济阳矿井一采区设计

1、济济阳阳矿矿井井一一采采 区区设设计计 说说 明明 书书 新汶矿业集团公司设计研究院 二六年十一月 济阳矿井一采区设计说明书济阳矿井一采区设计说明书 工程编号： jys0669 建设规模： 0.45 mt/a 院院 长长 范振忠范振忠 总工程师总工程师 程可明程可明 院院 审审 查查 郭智勇郭智勇 项目负责人项目负责人 汪轶平汪轶平 参加设计人员名单参加设计人员名单 专业姓 名职 称 汪轶平工程师 矿 建 陈瑞峰高级工程师 曹风云工程师 机 电 魏少杰高级工程师 张树军高级工程师 机 制 董峪生高级工程师 打 字秦秀英助理经济师 郭智勇高级工程师 焦玉新高级工程师 程可明高级工程师 院审查 范

2、振忠高级工程师 目目 录录 第一章 采区概况 .1 第二章 地质特征及水文地质 .2 第三章 煤层赋存条件及开采技术条件 .11 第四章 储量计算 .13 第五章 采区巷道布置 .14 第六章 采煤方法及回采工作面 .19 第七章 采区生产系统 .24 第八章 供电系统 .35 第九章 安全技术措施 .61 第十章 技术经济指标及工程量和设备 .68 第一章第一章 采区概况采区概况 一采区位于井田东部，东至 f3断层，西至工广安全煤柱，南至 李家断层，北至井田勘探边界，东西走向 15001600m，南北宽 600700m，面积约 20.986km2，为单翼采区。采区内有可采煤层 2 层，分别为

3、煤 5 和煤 7。 一采区煤层倾斜长度 600700m，按 150m 面长平行李家断层 布置三个综采工作面，采区开采边界与李家断层和 f3断层均留有 100m 的断层防水煤柱。 采区对应地表为农田和村庄，地面标高+22+27m，地势平坦， 局部地势低洼，雨季易积水。地面有前街和解家营两村庄位于采区 的东部和南部，煤层埋深 452565m，平均埋深 509m。区内共有 4 个钻孔，分别为 8a-1、9-2、9-3、10-2 号。钻孔资料为部分取芯与 测井相结合，资料可靠。区内钻孔均封孔合格。 第二章第二章 地质特征及水文地质地质特征及水文地质 1、地层 济阳井田为全隐蔽的华北型石炭二迭系海陆交互

4、相煤田。 采区内地层自下而上为奥陶系石灰岩、石炭系本溪组和太原组， 二叠系山西组和石盒子组，第三系明化镇组，第四系平原组。主要 含煤地层为太原组和山西组。现分述如下： 1.1、煤系地层基底 奥陶系中下统（q1+2）：以厚层状石灰岩为主，夹白云质灰岩、 泥灰岩、豹皮灰岩、竹叶状灰岩及泥岩，厚约 800m。 1.2、煤系地层 1.2.1、 上石炭统太原组（c3）：为本采区主要含煤地层，可采 煤层为煤 7，岩性以粉砂岩为主，次为砂岩、泥质岩，夹一灰和 6、7、8 层煤，组成一煤组。其中一灰顶板灰黑色海相泥岩厚 510m，发育稳定，可做为辅助标志层。 1.2.2 、二迭系下统山西组（p ）：为本采区主

5、要含煤地层，厚 1 1 88.00113.70m，平均 95.53m。为陆相含煤沉积，岩性主要以中细 粒砂岩为主，次为粉砂岩、粘土岩。本组共含煤 5 层（第 15 层） ， 其中可采或局部可采者 3 层（第 1、4、5 层） 。本组地层中燕山期岩 浆活动较强烈，一般侵入第 3 层煤附近，局部侵入第 4、4-1 层煤层 附近，对煤层稳定性及煤质有一定影响。本组底部以第五层煤底板 灰白色中细砂岩底板为界与太原组整合接触。 1.2.3、二迭系石盒子组（p p ）：为干燥陆相沉积，不含可 2 1 1 2 采煤层；残厚 0209.57m，平均 74.18m。井田内南部遭受后期剥蚀， 向北部厚度增大。中上

6、部岩性以紫红、灰绿、灰黄及花斑状杂色粘 土岩为主，底部渐变为灰至深灰色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰黄色 中、粗粒砂岩。本组底部以一层中厚层状白色中细砂岩底部与山西 组整合接触。本层砂岩厚 2.3529.95m，平均 10.41m；下距第一层 煤 16.9544.61m，平均 29.36m，发育较稳定，可作为辅助标志层。 1.3、煤系上覆地层 1.3.1、新第三系上统明化镇组（n2）：全区稳定发育，厚 97.05278.90m，平均 202.44m，厚度变化较大；除 64#孔附近偏 薄外，区内一般南部煤层露头附近厚度薄，北部厚。岩性以杂色粘 土岩为主，夹薄层粉细砂层，半固结，较松散。底部一般发育灰白

7、 色钙质粘土和半胶结砂岩，硬度稍大，与下伏煤系地层呈不整合接 触。 1.3.2、第四系全新统平原组（q）：厚 98.60170m，平均 124.50m，厚度较稳定。上部为黄河近代淤积粉砂土、黄土及砂质粘 土；中下部以砂质粘土和粘土为主，夹砂层数层；颜色以棕褐、黄 褐、灰黄色为主。底部有时发育砂砾层，松散未固结，与下伏地层 呈不整合接触。 2、地质构造 2.1、褶曲构造 本采区在单斜基础上发育了次级褶曲或波状起伏，使局部地层 走向发生变化。褶曲轴走向一般为 nee近 ew 向，与主要断层走 向基本一致。 2.2、断裂构造 本采区断裂构造较发育，均属高角度正断层，共有 6 条断层， 现分述如下：

