巷过f2断层后，见4#煤位于巷道362米处，在巷道420米处见新断层，东轨道巷见4#煤总长度约55米。5101上顺槽开口于东轨道巷360米处，既便于顺槽口维护，又可增加回采面宽度，5101巷沿f2断层方向掘进，方位250，掘进长度310米。为了便于存车，巷道先以平巷掘进30米，再以-130坡度掘见煤层底板，然后沿煤层底板掘进东胶带巷过f2断层后，见4#煤位于巷道470米处，在巷道510米处见新断层，东胶带巷见4#煤总长度约40米。2101下顺槽开口于东胶带巷490米处，距新断层

28、留煤柱20米，先顺着断层方位掘进170米，再沿方位250掘进200米。由于巷道开口处未见煤层底板，同时为了稳装胶带机头的需要，巷道掘进时先以平巷掘进20米，再以-100坡度掘见煤层底板，然后沿煤层底板掘进通风行人斜巷开口于5101顺槽巷往里60米处，以方位750、倾角300与东回风巷贯通，东回风巷贯通位置在联络巷往里170米处。三、采区运输、辅助运输、通风及排水系统1、运煤系统4-8101回采工作面（可弯曲刮板输送机）胶带运输顺槽（可伸缩带式输送机）4-1号煤东胶带运输大巷（带式输送机）井底煤仓（给煤机）主斜井（带式输送机）地面生产系统。2、掘进排矸系统4-1号煤掘进工作面（调度绞车牵引矿车）

29、东轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）副斜井（提升绞车牵引矿车）地面矸石场（汽车运输）。3、井下材料、设备和人员等辅助运输系统地面材料、设备副斜井（单钩牵引矿车）井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）北轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）4-1号煤东轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）轨道运输顺槽（无极绳连续牵引车牵引矿车）4-8101回采工作面。地面下井人员副斜井（人车）井底车场（步行）东轨道运输大巷（步行）轨道运输顺槽联络巷、胶带运输顺槽联络巷（步行）轨道运输顺槽、胶带运输顺槽（步行）4-8101回采工作面。4、通风系统地面新鲜风流主、副斜井北

30、轨道运输大巷（进风行人平巷）4-1号煤东轨道运输大巷（4-1号煤东胶带运输大巷）4-1号胶带运输顺槽4-8101回采工作面轨道运输顺槽4-1号煤东回风大巷4-1号煤总回风大巷回风立井（地面主要通风机）。5、排水系统胶带运输顺槽、轨道运输顺槽（小水泵）采区水仓采区水泵房（主排水泵）东轨道运输大巷（排水管）井底水仓主水泵房（主排水泵）管子道（排水管）副斜井（排水管）地面（排水管）井下水处理站。四、巷道断面尺寸和支护形式1、巷道断面尺寸（表一）2、支护形式：采区巷支护形式：全岩巷顶板为锚带喷，软岩段、煤巷为锚带网喷，帮为锚杆支护。支护材料为：锚杆为18mm、l1.8m的螺纹钢锚杆，锚索为=17.8m

31、m、l=6m的钢绞线，护帮网为菱形金属网，规格为长宽3.41.7m，护帮锚杆为18mm、l1.8m的普通圆钢锚杆。锚杆排间距见断面图。表一： 巷道断面尺寸及参数序号井 巷 名 称煤岩性质断面形状支护形式巷道规格（m）备注净高净宽净断面毛断面1东胶带运输巷岩矩形锚网带喷2.83.39.2410.52东轨道运输巷岩矩形锚网带喷33.29.610.883东回风大巷岩矩形锚带喷3.54.214.716.2842101胶带顺槽煤矩形锚带网33.510.511.8455101回风顺槽岩、煤矩形锚带网3.23.511.212.586通风行人巷岩矩形锚带网2.537.59.187轨道顺槽车场岩矩形锚带网3.2

