毕业设计新龙煤矿矿井技术改造设计说明

1、 . 208/64 . 前 言新龙煤矿企业性质为国有，2009年随着省煤矿企业兼并重组工作的推进，新龙煤矿生产规模由300kt/a提高到1200kt/a，需要对矿井进行技术改造。为此，新龙煤业委托我院编制该矿设计，规模为1200kt/a。我院受该矿委托，按照质量标准化矿井的要求，编制完成该矿技术设计。三、设计的指导思想认真贯彻执行国家能源开发的方针、政策与煤炭行业“规程”、“规”， 在保证矿井设计规模和安全生产的前提下，以矿井资源条件与开采技术条件为基础，以完善井上、下生产系统和安全设施为重点进行矿井技术改造，设计方案充分体现市场经济的特点，因地制宜选择生产工艺，系统设计简单实用。最大限度地降

2、低矿井初期投资和缩短矿井建设工期，力争通过精心设计和科学管理，把该矿井建设成规模合理、初期工程量少、建井工期短、见效快、效率高、效益好、符合煤矿发展趋势的地方现代化矿井。四、设计的特点1矿井保有能利用资源/储量41.258Mt，工业资源/储量40.813Mt，设计可采储量22.023Mt，服务年限15a。设计生产能力为1200kt/a。2矿井采用斜井开拓，以主斜井、副斜井、回风立井共三个井筒开发井田15号煤层未开采区域的储量。主斜井担负矿井的煤炭提升任务与人员下放任务，兼做进风井安全出口，副斜井担负液压支架等大型设备、长材料的下放任务与矸石等提升任务，兼做主要进风井和安全出口；回风立井担负矿井

3、回风任务，兼做矿井安全出口。3在井田开拓巷道布置上，以水平标高为+620m水平。开采本矿15号煤层。设计以一个放顶煤综采工作面来保证矿井设计规模。4依据放顶煤综采工作面的年推进度和工作面顺槽掘进方式，设计以一个综掘工作面、一个普掘工作面保证矿井正常生产接替。5井下大巷主运输采用胶带输送机，井下辅助运输，轨道大巷与主要辅助运输巷原则上均采用无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输。 由于本人水平有限，设计当中存在的缺陷请各位老师和同学批评指证，并提出宝贵意见。第一章 井田概况第一节 矿区概述一、地形与交通位置井田位于东南缘，西为盆地，井田基岩大面积裸露，沟谷纵横，切割剧烈，属剥蚀、侵蚀低、区。地

4、势东高西低，北高南低，最高点位于井田北部，标高为1065m，最低点位于大龙沟村西，标高为870m，最大相对高差195m。井田与主要交通干道有简易公路相接，交通十分便利。二矿井生产建设概况新龙煤矿兼并重组前采用斜井开拓，设主、副、风三个井口，现采15号煤层，12号煤层尚未开采，核定生产能力30万t/a。根据2008年瓦斯鉴定结果，该矿属低瓦斯矿井。该矿井下涌水量不大，一般日涌水量150m3左右，最大200m3，在主、副井底附近均设有水仓，汇集井下各处涌水后由水泵排向地面。井筒特征见表1-2-1。表1-2-1 井 筒 特 征 表矿井井口坐 标井口标高（m）方位坡度XY新龙煤矿主斜井4187212.

5、59219646554.968897.5574027副斜井4188228.01919646970.133961.1053020风井4188451.02819647141.252978.2012726大龙坑口（关闭）主斜井418867019645986925.04226副斜井418867519646006925.54226二、周边四邻关系情况井田除新龙煤矿三个井口和北部原大龙坑口（关闭）一对报废井口外无其它生产矿井。井田周边共有市东山煤矿、南凹东坑、西温庄煤矿、西沙沟煤矿、施家凹煤矿等五座煤矿，其中：市东山煤矿为市国有大型煤炭企业，生产能力为150万t/a；南凹东坑，西温庄煤矿已关闭。西沙沟煤矿

6、为晋中市区鸣谦镇办煤矿，生产能力9万t/a，开采15号煤层。施家凹煤矿为晋中市区乡镇煤炭企业，生产能力9万t/a，开采15号煤层。三、电源情况新龙煤矿现有设备生产能力为21万t/a，在工业场地有一座10/6 kV变电所，其双回10 kV电源一回接自农电，一回接自工厂专线。在工业场地北偏西方向约7 km处有东山煤矿35kV变电站，该站设有12.5MVA主变两台， 35kV为单母线分段接线方式，两回35kV电源引自东郊110kV变电站，导线均为LGJ-150，是东山煤矿电厂入网变电站。在工业场地西南方向约5km处有黄陵35kV变电站，该站设有两台16MVA 主变， 35kV为单母线分段接线方式，双