8、2.2.1、fl 李家断层 为采区的南边界，走向为北东东向，倾向南，倾角 70，区内 延展长度约 1500m。落差约为 16030m。本断层有 17 条地震测线 控制，并有 4-2#、5-1#、8a-1#、9-2#、10-2#钻孔控制北摆，6- 2#、6a-1#、7-2#、8-2#钻孔控制南摆，属查明断层。 2.2.2、df21 断层 为采区的北边界，走向为北东东向，倾向南南西，倾角 70， 区内延展长度约 450m。落差约为 4260m。有 8-3#钻孔控制北摆， 属初步控制断层。 2.2.3、f3 断层 为采区的东边界，走向近南北，倾向东，倾角 70，区内延展 长度约 450m。落差大于

9、500m。区内有 5 条地震测线控制，2 盘层 位清楚，并有 10-2#钻孔控制内摆，11-2#钻孔控制外摆，属基本查 明断层。 2.2.4、fs7 断层 位于采区西部，正断层，走向东，倾向南，倾角 70，区内延 展长度约 100m。落差 010m。 2.2.5、sf14 断层 位于采区中部，正断层，走向东，倾向南，倾角 63，区内延 展长度约 200m。落差 04m。 2.2.6、sf11 断层 位于采区东部，正断层，走向北东，倾向南南西，倾角 63， 区内延展长度约 360m。落差 015m。 3、水文地质特征 采区位于黄河以北的冲积平原内，地势较低平，局部地势低洼， 易积水。黄河从采区东

10、南约 1000m 处流过，为本区第四系含水层的 重要补充水源。 3.1、含水层 3.1.1、 第四系砂砾层 本井田第四系松散层为黄河古河床及河滩冲积、淤积所形成， 总厚 98.60170.00m，平均 123.47m。上部以近代淤积的黄土、粉 砂土、砂质粘土为主，中下部以古代淤积的粘土、砂质粘土为主， 夹砂层和砂砾层，总体透水性良好。其中砂层和砂砾层为良好的含 水层，接受地表水和大气降水补给，单层厚度一般 0.52m，总厚 2060m。据水文地质调查和动态观测资料，第四系潜水位埋深 24m，季节性变化 12m；潜水含量丰富，补给循环条件较好， 单井涌水量一般不小于 90m3/h。根据 4-1#

11、钻孔抽水试验资料，单位 涌水量（q）0.715l/s.m，渗透系数(k)0.4207m/d，影响半径 181.47m，水质类型为 so4ci(kna).mg 型水，矿化度 5.20g/m3。属富水性中等的孔隙潜水承压水含水层，上部径流补给 循环条件较好，下部较差。 本井田第四系下距第 1 煤层 236.55466.98m，平均 320.57m(30)， 中间隔有第三系和石盒子组粘土岩隔水层，属间接充水含水层，对 煤层开采无直接影响。 3.1.2、 第三系砂砾岩 本井田第三系总厚 97.05278.90m，平均 202.44m。以半胶结 粘土岩为主，夹半胶结粉细砂岩或砂砾薄层。含水砂砾岩层单层厚

12、 度一般 0.53m，总厚 1030m。本区仅 6-5#钻孔在第三系砂砾岩 中钻进时（孔深 310.58m)发生 1 次泥浆全泵量漏失现象，最大漏水 量大于 4.17ls，稳定水位 1.50m。根据 4-1#钻孔抽水试验资料，水 位标高 20.30m，单位涌水量(q)0.0593l/s.m，渗透系数(k) 0.1566m/d，影响半径 116.29m，水质类型为 so4ci(kna).mg.ca 型水，矿化度 3.40g/m3。属富水性弱的裂隙承压含水层，径流补给 循环条件不良。 本井田第三系下距第 1 层煤 20.22238.09m，平均 123.19m(30)， 中间一般隔有石盒子组和山西

13、组粘土岩、粉砂岩等隔水层，煤层开 采冒裂带影响不到该层，属间接充水含水层，对煤层开采无直接影 响。但在井田浅部第三系与煤系地层以及徐、奥灰呈不整合接触， 在剥蚀面附近与煤系各含水层有一定的水力联系，成为矿井的直接 充水含水层，可能对煤层开采产生直接影响，生产中必须留足防水 煤岩柱。根据精查勘探资料，第三系半胶结粘土岩吸水性强，钻孔 钻进中易缩径，隔水套管下入后很快即无法提出，说明第三系地层 总体为良好隔水层，富水性差。 3.1.3、 石盒子组砂岩 本井田石盒子组残留厚度 0209.57m，平均 74.13m，岩性以杂 色粘土岩为主，夹粉砂岩、砂岩。其中砂岩约占 30%左右，单层厚 度一般 25

14、m，岩性一般以细砂岩夹粉砂岩为主，局部为中粗砂岩。 本井田石盒子组南区大部遭受剥蚀，但在保存地段，钻孔钻进中却 时有漏水现象。 根据 7-2#孔煤系含水层（包括石盒子组砂岩漏水点）抽水试验 资料，单位涌水量（q）为 0.0427l/s.m，渗透系数(k)为 0.0596m/d， 影响半径 75.24m，矿化度 3.40g/m3，故本含水层应属富水性弱的裂 隙承压水含水层，径流补给循环条件较差。石盒子组下距山西组第 1 层煤 17.5044.61m，平均 29.36m，中间隔有多层粘土岩、粉砂岩 隔水层，为煤层开采的间接含水层，对矿井充水影响较小。但根据 钻孔漏水情况分析，在砂岩发育地段，特别是

15、在构造破碎、裂隙发 育处仍具有一定的含水性，井巷工程揭露时应采取必要的防治水措 施，确保安全生产。 3.1.4、 山西组砂岩 本区山西组总厚 88.00102.30m，平均 94.92m。其中砂岩约占 40%左右，单层厚度一般 215m，总厚 3040m；主要有第 1、4 层煤老顶厚度较大。但大部分粉细砂岩粘土矿物含量较高，裂隙不 发育，含水性差；仅部分中粗砂岩节理、裂隙发育，具有一定含水 性。据袁庄井田抽水试验资料，单位涌水量（q）o 0.0160.041l/s.m，渗透系数(k)为 0.0280.133m/d。根据本井田 4- 2#、4-3#、6-1#、7-2#钻孔煤系含水层（包括石盒子组