32、4.5014.415.988切巷煤矩形锚带网柱3.36.5421.621.6说明：工作面顺槽支护形式：顺槽巷道顶板采用锚带网支护，帮采用锚网支护。锚杆为=18mm、l1.8m的螺纹钢锚杆，锚索为17.8mm、l=8m的钢绞线，锚索及锚杆排间距见断面图。顺槽巷锚杆布置四排，排间距为10001000（mm），锚索为两排，排间距为15003000mm。切巷锚杆布置七排，排间距为800800（mm），锚索为三排，排间距为30003000mm。单体支柱为四排，距工作面煤壁0.89m，柱距1.6m。当巷道过地质构造带，顶板破碎、应力集中区域时，采用铺顶网、挂帮网并架设钢棚的支护方式加大支护强度。巷道临时支

33、护采用自制前探梁紧跟工作面支护。锚杆锚固力：不低于3t锚索预应力：不低于30mpa砼标号： 不低于c20喷层厚： 不小于100mm五、采掘比和掘进率1、采区掘进进尺/生产能力ak采区年掘进进尺/生产能力4800/9053.3米/万吨2、巷道掘进率ak移交生产时的井巷工程量/设计生产能力4668/90=51.87米/万吨六、井巷工程量及工期本采区从基建至8101工作面投产时，新增井巷工程量统计如下：总 计： 4668m开拓巷道： 3808m回采巷道： 860m岩 巷： 1976m 建设工期：17.1个月第四节 采煤方法一、现生产采区采煤方法：矿井整合重组前采用炮采刀柱放顶煤采煤方法，经过改造后可

34、实现综合机械化开采。本采区为改造后的首采区，设计采用综合机械化放顶煤开采。二、本采区采煤方法1、采煤方法的选择：根据4#煤层埋藏深度、煤层厚度、煤体强度、节理裂隙发育程度、夹矸情况及顶板岩性等开采条件及采区系统情况来看，本区煤层适应分层综采和综采放顶煤两种采煤方法。虽然分层综采较综采放顶煤回采率要高，但综采放顶煤通过过渡支架放顶煤、加尾煤回收装置、初放和终放采取措施、提高放煤工放煤技术等措施，可以大幅提高其回采率。因此，为了提高矿井的综合机械化水平和现代化管理水平，减少巷道工程量及减轻工人的劳动强度，保证矿井安全建设生产，采用综合机械化放顶煤一次采全高采煤方法，全部垮落法管理顶板。 2、主要巷

35、道布置尺寸东胶带巷、东轨道巷按原巷道方位和坡度掘进即方位1260，倾角130，东回风巷东段以平巷与立井贯通。5101轨道顺槽由东轨道大巷见煤点开口，平行f2断层掘进，距f2留设保安煤柱20米，掘进40米后通过通风行人斜巷与东回风大巷勾通，然后掘进至距西沙河采空区外40米处，掘进长度310米；巷道坡度先平掘30米做车场，再向下150掘进见煤层底板，然后沿煤层底板掘进。2101运输顺槽由东胶带大巷见断层点往上20米开口，先沿着新断层掘长170米，使两顺槽间距达到120米，然后改与上顺槽平行掘进200米，至距西沙河采空区外40米处，然后两顺槽沟通形成倾向回采面；掘进坡度先平掘20米稳装胶带机头，再向

36、下掘进见煤层底板，然后沿煤层底板掘进。采区水仓布置在东轨道巷两顺槽之间北侧煤柱内。3、回采工作面布置工作面布置：工作面采用双巷布置，一条为胶带运输顺槽，净断面3.53米2，另一条为回风、轨道顺槽，净断面3.53.2米2。由于工作面较小，辅助设备不进工作面，在大巷或顺槽设临时硐室存放。工作面长度由采区范围确定，顺槽长度为310m，工作面长度为120米，顺槽可采长度200米。4、回采工艺.采煤机斜切进刀：以溜头斜切进刀为例，当机组在溜头割通之后，待移架、推前溜、放顶煤、拉后溜各工序完成后，头滚筒下降割底煤，尾滚筒上升割顶煤，反向牵引，使滚筒沿溜子弯曲段逐渐切入煤壁，距溜头30m之外停机，将退出段按