7、回35kV电源一回引自晋阳220kV变电站，导线为LGJ-240；一回引自220kV变电站，导线为LGJ-185。第二节 井田地质特征 (一)、地层井田大面积基岩裸露，出露基岩地层主要为二叠系上统上石盒子组和下统下石盒子组，结合钻孔揭露资料，井田沉积地层主要有：奥系中统上，下马家沟组，奥系中统峰峰组，石炭系中统组、石炭系上统组，二叠系下统组，二叠系下统下石盒子，二叠系上统上石盒子组，第四系中、上更新统等。（二）地质构造井田落差大于5m的断层共有6条，地表发现与井下揭露的陷落柱共7个，现将与井田有关的断层、陷落柱分述如下：F29：位于井田北部边界附近，走向近东西，断层面倾向北，倾角75，落差15

8、m，为正断层，与F19组成一小型地堑构造，于普2号钻孔东200m附近交于F19地表填图发现，井田仅影响到12号煤层。F34：位于井田东北角，走向近东西，倾向南，倾角70，落差10m，为正断层，延伸长度700m，地表填图发现。X2陷落柱：位于井田东北角边界处，近似圆形，直径60m，地表填图发现。XJ3：位于井田北部，椭圆形，长轴25 m，短轴8 m，原大龙煤矿井下揭露。XJ2：位于井田东部，椭圆形，长轴70m，短轴30m，新龙煤矿井下揭露并完全控制。综上所述，井田构造为简单的单斜，地层倾角724；陷落柱不甚发育，断裂构造北部边界附近较为发育，但断层落差均较小，对井田煤层开采影响不大；井田未发现岩

9、浆岩侵入，井田地质构造属简单。第 三 节 煤 层 埋 藏 特 征一、煤层井田主要含煤地层为二叠系组和石炭系组，共含煤13层。，2、3、4、5、6-1、9上、9、11，13属不可采煤层，可采的12、15号煤层属稳定可采煤层，均为本矿批准开采煤层。各可采煤层情况见表2-2-2。表2-2-2可采煤层情况汇总表煤层号见煤点厚度（m）最大最小平均煤层间距（m）最大最小平均结构夹石层数可采性稳定性顶板底板121.25-1.951.4537.56-52.1943.35简单1全区可采稳定泥岩砂质泥岩细砂岩156.30-8.597.02较简单1-3全区可采稳定石灰岩泥岩碳质泥岩二、煤质（1）、物理性质煤的光泽以

10、玻璃光泽为主，局部有油脂光泽；颜色为黑色；条痕色为褐黑色；断口为棱角状和参差状，局部为眼球状；生裂隙较发育，局部充填方解石脉。宏观煤岩类型多为光亮型和半光亮型，少数为半暗型。宏观煤岩成分以镜煤和亮煤为主，夹丝炭和暗煤细条带。中细条带状结构，层状或块状构造。（2）、化学性质与工艺性能井田主要可采煤层为12、15号，其化学性质与工艺性能如下：、12号煤12号煤层为低灰高灰，中硫高硫，特低磷，中热值特高热值的贫煤，仅井田西北部边缘（D4号孔）小围为贫瘦煤。，可用做动力煤和民用燃料。、15号煤，15号煤层为特低灰中灰，低硫高硫，低挥发分，特低磷低磷，高热值特高热值的贫煤。，可用做动力煤和民用燃料。三、

11、瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性鉴定情况1、瓦斯矿井的瓦斯绝对涌出量为2.85m3/min，瓦斯相对涌出量为6.59m3/t，二氧化碳绝对涌出量为2.14m3/min，瓦斯相对涌出量为4.95m3/t，为低瓦斯矿井。2、煤尘与煤的自燃倾向性a、煤尘爆炸性15号煤层和12号煤层煤尘均具有爆炸性。b、煤的自燃倾向性15号煤层自燃等级为级，属自燃煤层。12号煤层井田未进行过煤层自燃倾向性的测试工作，参照邻矿东山煤矿，自燃等级为级，属不易自燃煤层。四、井田水文地质（一）、矿井水文地质1、地表水体井田处于东山背斜靠近轴部的西翼南端。雨季有洪流向西南进盆地汇入汾河，平时有断续细流。2、井田含水层本矿对煤层开采直

