煤矿改扩建初步设计说明书

1、前 言一、概况xxxx煤炭有限责任公司煤矿位于xx矿区xx井田2022勘探线之间及巴音井田2526勘探线之间，所在地区行政隶属于xx旗xx管辖。该矿井始建于1998年，开采二号、三号煤层，斜井开拓，生产能力0.06mt/a左右，采煤方法为仓房式。由于生产技术落后，生产能力相对较低。根据煤层赋存条件、企业发展要求、市场需要及国家有关提高资源回收率的要求，须改革矿井目前落后的生产工艺，以提高矿井资源回收率，并满足企业发展及市场需求。受xxxx煤炭有限责任公司委托，我所组织有关人员对xxxx煤炭有限责任公司煤矿改扩建技术编制初步设计。二、设计依据1、煤矿安全规程2004年版；2、煤炭工业矿井设计规范

2、2006年版；3、1966年6月批准的贺兰山煤炭地质勘探分公司内蒙古支公司147队于提交的贺兰山北段煤田xx矿区xx、巴音井田地质勘探最终（精查）报告。4、内蒙古自治区第八地质矿产勘察开发院2005年编制的煤炭资源储量核实报告。5、xxxx煤炭有限责任公司煤矿提供的矿井地质说明书及相关资料。6、xxxx煤炭有限责任公司煤矿改扩建设计委托书。三、设计原则1、矿井生产能力0.3mt/a。2、矿井开拓：斜井开拓。3、主斜井采用大倾角胶带输送机提升煤炭，副井安装绞车辅助提升。4、矿井通风系统及方式：中央并列式通风系统抽出式通风方式。5、采煤方法：走向长壁垮落法开采。四、设计特点及安全评价1、采用斜井开

3、拓，井筒布置在井田中央，中央并列抽出式通风，生产集中，易于管理。2、二煤采用普通炮采；三煤采用炮采放顶煤一次采全高，降低了采煤成本。3、工作面单体液压支柱配合型钢梁架二梁六柱棚子支护，支护可靠。4、采用先进的开采工艺，提高矿井资源回收率，并大大提高了矿井生产效率和矿井生产能力。4、主井采用先进的大倾角胶带运输机，实现原煤机械连续运输，保证了生产连续。简化了提升、运输系统，提高了运输能力大，也提高了提升、运输系统的安全性。5、采用两翼交替生产，生产接续简单。6、采用矿井安全监测、监控系统，提高了矿井对“一通三防”事故的预防能力。7、矿井水文条件简单，涌水量小，采用大扬程多级一次排水，防排水系统安

4、全可靠。五、主要技术经济指标1井巷工程量：1054m，其中煤巷1027m，岩巷27m。2矿井建设总投资：1173.83万元。3矿井吨煤投资：39.13元/t。4.年利润644.06万元。第一章 井田概况及地质特征第一节 井田概况一、交通位置xxxx煤炭有限责任公司井工煤矿位于xx矿区xx井田2022勘探线之间及巴音井田2526勘探线之间，所在地区行政隶属于xx旗xx管辖。该矿的交通情况：现有乌巴公路经过矿区西侧，距乌达60km，距巴彦浩特76km，距xx镇3km，距乌海市70km，距宁夏回族自治区石嘴山市约36km，距平（平罗）汝（汝箕沟）运煤专线铁路xx站6km，有简易公路与鲁斯太镇相通。交

5、通条件十分方便，交通位置详见图。二、地势地形本矿区地处贺兰山北段，为低山丘陵地形，山势多呈北西南东走向，最高标高为1625m，位于井田东南角，最低为1510m，位于井田北部的xx沟。区内沟谷不发育，地形切割不强烈。大多为石炭二叠系地层出露地表。本井田为一南西倾斜的单斜构造，煤层随地层倾斜露出地表。三、气象及地震本区属高山大陆性气候，终年干旱，雨量稀少，年降雨量在150200mm，最大降雨量为272.3mm，最小为135.2mm，年平均降水量为213.1mm，每年四至九月为该区的雨季。据测定，历年最大蒸发量为2371.1mm，年蒸发量大于降雨量。年最高气温在33.5，最低气温-27.1，年平均气

6、温7.1。每年十一月到翌年四月为冻结期，冻土深度一般为0.5m。每年35月份为风季，最大风速40.0m/s，年平均风速4.0m/s，风向除夏季东南风外，其余季节皆为西、西北风。地震动峰值加速度为0.20(g)，对照地震裂度为8度区。第二节 区域经济状况xx左旗人口15万，地广人稀。以畜牧业为主，其中xx镇主要为采煤业。国民生产总值约15亿元，人均收入3600元，经济不发达。矿区水电资源充足，生活必须品靠外运。xx井田内主要煤矿有：乌兰煤矿、xx煤矿、庆华煤矿、xx煤矿、附新煤矿等。第三节 地质特征及煤层一、地层本区地层区划属华北地层区，鄂尔多斯地层区，贺兰山卓子山地层小区。出露地层较全。由下至