37、生产工艺完成各道工序，使溜子、支架推移成一条直线。之后，将机组头滚筒升起，尾滚筒下降，向溜头割煤，当割通溜头后，将机组头滚筒下降割底煤，尾滚筒上升割顶煤，机组开始由溜头向溜尾方向正常割煤。依次完成移架、推前溜、放顶煤、拉后溜各道工序。溜尾斜切进刀方式与溜头相同。.割煤：机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒旋转自动装煤，剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入前部刮板输送机。.移架：降前探梁收前伸梁降主顶梁移支架升主顶梁伸前伸梁升前探梁。移架距采煤机后滚筒35架前移。炸帮大、顶板破碎的地段，先将该处支架前移，再割煤，并将支架前伸梁伸出，移架以不割支架为宜。采煤机割头、尾时，采用及时移架支护方式

38、，采煤机割过后，支架及时前移，移过支架后，将支架升紧升牢。.推前部刮板输送机：滞后机组后滚筒15m外推入，跟机分段推入，保证输送机呈一直线，弯曲段长度不得小于15m，弯曲度小于3。.放顶煤：工作面稳设80个支架：按“一刀一放”正规循环作业。当两中间巷初次预爆破区上覆到支架主顶梁切顶位置，工作面开始放顶煤。其中5#76#为放煤支架（72架），其余1#4#、73#76#支架不放煤（8架）。放煤时采用两人相邻顺序放煤，后面一人重复放煤，放煤工要根据顶煤流量，控制放煤回转梁角度，严格执行“见矸关窗”的原则，防止矸石混入煤流之中。.拉后部刮板输送机：放煤结束后，顺序将后部刮板输送机拉前，要求和推前部刮板

39、输送机相同。、清浮煤溜子推移后，将溜子挡煤板到支架座箱前的浮煤清理干净，以便进行下一个循环，清煤滞后移前溜5m以外进行。1、回采工作面实行“四、六”制作业，三班生产一班检修准备，生产班开机率75%以上。2、本工作面配套选用mg300/701-wd型无链牵引双滚筒采煤机，采高1.93.8m，装机功率700kw，采用两端头斜切进刀，自行开缺口。行走利用机组自身电牵引方式，牵引速度为07.28m/min。截割方式按行走方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。3、工作面回采时采用zf7500-22/35型液压支架工作阻力7500kn2545.8kn，满足工作面工作阻力支护需求。工作面过渡液压支架选用与基本架

40、配套的zfsg6800/22/33型液压支架。zfsg6800/22/33型液压支架的支撑高度为1.43.2m，工作阻力6800kn，支护强度0.85mpa，泵站压力31.4mpa，重量12.5t。工作面上下端头采用zfsd5600/22/33s型放顶煤端头液压支架。端头液压支架的支撑高度为2.43.5m，工作阻力5600kn，初撑力7920kn，支护强度0.8mpa，泵站压力31.4mpa，重量为49.8t。工作面超前20m顺槽支护是在顺槽内每隔800mm采用dz35-20/110q型单体液压支柱配合型梁按“一梁三柱”支护方式进行超前加强支护。4、生产工艺：.采煤机斜切进刀：以溜头斜切进刀为

41、例，当机组在溜头割通之后，待移架、推前溜、放顶煤、拉后溜各工序完成后，头滚筒下降割底煤，尾滚筒上升割顶煤，反向牵引，使滚筒沿溜子弯曲段逐渐切入煤壁，距溜头30m之外停机，将退出段按生产工艺完成各道工序，使溜子、支架推移成一条直线。之后，将机组头滚筒升起，尾滚筒下降，向溜头割煤，当割通溜头后，将机组头滚筒下降割底煤，尾滚筒上升割顶煤，机组开始由溜头向溜尾方向正常割煤。依次完成移架、推前溜、放顶煤、拉后溜各道工序。溜尾斜切进刀方式与溜头相同。.割煤：机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒旋转自动装煤，剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入前部刮板输送机。.移架：降前探梁收前伸梁降主顶梁移支架升主