16、砂岩）抽水试 验资料，单位涌水量（q）0.000910.0427l/s.m，渗透系数(k) 0.00180.0596m/d，影响半径 22.3276.86m，水质类型为 so4ci (kna).ca 型水，矿化度 1.923.40g/m3。因此本含水层应属富水 性弱的裂隙承压水含水层，径流补经循环条件较差。 本含水层为第 1、4、5 层煤开采的直接充水含水层，但由于含 水性较弱，径流补给循环条件不良，一般仅以顶板淋水形式出现， 对煤层开采影响不大。 3.1.5、 太原组薄层灰岩 本井田太原组总厚 154.90182.90m，平均 168.82m。其中夹薄 层灰岩 5 层（一至五灰） ，单层厚度

17、平均 1.04(三灰)2.65(五灰)m， 总厚 8.60m。据勘探钻孔取芯及简易水文观测资料，各层灰岩一般 厚度薄、质不纯、岩溶裂隙不发育，含水性较弱。 根据本井田 4-2#、4-3#、6-1#、7-2#钻孔煤系含水层（包括太原 组灰岩、砂岩）抽水试验资料，单位涌水（q） 0.000910.0427l/s.m，渗透系数(k)0.00180.0596m/d，影响半径 22.3276.86m，水质类型为 so4ci(kna).ca 型水，矿化度 1.923.40g/m3。因此综合分析，本含水层应属富水性弱中等的岩 溶裂隙承压水含水层，径流补给循环条件不良。其中一三灰富水 性弱，四灰、五灰富水性中

18、等。 太原组灰岩中一灰是第 5、7 层煤开采的间接充水含水层，对煤 层开采有一定影响，应采取必要的防治水措施。 此外，本井田 4-2#孔山西组、太原组含水层混合抽水试验资料， 恢复水位高出地表，孔口涌水量 0.09l/s，说明煤系含水层原始水位 较高、水头压力较大，生产中应引起足够的重视。 3.2、隔水层 本井田主要隔水层有第三系半胶结粘土岩、二叠系石盒子组杂 色粘土岩和煤系地层各层粉砂岩、粘土岩、泥质岩。 3.2.1、 第三系粘土岩 本区第三系地层主要由褐色、灰黄色、灰绿色、灰白色粘土岩 组成，占总厚度的 80%以上。岩性主要为粘土矿物组成，半胶结、 粘性大、具吸水性。故第三系地层总体为良好

19、的隔水层，较好地隔 断了大气降水和地表水与煤系地层的水力联系。 3.2.2、 石盒子组粘土岩 本井田石盒子组地层主要由杂色粘土岩组成，夹部分砂岩及粉 砂岩，粘土岩占总厚度的 60%以上，粘土岩具有较强的吸水膨胀性， 为良好的隔水层，与第三系粘土岩一起隔断了大气降水和地表水与 煤系地层的水力联系。但在煤层剥蚀面附近本组地层缺失。 3.2.3、 山西、太原、本溪组粉砂岩、粘土岩、泥质岩 本井田山西组地层 50%以上、太原组地层 60%以上、本溪组地 层 50%以上由粉砂岩、粘土岩、泥质岩组成，广泛发育在各含水层 之间和含水层与煤层之间，厚度比较稳定。它们主要由粘土矿物组 成，结构致密、裂隙不发育，

20、具有较好的吸水膨胀性，为良好的隔 水层，正常情况下切断了各含水层之间和含水层与煤层之间的水力 联系。煤层开采时形成的导水裂隙进入这些岩层时，会因吸水膨胀 而导致裂隙闭合，阻止裂隙继续发展而起到隔水作用。 综上所述，区内水文地质条件简单至中等，仅在断层附近及裂 隙发育处有少量淋水，不会对煤层开采构成威胁。但在三条边界断 层一侧要留设足够的防水煤柱。 3.3、涌水量预计 根据地质报告提供，一采区与矿井构造、煤层、水文等地质条 件基本相同，因此采用比拟法预计本采区的涌水量，采用以下公式： 11 1 f f s s qq 式中 q、s、f 分别为一采区的预计涌水量、水位降深和开采面积， q1、s1、f

21、1分别为矿井的预计涌水量、水位降深和开采面积。 选择参数如下： q1：正常 11.04m3/min，最大 15.45 m3/min; s = s1 = 534m; f = 985617m2， f1 = 21000000 m2。 代入上式，则本采区正常涌水量 q=2.39m3/min，最大涌水量 q最大=3.35m3/min。 第三章第三章 煤层赋存条件及开采技术条件煤层赋存条件及开采技术条件 1、煤层及顶底板岩性特征 本区有可采煤层 2 层，分别为煤 5 和煤 7，分述如下： 第 5 层煤：全区可采的稳定煤层，煤层厚度 0.961.35m，平均 1.22m。煤层结构简单，局部有一层厚 0.18

22、0.29m 的粉砂岩夹矸。 煤层赋存稳定，煤层赋存倾角平缓，一般在 58。煤层顶底板 一般均为粉砂岩，厚 25m，局部有薄层粘土岩伪顶或伪底。本层 下距一灰 9.8034.91m，平均 18.7m，间距变化较大；下距第七层 煤 28.3048.61m，平均 37.82m。 第 7 层煤：全区可采的较稳定煤层；煤层厚度 0.751.39m，平 均 1.01m；煤层结构简单，局部有夹矸厚 0.20.28m。煤层赋存稳 定，煤层赋存倾角平缓，一般在 5 8。煤层顶板为细砂岩或粉砂 岩，一般厚 1015m，个别钻孔发育薄层碳质泥岩伪顶；底板为粉 砂岩或砂岩，一般厚 12m。本层上距一灰 11.5026