7、上为太古界贺兰山群，青白口系震旦系西勒图组，寒武系，石炭系太原组，二叠系山系组、石盒子组、孙家沟组，三叠系延长组，侏罗系延安组、直罗组、安定组，第四系更新统、全新统。石炭系太原组和二叠系山系组为xx井田的含煤层位。二、地质构造井田内第四纪沉积物覆盖面积小，且较薄，基岩裸露，煤层露头明显,呈一走向北西南东、倾向东西、倾角1924左右的单斜构造。本井田范围内构造简单，无大的构造。三、煤层及煤质主要煤层赋存于上石炭统太原群及下二迭统山西组地层中，前者含煤层25层，可采12层（22、15、13、12、12上、10、10上、9、8、7、6、5），后者含煤3层，可采2层（3、2），含煤地层平均总厚度258

8、.0m，煤层平均总厚度24.69m，可采煤层平均总厚度20.68m，含煤系数8%。本井为开采煤层为二迭统山西组二、三号煤。二号煤工业牌号为主焦煤，属高灰低硫，洗后为低中灰、低硫、低磷、高发热量的炼焦用煤；三号煤工业牌号为瘦煤，属高灰低硫，洗后为低中灰、低硫、低磷、高发热量的炼焦用配煤。二号煤厚度0.823.24m，平均2.14m，含夹矸04层，夹矸厚度0.10.8m。全范围可采。煤层顶底板岩性多为砂质页岩。三号煤距二号煤层35m左右，下距六号煤37.9m，煤层埋藏稳定。厚度0.1723.49m，平均厚度8.18m，含夹矸118层，夹矸厚度0.10.5m，全范围可采。煤层老顶均为中粗粒石英砂岩，

9、厚层状，一般为1731m，平均23.7m。多为灰白色、厚层状，中粗粒石英砂岩，厚层状，致密坚硬，分选磨较好。煤层直接顶为：砂质页岩、砂岩，真厚一般为1.3-4.3m，平均2.2m。煤层直接底为：灰黑色砂质页岩、砂岩，局部地段含泥质易碎，真厚一般为7.7-18.9m，平均10.6m。二、三号煤特征表煤层编号形态厚度（m）倾角（度）岩性产出地层对比性夹矸层数稳定性顶板底板二层状透镜状19-24砂质页岩、砂岩砂质页岩、砂岩ps易对比0-4稳定、可采连续三层状透镜状19-24砂质页岩、砂岩砂质页岩、砂岩ps易对比0-18稳定、可采连续二、三号煤化学成分主要工艺性质成果表煤层牌号洗选灰分ad%硫分std

10、%发热量kj/g胶质层ymm容 重qbadqbdaf煤样采用二主 焦 煤原24.890.4824.0434.811.481.50洗10.870.5032.0235.9613-23三瘦煤原27.870.5124.834.361.521.50洗11.260.5431.5635.648-21四、瓦斯、煤尘、自燃发火根据2005年瓦斯等级鉴定报告，该矿属于低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量为7.6m3/t，绝对涌出量为2.63m3/min。根据煤尘爆炸性、自燃倾向性签定报告，煤尘爆炸指数25%，具有爆炸危险；煤层属不易自燃发火煤层，但有自燃发火倾向，自燃发火期为18个月。五、水文地质井田内水文地质简单。各

11、含水层之间以煤层及煤层顶底板砂质页岩、页岩为隔水层；第四纪覆盖甚薄，含水量微弱，导水性不强。根据矿井开采实际，预计该矿井正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h。第四节 矿井现状矿井采用斜井开拓，二、三煤联合开采，中央并列机械抽出通风方式，采煤方法为仓房式，矿井生产能力0.06mt/a左右。矿井现有3个井筒，分别为二煤副井、三煤主井、三煤风井。二煤副井布置在矿井西北边界，现井底标高为1400m，三煤主井和三煤风井布置在井田中央，现三煤主井已经延深到标高为1309m，三煤风井井底标高为1402m。二煤1406m标高以上已经全部采完，现在1400m标高布置有251回风顺槽及1400石门及三

12、煤联络巷与三煤主井、风井连通。三煤北部开采到1500m标高，南部开采到1459m标高。第二章 井田开拓第一节 井田范围及储量一、井田范围本井田北以20勘探线与庆华煤矿相邻，南至22勘探线，东起煤层露头，西至煤层+1350m底板等高线。井田南北走向长度1.0km，东西倾斜宽度0.5km，井田面积0.5km。本次矿井扩建井田范围在批复的采矿证范围内，其拐点坐标为：1、x：4340670 y：186081302、x：4340315 y：186074303、x：4339378 y：186078544、x：4339708 y：18608446二、储量目前该矿井二号煤层已采至+1406m标高，剩余至+13