42、顶梁伸前伸梁升前探梁。移架距采煤机后滚筒35架前移。炸帮大、顶板破碎的地段，先将该处支架前移，再割煤，并将支架前伸梁伸出，移架以不割支架为宜。采煤机割头、尾时，采用及时移架支护方式，采煤机割过后，支架及时前移，移过支架后，将支架升紧升牢。.推前部刮板输送机：滞后机组后滚筒15m外推入，跟机分段推入，保证输送机呈一直线，弯曲段长度不得小于15m，弯曲度小于3。.放顶煤：工作面稳设80个支架：按“一刀一放”正规循环作业。当两中间巷初次预爆破区上覆到支架主顶梁切顶位置，工作面开始放顶煤。其中5#76#为放煤支架（72架），其余1#4#、73#76#支架不放煤（8架）。放煤时采用两人相邻顺序放煤，后面

43、一人重复放煤，放煤工要根据顶煤流量，控制放煤回转梁角度，严格执行“见矸关窗”的原则，防止矸石混入煤流之中。.拉后部刮板输送机：放煤结束后，顺序将后部刮板输送机拉前，要求和推前部刮板输送机相同。、清浮煤溜子推移后，将溜子挡煤板到支架座箱前的浮煤清理干净，以便进行下一个循环，清煤滞后移前溜5m以外进行。5、采区及工作面回收率4-1号煤层属厚煤层，采区回采率取75%，工作面回采率取93%，放顶煤回采率取85%。三、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型（一）4-1号煤层：1、选用mg300/701-wd型无链牵引双滚筒采煤机，采高1.93.8m，装机功率700kw。 采煤机技术特征表参数型号采高（m）

44、适应煤质硬度（kg/cm2）截深（m）牵引速度（m/min）功率（kw）耗水量/水压（l/min/mpa）总重（t）mg300/700-wd1.93.8f60.6307.2812700320/6.3462、回采工作面可弯曲刮板输送机输送能力应大于采煤机的生产能力，设计放顶煤回采工作面前部采煤运输设备和后部放顶煤运输设备均采用与采煤机配套的sgz630/220中双链刮板输送机，铺设长度120m，运输能力450t/h，链速1m/s，电机功率1102 kw。3、破碎机选用pem1000650型颚式破碎机，过煤能力1100t/h，破碎能力450 t/h，电机功率55 kw。4、转载机选用szb-730

45、/75型刮板转载机，出厂长度25m，输送能力630t/h，电机功率70 kw。5、工作面胶带运输顺槽运煤设备选用一部ssj1000/275型可伸缩胶带输送机，最大输送长度1000m，运输能力630t/h，带速1.9m/s，带宽1000mm，电机功率275kw。 综采放顶工作面主要机械设备配备表设备名称设备型号功率（kw）单位数量备用双滚筒采煤机mg300/701-wd700.0台1可弯曲刮板输送机sgz630/220110.02台2破碎机pem100065055.0台1转载机szb-730/7575.0台1可伸缩胶带输送机ssj1000/275275.0台1放顶煤液压支架zf7500/22/3

46、5架8710过渡支架zfsg6800/22/33架71端头支架zfsd5600/22/33架21单体液压支柱dz35-20/110q根52050型梁l=3200m根4010乳化液泵站btw400/31.5250.02套1喷雾泵站bpw315/6.345.0套1注水钻机myz-15015.0台1注水泵kbz-100/15030.0台1回柱绞车jh2-1411.0台2调度绞车jd-11.411.4台1煤电钻mzs-121.2台2注液枪dz-q1台10小水泵80wg11.0台2探水钻zdy-230037.0台1阻化剂喷射泵wj-242.2套1注氮机dm-400165.0台1（二）4-2号煤层：1、采

47、煤机选型根据本矿4-2号煤层的采高、硬度及产量要求，选用mg200/460-wd型无链牵引双滚筒采煤机，采高1.22.3m，装机功率460kw。 采煤机技术特征表参数型号采高（m）适应煤质硬度（kg/cm2）截深（m）牵引速度（m/min）功率（kw）耗水量/水压（l/min/mpa）总重（t）mg200/460-wd1.22.3f60.6306.310.5460250/6.3262、回采工作面可弯曲刮板输送机输送能力应大于采煤机的生产能力，设计放顶煤回采工作面前部采煤运输设备和后部放顶煤运输设备均采用与采煤机配套的sgz630/220中双链刮板输送机，铺设长度120m，运输能力450t/h，