23、.70m，平均 17.97m；下距二灰 30.5040.30m，平均 34.72m；下距第 10 层煤 40.0058.85m，平均 50.87m。 首采区东部边界附近 4 层煤只有一个钻孔控制，局部可采，生 产中应做进一步的勘探工作，以探明可采边界。 2、开采技术条件 2.1、煤层瓦斯含量 全井田共采取各煤层瓦斯煤样 23 件进行了瓦斯含量测试，测试 结果表明，各可采煤层瓦斯含量均较低。ch4及 co2含量均小于 10m3/t，根据矿井沼气等级标准 ，本井田属低瓦斯矿井。因此， 本采区属低瓦斯区。 2.2、煤尘爆炸性及煤的自燃 本井田勘探中对各可采煤层进行取样，化验测试了煤尘爆炸性 和煤的自

24、燃参数，各可采煤层均具有煤尘爆炸性；煤的自燃性等级 为类不易自燃类不自燃。各可采煤层（正常点）煤尘爆炸性 指数均大于 15%，火焰长度 20600mm，岩粉量 1065%；煤的自 燃发火点温度 318404。 2.3、地温 本井田累计有 24 个钻孔进行了地温测量工作，形成了 4 条地温 剖面线，初步查明了本井田地温状况。 本井田地层恒温带深度 3040m，地温 1822，井田内地温 梯度平均为：煤系上覆松散层 1.82/100m，煤系地层 1.87 /100m，奥灰 1.98/100m，均小于 3/100m，属地温正常区。 预计本区正常地温在 2731之间，为一级高温区，利用通 风可以解决生

25、产场所环境的温度。 第四章第四章 储量计算储量计算 1、断层煤柱留设 fl 李家断层、df21 断层和 f3 断层均为落差较大的采区边界断 层，且具有一定的导水性，因此均按按断层导水留设采区隔离煤柱。 采用公式： p k p kml 3 5 . 0 式中 l 煤柱留设宽度（m） ； k 安全系数，取 5； m 煤层厚度（煤 5：1.35m、煤 7：1.39m） 。 p 水头压力，取 p=5.6mpa； kp 煤层的抗张强度，取 0.4mpa； 计算得：5 层煤柱宽度 21.9m，7 层煤柱宽度 22.5m。 为确保边界断层不导水，在三条边界断层一侧留设 100 米断层 煤柱，做为采区隔离煤柱。

26、 2、储量计算 2.1、计算参数：五层煤厚 1.22m，容重 1.44t/m3，七层煤厚 1.01m，容重 1.38t/m3，采区面积 985617m2。 2.2、储量计算见下表 煤 层 工业储量 （万 t） 断层煤柱 （万 t） 损失量 （万 t） 可采储量 （万 t） 五 层173.255.24.9113.1 七 层137.431.84.1101.5 合 计310.687.09.0214.6 第五章第五章 采区巷道布置采区巷道布置 1、采区巷道布置及掘进工作面 采区巷道布置应本着经济合理、安全可靠、系统简单、尽可能 减少岩石巷道的原则进行布置，设计提出两个方案，分述如下： 1.1、方案 1

27、.1.1、采区巷道布置 首采区开采 5、7 层煤，稳定可采。由于 5、7 层煤间距 38m， 故设计将 5、7 层煤单独开采。采区巷道布置首先在采区边界井筒煤 柱内布置一条轨道石门，在轨道石门内向 5、7 层煤每个工作面材料 巷掘反井与各煤层工作面联络，轨道石门和材料反井用于采区和工 作面材料运输和进风任务。 沿 5、7 层煤各布置一条独立的回风、运煤上山，担负采区煤炭 运输兼回风任务，采区下部设置一个煤仓和装车绕道，用于采区煤 炭装车、外运。 采区 5、7 层运煤上山分别用皮带斜巷与矿井东翼回风大巷联络， 用于运煤及回风。 1.1.2、区段划分及中间巷道布置 本采区共划分为三个区段，采用单面

28、布置方式，每一工作面由 胶带运输巷和材料巷组成。首采区工作面材料巷和胶带运输巷采用 平行双巷布置。为保证首采区工作面接续，材料巷与胶带机运输巷 之间留 10m 煤柱护巷。 1.1.3、采区主要硐室 采区主要硐室有采区变电所、胶带输送机机头硐室及采区煤仓 硐室等。 1.2、方案 1.2.1、采区巷道布置 由于 5、7 层煤间距 38m，为近水平煤层，设计仍采用 5、7 层 煤单独布置，单独开采。在采区边界井筒煤柱内分别沿煤层布置两 条上山，即运煤上山和辅助提升上山。分别通过采区轨道反上山和 采区轨道巷与东翼轨道大巷和回风大巷联系，运煤上山和运煤斜巷 道兼作回风，在运煤斜巷下部，轨道大巷上部设置采

29、区煤仓，用于 采区煤炭装车、外运。煤炭运输采用胶带输送机。 1.2.2、区段划分及中间巷道布置 本采区共划分为三个区段，采用单面布置方式，每一工作面由 胶带运输巷和材料巷组成。工作面材料巷和胶带运输巷采用平行双 巷布置。为保证一采区工作面接续，材料巷与胶带机运输巷之间留 10m 煤柱护巷。 1.2.3、采区主要硐室 采区主要硐室有采区变电所、胶带输送机机头硐室及采区煤仓 硐室等。 2、方案比较 方案比较见下表 方 案 比 较 表 方 案 方案方案 优 点 1、辅助运输距离短，辅助运输采用 传统的串车提升，设备简单。 1、运煤上山和辅助运输 上山均布置在煤层内，施工方 便，便于采用综合机械化施工