13、50m标高，二号煤层保有储量经计算为0.51mt；三号煤开采很少一部分，至+1350水平剩余保有储量经计算为4.46mt。矿井储量编号为122b。则本次矿井扩建范围内保有储量为4.97mt，可采储量为3.15mt。储量计算表表2-1-1序号煤层编号储量编号批准储量（mt）剩余储量（mt）煤柱损失（mt）采区回采率可采储量（mt）井筒煤柱边界煤柱小计1二122b1.610.510.060.020.08800.342三122b6.144.460.700.250.95802.813合计7.754.970.760.271.0380%3.15第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度本矿井设计年

14、工作日330d，每天三班作业，两班采煤，一班准备，每天净提升时间为16h。二、矿井设计生产能力根据井田特征及开采工艺，矿井布置一个炮采放顶煤回采工作面，工作面斜长95m，日生产能力为1002t，年生产能力可达0.33mt/a。因此矿井设计生产能力为0.3mt/a。矿井储量备用系数1.4矿井服务年限a=3.15/（0.31.4）=7.5(a)该井为技术改造设计生产能力0.3mt，服务年限7.5a。第三节 矿井开拓一、矿井开拓1矿井原生产建设情况原矿井采用斜井开拓，沿二号煤层在矿井西北边界建有一个副斜井，井筒为木支护，净面积4.8m2；在井田中央沿三号煤底板在煤层中沿倾斜方向布置三煤风井，井筒为1

15、1#矿用工字钢棚支护，净面积5.1m2；在井田中央三号煤风井北部50m处三号煤底板中距煤层底板69m沿倾斜方向布置三号煤主井，井筒为锚喷支护，净面积7.73m2。在二号煤和三号煤分别布置工作面采用仓房式采煤方法进行开采，矿井生产能力0.06mt/a左右。现二煤1406m标高以上已经全部采完，在1400m标高布置有251回风顺槽及1400石门及三煤联络巷与三煤主井、风井连通。三煤北部开采到1500m标高，南部开采到1459m标高。2开拓方式二、三号煤在该区随地层出露，煤层埋藏稳定，平均倾角22，地表为中低山丘陵起伏带。由于原矿井各井筒已经形成，并且条件良好，二号煤距三号煤间距35m左右，因此考虑

16、矿井开拓仍采用原有斜井开拓方式，二、三煤联合布置。只是在开采顺序上提出以下两种开拓布置方案：方案一：保留原矿井的三条井筒，即二号煤副井、三号煤主井和三号煤风井，并将三号煤风井改为三号煤副井，兼作为矿井总回风。采用斜井开拓，二、三号煤联合布置。将三号煤副井（原三号煤风井）延深到1325m标高，并在1325m标高处布置主井车场和联络巷与三号煤副井连通。二号煤剩余部分划分为1个阶段，三号煤剩余部分自上而下划分为4个阶段。由于矿井浅部二号煤已经采完，而三号煤现已经具备开采条件，因此先开采上部三号煤，待深部二号煤准备完成后，再进入二号煤进行开采。二号煤全部开采结束后，再转入三号煤开采。二号煤副井只用于完

17、成各井筒延深、井底水仓的布置及剩余二号煤准备的准备工作，所有准备工作结束后，及时回收二号煤副井井筒，并关闭二号煤副井，矿井只保留三号煤主井和三号煤副井进行开采。三号煤主井用主要于提升煤炭，三号煤副井主要用做回风和下放材料。方案二：保留原矿井的三条井筒，即二号煤副井、三号煤主井和三号煤风井，并将三号煤风井该为三号煤副井，兼作为矿井总回风。采用斜井开拓，二、三号煤联合布置。将三号煤副井（原三号煤风井）延深到1325m标高，并在1325m标高处布置主井车场和联络巷与三号煤副井连通。二号煤剩余部分划分为1个阶段，三号煤剩余部分自上而下划分为4个阶段。由于矿井浅部二号煤已经采完，而三号煤现已经具备开采条

18、件，因此先开采上部三号煤，待深部二号煤准备完成后，再进入二号煤进行开采。二号煤全部开采结束后，再转入三号煤开采。二号煤副井用辅助进风并完成各井筒延深、井底水仓的布置、完成剩余二号煤准备的准备工作及生产后期的下放材料工作。三号煤主井用主要于提升煤炭，三号煤副井主要用做回风和下放材料。3、方案比较：项目优点缺点方案一1、 矿井直接进入生产准备，施工容易，建设期短；2、 二号煤副井可早期回收，矿井井筒煤柱少；3、 井筒数量少，井巷维修量小；4、 地面生产系统集中，有利于生产管理。1、 安全出口少；2、 矿井后期通风阻力大。方案二1、 矿井直接进入生产准备，施工容易，建设期短；2、 矿井安全出口多；3