48、链速1m/s，电机功率1102 kw。3、破碎机选用pem1000650型颚式破碎机，过煤能力1100t/h，破碎能力450 t/h，电机功率55 kw。4、转载机选用szb-730/75型刮板转载机，出厂长度25m，输送能力630t/h，电机功率70 kw。5、根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带运输顺槽运煤设备选用一部ssj1000/275型可伸缩胶带输送机，最大输送长度1000m，运输能力630t/h，带速1.9m/s，带宽1000mm，电机功率275kw。四、工作面顶板管理及支护设备选型（一）4-1号煤层工作面顶板管理及支护设备选型根据地质报告煤层顶底板岩石工程地质特征，4-1

49、号煤层顶板为老顶为k3砂岩，顶板砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩，厚度14.6419.70m，局部裂隙发育；底板为泥岩、细砂岩及炭质泥岩，厚度1.004.03m。综采能否安全高效关键于架型选择是否合理。（1）根据回归经验公式：qh=9.768km0.21r式中：qh放顶煤液压支架额定支护强度，pa；m煤层厚度，取10.75m；k备用系数，取1.3；r下位岩层容重，取26kn/m3；qh=9.7681.310.750.2126=0.544（mpa）。（2）按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列计算g=kd（g冒+g顶）式中：g支架支护强度，kn/m2；kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒

50、=r1h；r1上覆岩层容重，26000n/m3；g冒=2600013.2=343200；m工作面采高，3.3m；岩石初期碎胀系数，1.25；g顶顶煤自重应力；g顶=mdr2=7.451.5110009.8=110245.1kn/m2；md放顶煤厚度，取7.45m；g=1.5（343200110245.1）=680167.7kn/m2=0.68mpa。通过上述两种方法计算，取其最大者为0.68mpa，即要求所选液压支架支护强度应不低于0.68mpa的顶板载荷。（3）按估算法确定液压支架工作阻力：p=（611）9.8sm一般情况下，液压支架承受的荷载可取68倍采高的岩石柱重量，以中等稳定、中等坚固

51、的岩石为界，低者取68倍，高者取911倍。4-1号煤层直接顶为砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩，厚度14.6419.70m。暂取8倍采高的岩石柱重量计算液压支架承受的荷载。p=109.8sm=89.87.82.63.3=50915218.1kn。式中：p支架承受的载荷，kn。s支护顶板的面积，m2；取7.8m2。顶板岩石密度，t/m3；取2.6m。m采高，m；取3.3m。a煤层倾角；取614。工作面回采时采用zf6800/22/35型液压支架工作阻力6800kn5218.1kn，满足工作面工作阻力支护需求。 zf6800/22/35型液压支架技术特征支架型号支撑高度（m）工作阻力（kn）初撑力（kn）

52、支护强度（mpa）底板比压（mpa）宽度（m）长宽高（mm）泵站工作压力（mpa）支架重量（t）zf6800/22/352.23.5680057070.942.671.430-1.600563814302200 31.421.57工作面过渡液压支架选用与基本架zf6800/22/35型放顶煤液压支架配套的zf7200/22/36型放顶煤液压支架。zf7200/22/36型放顶煤液压支架的支撑高度为2.23.6m，工作阻力7200kn，支护强度0.87mpa，泵站压力31.4mpa，重量26t。工作面上下端头采用ztf10000/24/35s型放顶煤端头液压支架支护综采放顶煤工作面端头顶板。端头液压支架的支撑高度为2.43.5m，工作阻力10000kn，初撑力7920kn，支护强度0.8mpa，泵站压力31.4mpa，重量为49.8t。工作面超前20m顺槽支护是在顺槽内每隔800mm采用dz35-20/110q型单体液压支柱配合型梁按“一梁三柱”支护方式进行超前加强支护。（