30、， 可缩短投产工期。 2、较方案节省岩石工 程量 500m，和一个绞车硐室。 3、辅助运输采用对拉绞 车提升，系统简单，运输安全 方便，便于运送综采支架等大 型设备。 缺 点 1、岩石工程量较方案大； 2、辅助运输采用串车提升，安全性 差，环节多，占用设备多，岗位工多， 效率低； 3、采区投产工期长； 4、运送大型设备不方便。 5、投资多。 两部对拉绞车房处，需各 留一段 1530 的车场。 通过以上比较，可以看出方案具有辅助运输系统简单、岩石 工程量少、投资省、工期短、便于运送大型设备等优点，因此设计 推荐方案。 3、各类巷道断面及支护形式的选择 根据巷道用途和服务年限，结合本采区煤层薄，顶

31、、底板岩石 较稳定的特征，考虑便于施工和利于维护等因素，决定采区轨道巷、 轨道反上山、运输上山、轨道上山、绞车房均采用直墙半圆拱断面， 采用锚网喷支护。运输巷、材料巷、轨道巷和切眼采用锚带网支护， 采用矩形断面。过断层破碎带、煤在巷顶时、交岔点处采用锚网喷 支护支护并配锚索支护。半圆拱断面，锚杆规格 202000，网采 用 6 钢筋焊接，网孔 8080。矩形断面，采用锚带网支护，锚杆 规格 161600，网采用 10#铁丝编制，网孔 100100。具体断面 尺寸及支护形式详见施工图。 4、掘进工艺过程及设备选择 4.1、掘进工艺的选择和作业方式 锚网喷巷道： 4.1.1、采用初喷作临时支护。初

32、喷厚度不小于 30mm，初凝 20 分钟后进行打、安锚杆、挂网及扒装。锚杆间排距一般为 800800 或 700700。 4.1.2、喷浆支护时必须进行拉线喷浆，在拱顶、拱肩、拱基处 拉线，不少于 5 条， 使巷道成形光滑、平整、无急角。一次喷浆厚 度达不到要求，严禁进行二次复喷。 4.1.3、两帮最下边的一排锚杆，距底板距离不大于 200mm，必 须呈 3045打入。 4.1.4、两帮喷浆必须有100mm 的基础(设计有水沟一侧除外)。 4.1.5、永久水沟的施工 迎头掘进时，应把水沟一并打眼放炮带出。 永久水沟施工，靠巷帮一侧必须补打一排锚杆，金属网要压 入最下一排锚杆，然后浇注水沟混凝土

33、。 采区内半煤岩巷道采用综合机械化掘进施工工艺，掘支顺序作 业。首先按规定使好临时支护，采用 ebj132 型综掘机破煤、装 煤，采用 gw40t 型刮板运输机及吊挂式皮带运输机运煤。配套 mfc1218/2962 型锚杆机打眼和安装锚杆，临时支护采用吊环式前 探梁。 采用“三八”工作制，每班两个正规循环，循环进尺 2.4m，日 循环 6 个，日进 14.4m，月进 360m。 4.2、采掘比例关系 本采区前期安排 1 个开拓队，具备条件后，可安排 1 个开拓队 和 1 个综掘队，1 个回采工作面，采掘比例关系为 1:2。 5、几点要求 5.1、本采区五、七煤层采厚约小于 1.m，建议采用沿空

34、留巷技 术，少掘进回采巷道，不留煤柱开采，提高采区回采率。 5.2、采用矸石充填采空区，减少矸石上井量。 5.3、回采巷道支护，两帮在技术条件满足情况下，采用木锚杆 支护，降低支护费用。 第六章第六章 采煤方法及回采工作面采煤方法及回采工作面 1、采煤方法 根据本采区煤层开采条件，区内采用走向长壁后退式采煤法。 2、回采工作面设备选型 2.1、回采工作面采煤、运煤设备 根据国内目前薄煤层工作面生产情况，采煤设备有滚筒式采煤 机和刨煤机两种型式，目前国产滚筒采煤机机身最低高度为 700mm，本井田首采区 5 层煤平均厚度 1.22m，滚筒式采煤机基本 可以适应，故推荐使用滚筒采煤机。工作面采煤、

35、运输设备型号及 技术规格如下： 2.1.1、mg250bw 型无链牵引双滚筒采煤机，功率 250kw， 速度 05.5m/s，机身高 700mm，截深 630mm，电压 1140v。 2.1.2、工作面可弯曲刮板输送机：型号为 sgb630/220，输送 能力 400t/h，电机功率 2110kw，电压 1140v，长度 150m。 2.1.3、转载机： 转载能力 400t/h，功率 90kw，电压 1140v， 铺设长度为 30m。 2.1.4、 顺槽可伸缩带式输送机：ssj1000/125 型，铺设长度 1500m，带宽 1000mm，输送能力 400t/h，功率 125kw，电压 114

36、0v。 2.1.5、乳化液泵站：srb200/31.5 型，压力 31.5mpa，流量 200l/min，电机功率 132kw，电压 1140v。每面 2 台泵一个水箱组 成一套。 2.1.6、喷雾泵站：pb250/5.5 型，压力 5.5mpa，流量 250l/min，电机功率 37kw，电压 1140v，每面 2 台泵一个水箱及 过滤器组成一套。 2.2、工作面液压支架选型 首采区煤层厚度在 0.91.4m 之间，所选液压支架支护强度最 低应满足大于 6 倍采高岩石重量（p0.15m)，即 0.21mpa 的要求。 设计推荐 y1800/05/14s 型，两柱掩护式液压支架，支架高度为 5