19、、 进风井多，矿井通风阻力小。1、 井筒维修工程量大；2、 井筒煤柱留设多；3、 地面生产系统分散，不利于生产管理；4、 占用设备多。4、方案确定：根据以上方案比较，虽然第一方案矿井安全出口少，但矿井保留了两个安全出口，可满足需要；矿井后期通风阻力虽然增大，但由于主副井巷道断面均大于5m2，选择合适的通风机，可满足矿井通风需要。并且第一方案煤柱留设少可提高矿井资源回收率；生产系统集中，易于管理，因此选择第一方案为本矿井改扩建方案。二、井口及工业广场位置该矿井为改扩建井，主、副井均已经部分完成，工业广场也已经建成。主、副井布置在井田范围的中央，主井口在煤层露头以外；副井井口在煤层露头处。主井距副

20、井50m。在主、副井井口附近布置工业广场。三、阶段划分及巷道布置矿井从上向下划分阶段布置。根据剩余资源分部，在井筒两翼布置工作面，二号煤剩余部分划分为1个阶段，工作面斜长143m；三号煤剩余部分自上而下北部划分为4个阶段，南部划分为3个阶段，工作面斜长95m左右，留10m区段保护煤柱，每个区段垂高39m左右。各阶段底部标高分别为+1459.0m、+1422.0m、+1384.0m、+1350.0m。主井、副井在井田范围的中央，两翼布置工作面，工作面生产接续极为轻松。主井布置在三号煤底板中，风井沿三号煤底板布置，给最终井筒煤柱回收创造了条件。在井底布置主井车场，由联络巷连通主井车场和副井，详见开

21、拓系统图。四、采区划分及开采顺序考虑井田范围不大，设计该矿井不化分采区。由上向下划分阶段进行布置。运输、回风顺槽沿煤层走向布置，留10m阶段保护煤柱，采用走向长壁布置开采。开采顺序为先采上阶段后采下阶段；阶段内先采南翼后采北翼；工作面开采顺序为从开切眼布置工作面，自两翼边界后退式开采至井筒保护煤柱线止。五、煤柱留设1、边界煤柱矿井两翼边界各留20m边界保护煤柱，深部到+1350.0m标高，不留煤柱。2、井筒煤柱三号煤副井南侧、三号煤主井北侧各留30m保护煤柱，二号煤副井在二号煤准备未完成前，其南侧保留37m保护煤柱，北侧煤柱以矿井北部边界为界。3、阶段煤柱根据矿井以往开采经验，阶段煤柱保留10

22、m。第四节 井筒一、三号煤主井三号煤主井（以下称主井）为斜井，布置在三号煤底板中，距三号煤底板69m，用于提升煤炭，并作为矿井的安全出口。主井井筒净断面7.73m2，表土段开挖明槽料石砌碹，而后进行覆盖。井筒围岩较坚硬地段，采用锚喷支护，喷浆厚度100mm；围岩破碎地段，采用锚网喷支护。井筒内布置台阶、水沟、防尘、供电管路等。主井井口坐标位置为x=4340157，y=18608185，h=1545.9。二、副井1、二号煤副井二号煤副井为斜井，沿二号煤倾斜布置在矿井北部边界。井筒净断面4.8m2，采用架梯形木棚支护。二号煤副井主要用于矿井井筒延深及剩余二号煤的准备工作，并作为矿井前期的一个安全出

23、口。井筒内铺设18kg/m单轨，布置水沟、台阶、躲避硐等，井口坐标为x=4340527，y=18607900，h=1557.1。2、三号煤副井三号煤副井为斜井，沿三号煤底板布置在三号煤中，处于主井南侧50m处。三号煤副井井筒净断面5.1m2，采用梯形工字钢棚支护。三号煤副井主要用于矿井回风、辅助提升、下放材料设备等，为矿井的另一个安全出口。井筒内铺设22kg/m单轨，布置水沟、台阶、躲避硐，并布置排水、供水管路等，井口坐标为x=4340108，y=18608183，h=1543.6。井筒特征见表2-4-1井筒特征表井筒名称井口坐标方位（度）倾角井筒斜长（m）井筒断面（m2）支护方式井筒装备总长

24、以有净掘主井x=4340157y=608185z=1545.9n237235655657.738.5锚喷或锚网喷胶带输送机三煤副井x=4340108y=608183z=1543.6n234225833785.16.3工字钢棚子绞车三煤副井x=4340527y=607900z=1557.1n239225534164.86.45木棚子绞车第五节 车场及硐室主斜井下部设平车场，由联络巷与副井联接；各阶段段上下顺槽由副井沿三层煤底板设甩车场联络；运输顺槽用联络巷与主井联通。各段分设煤仓。水仓在主斜井井底车场布置。井下不设变电所、火药库及工具库房等硐室。水仓容量及长度计算：q=8qz=83=24m3式中

25、：q水仓容量m3；8时间，h；qz矿井正常涌水量，m3/h。水仓布置在三号煤底板岩石中，采用半圆拱断面锚喷支护，净断面s净=5.1m2。计算水仓长度：l=q/s=24/5.1=4.71m考虑到随着开采深度和开采面积的增大，矿井涌水量将增大，矿水仓采用双仓布置总长度92m。排水管沿三号煤副井敷设。第三章 主要巷道运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式的选择1煤炭运输方式根据矿井开拓巷道布置，工作面布置刮板输送机运至运输顺槽，运输顺槽内设刮板输送机运至区段煤仓，主斜井布置胶带输送机运输到地面。2运输系统（1）煤炭运输系统工作面落煤经工作面sgb-620/40t可弯曲刮板输送机运至运输顺槽。运