37、001400mm，中心距 1500mm，宽度 1400mm，工作阻力 11071570kn，支护强度 0.240.34mpa，底板比压 1.131.44mpa，泵站压力 31.5mpa，质量 4900kg。 2.3、工作面两巷超前及端头支护 2.3.1、 工作面上下材料巷及中间皮带运输机巷采用 dz25 30/100 型单体液压支柱，配金属铰接十字顶梁进行支护，上下材料 巷超前支护两排，超前支护距离 30m。 2.3.2、 工作面端头支护：工作面端头用普通液压支架换长顶梁， 用于机头机尾端头支护。 3、回采工艺 3.1、割煤 采煤机从工作面两端进刀，双向割煤、截深 600mm，每循环割 煤深度

38、 600mm，循环推进。上行割煤时速度可适当减小，以满足机 身过煤需要。 3.2、推溜 采煤机割煤后，滞后采煤机 1025m，利用移溜千斤顶完成推 溜工作。 3.3、移架 工作面支架紧随工作面移溜工序进行，由上向下或由下向上顺 序进行，分段操作，移架步距 600mm。 3.4、工作面作业方式及工作制度 为充分发挥设备效能，并有利于设备维护，工作面采用三班八 小时工作制度，其中二班生产，一班检修。生产班完成 5 个正规循 环作业，班推进 3m，日推进 6m。 4、回采工作面 4.1、工作面参数 4.1.1、工作面长度： l = 150 m 4.1.2、 工作面平均采高： m = 1.22 m 4

39、.1.3、工作面推进速度： 工作面每天完成 10 个正规割煤、移 架工序，月推进度为 180m，年推进度为 1800m。 4.2、工作面产量预计 工作面产量按以下公式计算 q = l . m. q. v = 1501.221.441800 = 47.4 万吨 式中 l 工作面长度， 150 m； m 工作面平均煤厚， 1.22 m； q 5 煤层容重， 1.44 t/m3 ； v 工作面年推进度， 1800 m。 综采工作面年产量约 47.4 万吨，掘进煤约 0.8 万吨，矿井可以 满足 45 万吨生产能力的要求。 4.3、工作面接续 采区内安排一个综合机械化采煤工作面回采。同一区段先采五 层

40、煤，后采七层煤，其间隔时间不少于 6 个月。区段间采用上行顺 序开采，先采最下一个工作面，比先开采第二个工作面工期提前 1.5 个月。 工作面接续见下表： 开采 顺序 工作面名称 储量 (万吨) 单产 (万吨/年) 开采时间 （月） 备注 1150237.74510.1 2150137.74510.1 3150337.74510.1 4170133.8459.0 5170233.8459.0 6170333.8459.0 合计214.657.3 4.4、采区生产能力及回采工作面个数 4.4.1、工作面循环产量 回采工作面：q回=1501.220.631.4495%=157.72 t 掘进工作面

41、:q掘=3.61.222.41.44=15.18 t 4.4.2、工作面日产量、月产量、年产量 日产量：157.729+15.186=1510.56 t 月产量：27.51510.56=4.15 万 t 年产量：3301510.56=49.85 万 t 故确定采区设计生产能力为 45 万 t/a。 采区服务年限： tn =214.6/45=4.8 年 4.4.3、工作制度 年工作日 330 天，每月工作天数为 27.5 天，每天“三八”制作 业，正规循环作业。 5、工作面及采区回采率 5.1、工作面回采率 工作面回采率大于 97% 。 5.2、采区回采率 采区回采率大于 85% 。 第七章第七

42、章 采区生产系统采区生产系统 1、 通风系统 1.1、采区所需风量计算 1.1.1、 按工作面温度与适宜风速计算 q采=60vs采kl 式中 q采采煤工作面实际需要的风量，m3/s； v采 工作面适宜的风速，m/s，参照新汶矿业集团矿井通风 细 则及综采工作面设备散热的需要，取 2.5m/s ; kl 采面长度系数，取 1.2； s采 采煤工作面断面积，按 3m2 q采=60 2.531.2 = 540m3/min 1.1.2、 按瓦斯涌出量计算 q采i= 100g瓦k采涌 式中 g瓦 i 采面瓦斯绝对涌出量， m3/min，最大相对涌出量为 0.368m3/t，按采面日产量最大 3000t

43、计算， g瓦 = 0.77 m3/min； k采涌 采面瓦斯涌出不均衡系数，取 1.5； q采 = 1001.50.77 = 115m3/min 按人数计算实际需要风量 q采 = 4n m3/min 式中 n 采煤工作面同时最多工作人数，人； q采 i= 440 = 160 m3/min 按煤矿安全规程的规定，采煤工作面需要风量应按瓦斯、 二氧化碳涌出量、工作面的气温和风速及人数等因素分别计算后， 取其中的最大值，参照新汶矿业集团的配风标准，暂按回采工作面 单面配风标准为 600m3/min，即 10m3/s，实际生产过程中，可根据瓦 斯涌出量和井下气候条件的变化进行适当调整。采区配一个备用工

44、 作面，备用工作面风量与生产面相同，故矿井实际需要风量为： q 采 = 2600 = 1200 m3/min =20m3/s。 1.2、掘进工作面所需风量计算 根据矿井接续要求，本采区配备 2 个掘进工作面，按煤矿安 全规程和新汶矿业集团公司生产矿井风量计算细则的要求， 矿井掘进风量按下述公式计算，并取最大值： 1.2.1、 按瓦斯涌出量计算 q掘 = 100q瓦掘k掘通 式中：q瓦掘为矿井掘进工作面瓦斯绝对涌出量。按 5 层煤资料 计算。其相对涌出量 0.368m3/t，综掘机生产能力 200m3/h 计算，q瓦 掘 = 0.3682001.44 = 106 m3/h 故 q掘 = 1001

45、061.560 = 265 m3/min 1.2.2、 按人数计算 q掘 = 4n = 420 = 80 m3/min 1.2.3、 按最低风速计算 q岩掘 9s = 919.42 = 175 m3/min q煤15s = 1516 = 240 m3/min 1.2.4、 按局部通风机的实际吸风量计算 q掘 q局机k漏 k漏取1.15，q局机吸风量取 260m3/min 则 q掘2601.15=299 m3/min 按上述计算结果，矿井掘进工作面最大需风量为 299m3/min，考 虑一定的安全系数设计掘进工作面平均配风量取 340m3/min。矿井掘 进实际需风量为： q掘 = 2340 =