26、输顺槽内设sgb-620/40t可弯曲刮板输送机运至区段溜煤眼，通过区段溜煤眼到主井kxg胶带输送机提升运输到地面。（2）材料及设备运输系统材料及设备直接由副井绞车下放到回风顺槽、运输顺槽和掘进工作面。二、回采巷道断面、支护形式、坡度及轨型回风、运输顺槽采用11矿用工字钢梯形棚支护，金属网包帮包顶，回风顺槽净断面4.3m2。巷道净高2.0m，上净口宽1.8m，底部宽2.5m；运输顺槽净断面5.1m2，巷道净高2.1m，上净宽2.1m，底部宽2.84m。回风顺槽铺设15kg/m轻轨，木轨枕；运输顺槽铺设刮板输送机。巷道坡度+3+5。回采工作面采用单体液压支柱配合型钢梁架设一梁三柱棚子支护，金属网

27、包外侧帮和顶，铺设刮板输送机。第二节 矿车一、矿车选型矿井生产所需各类矿车的型号及规格详见各类矿车规格特征表。各类矿车规格特征表表3-2-1矿车名称矿车型号及规格容积（m3）载重量（t）规格长宽高（mm）轨距（mm）自重（kg）侧卸矿车mf-1.0-6a0.60.9220011501050600540材料车mc1-6b120008801150600465平板车mp1-6a12000880410600515二、矿车数量矿井移交生产时各类矿车数量见各类矿车数量表。各类矿车数量表表3-2-2矿车名称矿车型及规格使用地点数量（辆）侧卸矿车mf-1.0-6a地面、掘进工作面12材料车mc1-6b地面、回

28、采工作面、掘进工作面6平板车mp1-6a地面、井底车场2第三节 运输设计选型根据所确定的运输方式，回风顺槽、运输顺槽煤层走向沿煤层底板布置，顺槽最大长度不超过500m，采煤工作面供配备7台sgw-620/40t可弯曲刮板输送机（工作面1台，运输顺槽6台）。井下配备调度绞车一台。第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法及工艺1、煤层状况本区内地质构造简单，煤层赋存稳定，二号煤平均厚度2.14m，三号煤平均厚度8.18m，煤层倾角22左右，顶底板岩性较好，矿井为低瓦斯矿井，自燃发火期18个月。2、采煤方法选择根据煤层具体条件，矿井采用走向长壁垮落法后退式采煤方法。3、采煤工艺选择根据煤层

29、条件，二号煤可采用支撑掩护式支架，综合机械化开采；高档普采；炮采。三号煤可采用轻型支架，综合机械化一次采全高的综采放顶煤采煤工艺；采用支撑掩护式支架，综合机械化分层开采采煤工艺；炮采一次采全高的炮采放顶煤采煤工艺；分层高档普采或炮采采煤工艺。由于矿井走向总长度1000m，单翼工作面可采长度只有450m左右，矿井可采储量只有3.15mt，选择综合机械化开采，投资大；工作面生产时间短、搬家快；矿井生产技术及员工素质及装备与综合机械化开采不配套，因此该矿井不适合采用综合机械化开采工艺。采用分层高档普采或炮采，回采巷道布置量大；材料消耗多；下部分层巷道布置复杂；全员效率低。因此考虑二号煤采用普通炮采；

30、三号煤采用炮采放顶煤的采煤工艺。炮采放顶煤是工作面用型钢梁结合单液压支柱支护工作面，铺设金属网护顶，工作面沿走向推进，下部正常普通炮采，顶煤随放顶垮落后，在空巷侧刮板输送机上沿（底板起300500mm）处剪网放出顶煤。工作面呈8-12俯斜，便于顶煤顺利放出。二、回采工艺普通炮采工艺为：落煤、装煤、运煤、支护、移溜、回柱放顶。炮采放顶煤工艺为：落煤、装煤、运煤、支护、回柱、放煤、移溜。1落煤：采用爆破落煤方式。2装煤：采用自装与人工装煤相配合。3运煤：工作面自装与人工攉煤至刮板输送机，工作面由刮板输送机运至运输顺槽刮板机，再输送到溜煤眼，接主井胶带输送机到地面。4支护：（1）支护方法选择工作面采

31、用对棚支护，可采用三、四排或四五排管理。采用三、四排管理，见四回一法。采用三、四排管理，放煤前不移动刮板运输机，刮板运输机紧靠切顶线排支柱，切顶线处剪网防煤时，煤炭自装进入运输机，且可紧靠运输机上沿剪口，放煤位置低，有利于放出顶煤，提高煤炭回收率，并且减轻了工作人员劳动强度。三、四排管理，控顶距小，支架稳定性低。采用四、五排管理，见五回一法。放顶后，刮板运输机与切顶线相隔材料道，放煤时，煤不能直接到运输机，必须要斜搭接自滑溜槽。而煤层倾角只有22度，自滑溜槽即使斜搭接，溜槽坡度也只能达到15度左右，煤炭下滑困难，需要人工边耙煤边捅自滑，造成工序繁琐、工作效率低。为了增大自滑坡度，只好提高放煤口

32、高度，则会降低煤炭回收率。四、五排管理，控顶距大，支架稳定性强。根据以上比较，炮采放顶煤工作面易于采用三、四排管理。（2）支护方法工作面采用dz22单体液压支柱与2.2m型钢梁架设二梁六柱对棚支护，棚距0.7m，单排密柱切顶。工作面运输机头处使用五对十梁支护。上下顺槽超前20m内加强支护，10m内在巷道两帮沿走向架设抬棚，10m外在工作面侧架设抬棚。5回柱：采用人工分段回柱放顶，全部垮落法管理顶板。分段长度15m。工作面采用三、四排管理，最大控顶距3.2m，最小控顶距2.2m。6放煤：回柱后，顶煤随顶板垮落，在空巷侧（切顶排）底板起300500mm处剪网放煤。放煤要采取分段隔孔多轮次将煤放净。

33、放完后，要及时封孔堵矸。放出的煤自流（和人工长耙子扒煤相结合）到工作面刮板输送机，大块用风镐破碎。7移溜：顶煤放完后，由机头或机尾把一头移溜，移溜后要及时调整好支架结构。三、支护强度计算二号煤层顶底板为砂质页岩、砂岩，煤层厚度、直接顶厚度均小于三号煤。三号煤开采顶为煤顶，底板为砂质页岩、砂岩，二号煤层于三号煤层采用相同的支护方式，因此支护强度计算采用三号煤技术数据计算，支护满足三号煤层开采时即可满足二号煤开采的需要。由于三号煤煤层松软，强度小，而矿压显现明显，随着放顶，顶煤及直接顶板随即垮落。（一）、支：1、工作面支护密度计算：工作面最大控顶距时支护密度：n1=6(3.20.70)2.68根/

34、米2工作面最小控顶距时支护密度：n2=6(2.20.70)3.90根/米22、工作面支护强度计算：最大控顶距时支护强度：p大=2.683080%64.32吨/米2最小控顶距时支护强度：p小=3.903080%93.6吨/米23、八倍采高的顶板压力：p1=8m=82.12.5=42吨/米3（式中：m为采高，为上覆岩层容重，2.5吨/米3）4、利用平均值加两倍均方差计算：p2=(q+2sp)n=12+(23)22.68=4348吨/米3（式中：q为支柱载荷平均值t/根，sp为均方差，n为最大控顶距时支护密度）5、按支架全部承载直接顶重量计算：p3=mr=(6.18+4.2)2=20.76吨/米2（

35、式中：m为顶煤、直接顶厚度m，r为煤、岩平均容重t/m3）（二）、护：1、护底：保证工作面支护质量的前提是支柱不钻底，因此要求支拄在额定工作阻力下对底板的强度小于底板比压，否则要穿铁鞋。支柱的底面积：=r2=3.14（0.07）2=0.015（m2）（式中：r为支柱底面半径）支柱在直接底板下：在煤底（或松软底板）：式中：smin支柱或穿铁鞋面积，m2；pc支护强度 t/m2，pc3080%3.90so支拄的支护面积m2， so3.20.7/6qc底板比压 n/m2（底板为砂质页岩时，容许比压取32.0mpa，在煤底或较松软底板时取9.7mpa）通过验算工作面支柱在直接底板时支柱可不穿铁鞋，在煤

36、底、底板松软时支柱必须穿铁鞋，规格为200mm200mm，即可满足护底需要，若底板极其松软铁鞋无法控制底板时，采取下底梁上加铁鞋的方法护底，底梁规格为1200mm200mm100mm。2、护帮：根据开采同煤层经验，为有效、合理使用生产材料，工作面煤层沉积稳定完整坚硬处可不进行刹帮，若工作面出现地质变化或煤层松软片帮时，为保证不使煤壁片帮而引起的漏顶，必须全断面护帮，护帮时采用1.00.9m2荆芭配合两根小杆，规格为1000mm80mm60mm，将煤壁刹严刹靠。3、护顶：采用7.5m1.0m的12#黑铁丝编制的质量可靠的大眼网和小杆护顶，铺网时，长边对接，短边搭接，搭接不小于0.2m。采用14#