46、 680m3/min=11.33m3/s 1.3、采区硐室所需风量 绞车房： q=120m3/min 配电所： q=50m3/min 1.4、采区总配风量（按生产时最大值） q总=（q采+q掘+q硐）k矿通 =（1200+680+170）1.25=2562.5m3/min 则采区设计总配风量为 2562.5 m3/min。 1.3、通风系统能力验算 1.3.1、按风速验算 总进风巷道（按采区轨道巷校验） v进=2562.5/（13.1960）=3.24 m/s6m/s，满足要求。 采区轨道上山 v进=2562.5/（7.5660）=5.65 m/s6m/s，满足要求。 总回风巷（按五层运煤巷校

47、验） v回=2562.5/（8.3260）=5.13 m/s6m/s，满足要求。 回采工作面 最大控顶距 3.75 米，最小控顶距 3.15 米，则 v大=600/（601.23.15）=2.65m/s0.25m/s，满足要求。 工作面上下平巷 v=600/(7.5660)=1.32m/s4m/s， 满足要求 。 1.3.2、按瓦斯涌出量验算风量 根据地质报告提供，预计本采区 5 层煤瓦斯相对涌出量为 0.368m3/t，为此，上述风量计算，依据创造良好的气候条件是否满 足瓦斯及 co2等有害气体对风量的要求，现计算如下： qw = kgqg/（cg-cin）m3/min 式中 kg 该采区瓦

48、斯涌出不均衡系数，取 kg=1.4； qg 该采区瓦斯的绝对涌出量，经计算 qg 瓦=1.77m3/min; cg 采区回风流气体最高允许浓度，取 cg=0.01; cin 采区进风流瓦斯浓度，不得大于 0.5% 因此，瓦斯验算 qw=1.41.77/（0.01-0.005）=495.6m3/min2562.5m3/min 所以冲淡瓦斯所需风量小于采区总的进风量，采区配风符合风 量要求。 1.4、采区通风系统 采区投产时应具备全负压通风系统，掘进工作面采用局扇压入 式通风方式。 通风系统：新风由-506 水平东翼轨道大巷 一采区运输石 门 五层轨道反上山 一采区辅助运输上山 1502 工 作面

49、材料平巷 回采工作面。 乏风由回采工作面 1502 工作面运煤平巷 一采区运 煤上山 一采区五层皮带运输巷 -506 水平东翼总回风巷 主井 地面。 1.5、通风负压计算 矿井通风负压采用下列公式进行计算： h = .p. l . q2/s3 式中 矿井井巷通风阻力系数； p 巷道净周长， m； l 井巷长度， m； s 井巷净断面， m2； q 通过井巷的风量， m3/s。 不同的井巷根据其装备及支护方式的不同，根据新矿集团及其 它矿区的生产经验，选取不同的通风阻力系数，经计算，矿井前期 通风负压为 1457.6pa，见矿井通风负压计算表 5-2-1。 1.6、矿井通风等积孔计算 矿井通风等

50、积孔采用下式计算： 0.38 /9.8 q a h 式中 a 矿井等积孔， m2； h 矿井通风负压， pa； q 矿井风量， m3/s 经过计算，矿井投产初期等积孔为 2.64m2，属于通风容易矿井。 见表初期矿井通风负压计算 7-1-1。 2、 运输系统 2.1、运煤系统 刮板运输机 可伸缩胶带运输机 1502 工作面1502 运输巷 胶带运输机 三吨底卸式矿车 一采区五层皮带运输巷 一采区煤仓 架线电机车 卸载站 采区装载车场 矿井东翼轨道大巷井底煤 仓。 2.2、辅助运输系统 采区辅助运输采用绞车、矿车运输方式，液压支架运输采用双 速绞车平板车运输。 2.2.1、材料、设备： 从井底车

51、场 东翼轨道大巷 采区轨 道巷 五层轨道反上山五层轨道上山 1502 材料巷 1502 工 作面。大巷由电机车牵引，五层轨道反上山、五层轨道上山、材料 巷由绞车牵引，矿车采用 1 吨标准矿车。 2.2.2、 掘进矸石： 掘进矸石经采区轨道巷、矿井轨道大巷、 井底车场，进入副井罐笼提至地面处理。 2.2.3、 掘进煤处理： 生产期间采区掘进煤可进入采区煤炭运 输系统，经采区煤仓皮带巷进入采区煤仓，少量掘进煤及主井撤煤 不能在井下处理经副井提至地面处理。 3、提升系统 3.1、 设计依据 井筒斜长 208 m 井筒倾角 16 提升高度 47.035 m 提升方式 单钩串车提升 提矸每钩 3 辆 3

52、.2、 钢丝绳选择 3.2.1、 钢丝绳终端载荷 qg = 3 (1800610)(cos160.015cos16)g = 20572.6 n 3.2.2、 钢丝绳每米单重 2097.1 1.1 15700 298(sin160.216 ) 6.5 0.833/ k p cos kg m 选用 67fc181570zab 型钢丝绳。 钢丝绳直径 18 钢丝绳抗拉强度 1570 mpa 最小钢丝破断力总和 190.512 kn 钢丝绳每米重量 1.14 kg/m 3.2.3、 钢丝绳安全系数校验 19420.2 2097.1298 1.14(sin160.2cos16 ) m = 8.61 6.