37、铁丝扣扣相联，至少拧五拧以上，联网后网头网丝弯向顶板，以防刮人，且工作面网子与风机两巷掘进网子联成一体。顶煤较破碎、松软、漏顶处，每架棚上刹两根小杆配合荆芭护顶，顶板完整正常情况下顶部可不刹小杆。（三）、支架的稳：防止复合顶板推跨型冒顶事故的发生,必须保证支柱初撑力：p初=hr(cos+sin/f)/n=6.181.5(cos22+sin22/0.26)/2.68 =8.2t/根80（kn）式中：h可放煤层厚度与伪顶厚度 m；r煤的容重 t/m3；煤岩层平均倾角 度；f煤岩层之间磨擦系数 取0.26；n工作面支护强度 根/米2故工作面支柱初撑力为90kn以上，能防止复合顶推垮型冒顶事故发生。支

38、护强度校核：根据以上计算，p2p大，p2p小，即工作面采用二梁六柱；棚距为0.7m；最大控顶距为3.2m，最小控顶距为2.2m的支护方式满足工作面支护需要，选定工作面的支护合理。四、工作面循环数、年进度及作业方式1每日三班作业，一班采煤，一班放煤，一班检修，每日一循环，循环进度1.0m，月平均推进度27.5m，年进度为330m。2工作面个数及长度矿井只布置一个采煤工作面。二号煤工作面长度146m，三号煤工作面长度布置为95m。五、工作面设备配备工作面设备配备见工作面设备配备表工作面设备配备表表4-1-1设备名称规格型号单位数量备注型钢梁2200mm根316工作面262、超前20、备用34320

39、0mm20工作面机头支护单体支柱dz22-30/100根1220工作面1048、超前60、备用112可弯曲刮板输送机sgw-620/40t台7工作面及顺槽移溜器yt-77b/1100台4乳化液泵rb-80/200台2使用一台备用一台煤电钻mz-12台2风镐fb-8.3台10使用7台备用3台六、生产时主要材料消耗1炸药：1440kg/万t2雷管：3760发/万t3坑木：10m3/万t4金属网1313m3/万t第二节 采区布置一、移交生产和达到设计能力时采区数目、位置和工作面生产能力计算1采区数目、位置和工作面个数矿井移交生产即达产，矿井不划分采区（只划分区段），移交工作面在二阶段北翼为三层煤第一

40、个工作面，编号为321工作面，详见开拓系统图。2工作面年生产能力a=nl（h1c1+h2c2）r =330950(2.095%+6.1883%)1.50 =3313160t/a =0.33mt/a式中：a回采工作面年产量，mt/a；n工作面年进度，330m；l工作面长度，95m；h1工作面回采高度，2.0m；c1采煤回采率，95%；h2工作面放煤高度，6.18m；c2放煤回采率，83%；r煤层容重，1.50m3/t。由以上计算得出，矿井布置一个回采工作面，完全可以达到矿井年设计生产能力。二、开采顺序移交生产时在第二阶段北翼三号煤形成321工作面，掘进第五阶段北翼二号煤252工作面。三号煤第一个

41、工作面采完后进行二号煤的开采，二号煤全部开采结束后再转入三号煤的开采。三号煤井田两翼交替生产，随着工作面接续，逐步采向深部。三、回采巷道布置该井田走向长1000m，倾斜宽500m，面积约0.5km2。井筒布置在井田中央，进行两翼开采。从1500m往下，化分为4个阶段进行回采，每段垂高约39m左右。阶段斜长为105m左右。首采工作面布置在北翼。从原矿井开采过的最后一个运输顺槽往下留20m煤柱在三号煤副井北帮开口，沿煤层底板施工回风顺槽486m到二号煤副井南部保护煤柱线；自三号煤副井1459m标高处向北开口，先施工80m运输顺槽，然后在运输顺槽开口施工主井通路与主井贯通，之后施工煤仓，接着再施工运

42、输顺槽到二号煤副井南部保护煤柱线，最后沿二号煤副井南部保护煤柱线施工切眼与回风顺槽贯通形成通风系统和生产系统。四、运输、通风、排水1运煤工作面爆破自装结合人工攉煤工作面刮板输送机运输顺槽刮板输送机煤仓主井胶带输送机地面2通风地面新鲜风主井运输顺槽主井通路运输顺槽工作面回风顺槽副井风硐地面3运料地面物料副井回风顺槽工作面4排水工作面水自流到运输顺槽自流到井筒到井底水仓，经水泵排到地面。第三节 巷道掘进及设备配备一、巷道断面及支护形式回风、运输顺槽采用11工字钢梯形棚支护，金属网包帮包顶。回风顺槽净断面4.8m2，巷道净高2.0m，上净口宽1.8m，底部宽2.5m；运输顺槽净断面5.1m2，巷道净