53、5 满足要求。 3.3、 提升机选择 3.3.1、 滚筒直径 dg60d = 6018 = 1080 1200 mm 3.3.2、 实际提升最大静张力 fm = 2097.1+2981.14(sin16+0.2cos16)g = 22132.3 n 选 jtb1.2124 型防爆绞车，其主要技术参数: 滚筒直径 1.2 m 滚筒个数 1 个 滚筒宽度 1 m 钢丝绳最大静张力 30 kn 减速器速比 24 3.3.3、 校验滚筒缠绳宽度 按煤矿安全规程规定，缠三层。 2683071.2 (182) 31.236 b =610 1000 mm 满足。 3.3.4、 天轮选择 800 700 td

54、选型游动天轮 3.4、 验算电动机功率 1.1 2256.1 2.5 1020.85 n = 71.6 75 kw 选 75kw 660v 电动机。 3.5、 提升安全设施 沿轨道设置超速捕车器 2 台，设雷达捕车器一套。井口设置一 套自动摘钩装置。 4、采区排水系统 4.1、水量预计：根据地质报告提供，一采区与矿井构造、煤层、 水文等地质条件基本相同，因此采用比拟法预计本采区的涌水量， 经计算一采区正常涌水量 q=2.39m3/min，最大涌水量 q最大 =3.35m3/min。 4.2、排水路线：一采区为上山采区，排水系统简单，工作面涌 水通过巷道水沟和小潜水泵即可完成，排水线路为：工作面

55、涌水由 工作面工作面顺槽五层轨道上山五层轨道反上山一采轨道 石门-506 水平东大巷中央水仓。 5、采区防尘系统 5.1、综合防尘要求 5.1.1、回采工作面防尘 回采面投产前先在煤层内注水，预先润湿煤体，注水后煤体 水分增加不少于 1%，含水率在 4%左右。 采煤机必须安装有效的喷雾装置。 在运输巷转载点、溜煤眼上口等处，必须安装喷雾防尘装置， 并设专人负责管理。 回风巷距工作面 50m 内设置净化风流水幕，并正常使用。 运输巷、回风巷必须定期清扫或冲洗煤尘，并清除堆积的浮 煤。 5.1.2、掘进工作面防尘 打眼时必须采取湿式作业，封眼必须使用水炮泥。 放炮前、放炮后和装岩前必须对迎头 30

56、m 范围内巷道进行 洒水冲洗。 在距迎头 20m 内安设一道冲击波水幕，距迎头 50m 内安设 一道手动水幕，实施放炮喷雾。 装岩过程中应边装岩边洒水。 风筒出风口距工作面距离不得超过 10m，以保证有足够的风 量冲淡排出粉尘。 掘进机必须安装有效的喷雾装置。 粉尘浓度超限的场所，作业人员必须佩戴个体防尘用具。 5.1.3、其它地点防尘 运输转载地点，均应设置喷雾装置，转载时实施自动喷雾。 运输上山及运输联络巷内防尘管路每 50m 设一个三通，以 供洒水冲尘。 5.2、防尘系统 矿井井下消防洒水，根据煤矿安全规程的规定，结合矿井具体 条件，防尘与消防管路合并使用，采用处理后的矿井水，其水质水

57、量均可满足井下消防洒水的要求，在矿井地面设生产及消防洒水池 一座，有效容积为 1200m3。井下消防用水采用自流方式，主管路采 用 1086 无缝钢管，沿副井敷设至井底车场至采区，支管采用 594.5 无缝钢管。 井下所有消防管路每隔 100m 设置支管和闸阀，在皮带机运输 巷中每隔 50m 设置支管和阀门。 5.3、隔爆设施 采用被动式隔爆水袋棚隔绝煤尘爆炸，水袋棚采用集中式布置， 每组用水量按所在巷道断面计算应不小于 200 升/m2，棚区长度不小 于 20 米。采区上车场、回采工作面进回风巷道、煤或半煤岩掘进巷 道均应设置隔爆水袋棚。水袋棚安设好后，要指定专人管理，并经 常保持水袋的完好

58、和规定的水量。 5.4、建立完善粉尘监测制度 5.4.1、每半月对采掘工作面和主要场所全面进行一次粉尘测定。 5.4.2、每半年进行一次游离二氧化硅和粉尘分散度的化验分析， 并有记录备查。 5.4.3、应按规定进行个体呼吸性粉尘测定。 5.4.4、采集的个体呼吸性粉尘样、游离二氧化硅、粉尘分散度 样品，要按规定时间送检。 5.4.5、粉尘测定仪和个体呼吸性测定仪应按周检规定进行检定。 第八章第八章 供电系统供电系统 一、采区变电所位置确定及供电简况 根据位置确定原则和本采区巷道布置，采区变电所布置在五层 轨道上山与五层运输上山之间。高压 10kv 电源来自井下中央变电 所，采用双回路同时供电。

59、采区内有一个回采工作面生产，其它一 个工作面做准备。采煤机、刮板输送机、转载机、乳化泵站、运煤 巷皮带、综掘机采用矿用移动变电站供电，供电电压等级为 1140v，工作面供电配电点设在材料巷，必须有专用配电硐室，配电 点位置距切眼大于 200m。掘进迎头、运煤巷皮带、运输斜巷运煤系 统和轨道提升系统采用 660v 供电。 二、负荷统计与变压器选择 (一) 负荷统计 掘进系统负荷统计表 设备名称型号 电压 (v) 设备 台数 单台 功率 (kw) 实用功率 (kw) 备注 综掘机ebj-13211401242242 探水钻机66011717 调度绞车jd-40660340340 调度绞车jd-55

60、660555555 污水泵1140513513 114022152215 局部风机 66032153215 喷浆机p-6660155 混凝土搅拌机660144 扒装机p30-b660517517 材料巷运输皮带1140125125 运输巷胶带输送机660240240 斜巷皮带ssj1000/125660125125 斜巷皮带转载机660240240 对拉绞车66055255 1.2m 绞车6607575 排水泵6601515 合计1573 回采工作面及运输系统负荷统计 设备名称型号 电压 (v) 功率 (kw) 实用功率 (kw) 备 注 双滚筒采煤机mg250-bw1140250250 刮板