43、高2.1m，上净口宽2.1m，底部宽2.84m。回采工作面采用单体液压支柱配合型钢梁架设一梁三柱棚子支护，金属网包外侧帮和顶；煤仓采用锚网喷支护；水仓采用半圆拱断面锚喷支护。二、掘进工作面及设备配备矿井建设期间配备两个掘进工作面，正常生产期间配备一个采煤工作面和一个掘进工作面。岩石巷道掘进配备气腿式凿岩机和锚喷设备，煤巷掘进配备煤电钻。掘进时采用矿车运输。第四节 建井工期一、巷道掘进指标井筒：80m/月；水仓：80m/月；回采巷道：180m/月；其它巷道80m/月。二、井巷工程量矿井初期井巷工程量为1054m，其中煤巷1027m；岩巷27m。详见表4-3-1。井巷工程量统计表表4-3-1巷道名

44、称煤岩别施工长度（m）断面类型支护方式掘进断面(m2)净断面（m2）备注回风顺槽煤486梯形工字钢棚5.44.3运输顺槽煤446梯形工字钢棚6.35.1切眼煤95矩形一梁三柱4.43.6主井通路岩23半圆拱锚喷5.55.1煤仓岩4圆形锚网喷1.51.1合计1054岩巷27m三、建井工期（一）工程准备时间1个月。（二）井巷施工时间掘进一组施工回风顺槽，工期2.7个月；掘进二组施工运输顺槽、切眼、主井通路及煤仓，工期3.4个月。（三）地面工程及安装工程1.5个月。（四）工程总工期5个月。第五章 矿井通风第一节 概况根据矿井瓦斯涌出量鉴定，预计该矿井瓦斯相对涌出量7.6m3/t，绝对涌出量为2.63

45、m3/min，属低瓦斯矿井。但随着开采深度不断深入，瓦斯涌出量也会增加。煤尘爆炸指数25%，有爆炸危险性。煤层属不易自燃发火煤层，但有自燃倾向性，发火期约18个月。相邻矿井及周边已采矿井未发现煤和瓦斯突出现象。但周边同煤层矿井发生过瓦斯事故，因此该矿井瓦斯管理按高瓦斯矿井管理。第二节 矿井通风一、通风方式、通风系统矿井通风方式为中央并列式，采用轴流式风机抽出式通风，主斜井进风，三号煤副井回风。二、掘进通风及硐室通风掘进通风采用局扇压入式通风。井下躲避硐、信号硐室采用扩散通风，再无其它大硐室。井下根据通风需要，设置风门、调节风门等，并在井巷适当地点设置测风站，以便有效地控制、调节风量。三、风量按

46、照煤矿安全规程的规定，矿井的总风量应该按下列要求分别计算，并提取其中最大值。1按井下同时工作最多人数计算q=4nk式中：q矿井总供风量，m3/s；4每人每分钟供风量不少于4m3；n井下同时工作的最多人数，人；k矿井通风系统，取k=1.25。q=4881.25 =440m3/min=7.3m3/s2按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量和总和按下式进行计算：q=（q采+q掘+q硐+q它）k式中：矿井总供风量，m3/minq采采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；q掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/min；q硐独立通风硐室实际需要风量总和，m3/min；q它其它井巷实际需要风量总和，m3/

47、min；k矿井通风系统，取1.25。2.1 采煤工作面风量计算2.1.1 按瓦斯涌出量计算q采=100q采kc式中：q采煤工作面供风量，m3/min；q采采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；kc瓦斯涌出不均匀的备用系数，kc=1.6。q=1002.631.6=420.8m3/min=7.01m3/s2.1.2 按工作面温度与风速关系进行计算q采=60vcscki式中：vc回采工作面适宜风速，m/s，取vc=1.2m/s；sc回采工作面有效断面，m2；ki工作面长度系数，取0.9。q采=601.250.9=324m3/min=5. 4m3/s2.1.4 按炸药量计算q采=25ac=253.7

48、5=93.75m3/min=1.6m3/s式中：ac采煤工作面一次使用最大炸药量。2.1.5 风量确定及风速验算根据以上风量计算，工作面风量应取其最大值，现取采煤工作面风量为q采=7.01m3/s。按最低风速进行验算：q采小=155=75m3/min=1.25m3/s按最高风速进行验算：q采大=2405=1200m3/min=20m3/s由以上验算可知，q采小q采1m2a2=1.19q/hmin1/2=1.27m21m2故该矿井通风属中等难易程度，即中等阻力矿井。第三节 通风安全措施一、综合防治措施1、配备专职瓦斯检测人员，瓦斯检测人员配备瓦斯检定器，定时定点巡回检测，并在作业场所和主要风道口设置瓦斯检测牌板。2、在井下采掘面及各作业场所布置安全监测装置，对瓦斯浓度超限地点自动断电报警。3、爆破必须坚持“一炮三检制度”。4、废弃的巷道和盲巷要及时密闭，并挂牌说明。5、矿井在恢复使用已有一段时间内未用的井巷时，须先通风，并在测定其瓦斯含量不超限时才可开始使用或维修。6、工作面必须严格执行风电、瓦斯电闭锁，保证停风自动断电；瓦斯超限能自动断电。7、采掘工作面瓦斯浓度达到1.0时，必须停止用电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，严禁爆破。8、采掘工作面及其它作业地点风流中，电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5时，必须停止工作