12、接充水的组与组含水层，富水性弱，补给条件不好，属岩溶与裂隙充水矿床。另外本井田15号煤层存在较大量的采空区积水，总体分析，本矿井水文地质类型总体属中等，局部属复杂。（二）矿井涌水量据该矿开采情况，井下涌水量较小，涌水量与季节有关，正常涌水量为150m3/d,最大为200m3/d。现在年生产能力为30万t,矿井生产能力达到120万t/a时，年工作日按330天计算，日产量为3636t/d，由此预算矿井涌水量为：Q正常=36360.24=872m3/d Q最大=36360.31=1127 m3/d(预算结果仅供参考)五、煤层顶底板岩石工程地质特征1、顶底板条件、可采煤层的顶底板岩石特征可采煤层为15

13、和12号煤。15号煤层顶板为深灰色石灰岩（L1），致密坚硬，节理裂隙为方解石脉充填，不易冒落。厚1.402.40m。据井田北部外围M10号孔物理力学性质试验，含水率为0.64%，视密度2715kg/m3，真密度2737kg/m3，孔隙率0.8%，单向抗拉强度2.75MPa。岩石变形参数：单向抗压强度135.5MPa，割线模量E50为0.7105MPa，切线模量Et为0.66105MPa，泊松比0.31，属坚硬岩石。底板为深灰、黑色泥岩或炭质泥岩，厚1.105.80m。M10号孔物理力学性质试验，含水率为1.06%，视密度2510kg/m3，真密度2831kg/m3，孔隙率11.34%，单向抗压

14、强度27.95MPa，单向抗拉强度1.36MPa，属软弱岩石。12号煤层由于煤层分叉，上分层11号煤顶板为石灰岩，12号煤为下分层，顶板为灰黑色和黑色泥岩，性脆易碎，厚1.001.28m。底板为灰或深灰色细砂岩，较坚硬。第二章 井田境界与储量第一节 井田境界一、井田境界新龙煤矿井田围由9个拐点坐标连线圈定(6带坐标)，见表3-1-1。表3-1-1井田拐点坐标表拐点编号XY拐点编号XY14189377.00019644736.00064186776.00019646621.00024189415.00019647016.00074187113.00019646210.00034188802.00

15、019646785.00084187473.00019646198.00044188815.00019647564.00094188006.00019645681.00054186793.00019647621.00010井田呈一不规则的菱形，面积4.6845km2，批准开采井田的12、15号煤层，煤层底板标高+950m+300m。第二节 储 量 计 算一、井田保有能利用资源/储量1资源/储量估算围井田面积均为4.6845km2不变。对开拓开采影响不大。3资源/储量级别和块段划分因井田构造属简单类，12、15号煤层稳定，故勘查类型划为一类一型，按照煤、泥炭地质勘查规中有关规定，确定稳定煤层各类

16、别资源/储量的见煤工程点距如下：探明储量：1000m，并外推实际工程点距的1/2。控制储量：2000m，并外推实际工程点距的1/2。推断资源量：探明、控制储量块段外为推断资源量。在具体圈定中，探明的与控制的块段跨越未查明的断层、陷落柱时考虑到其边界为推断性质，故留设30m推断资源量，在井下已揭露控制的（断层、陷落柱）地段不进行此类留设。井田煤层平缓，倾角在15左右，且倾角变化不大，故本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，估算公式如下：Q=S.h.d式中：Q块段资源/储量（kt）；S块段面积k（m2），采用水平投影面积，用计算机配合软件在煤层底板等高线图上直接测得；h块段平均厚度（m），为块

17、段与邻近见煤工程点煤层估算厚度之算术平均值，各工程点煤层估算厚度按有关规执行计算；d煤层视密度（t/m3 ）,采用该矿精查地质报告中数据，12、15号煤层视密度分别为1.41和1.38t/m3。4资源/储量计算结果井田保有能利用资源/储量41292kt。详见表3-1-2。表3-1-2井田保有能利用资源/储量计算汇总表单位：kt序号煤层煤类储量/储量类别111b111b+122b111b122b333蹬空小计总量（%）总量（%）112PS435768059173.6%86.5%PM345915326371477（111b）710569.5%91.0%小计389416087171477（111b）

18、769669.8%90.7%215PM231098238224933596 68.8%93.3%3总计PS435768059173.6%86.5%PM26568977028861477（111b）4070168.9%92.9%小计27003984629661477（111b）4129269.0%92.8%二、矿设计可采储量计算1矿井工业资源/储量=111b+122b+333k式中：K可信度系数，根据本矿井地质构造简单、煤层赋有稳定的特征，K值取0.85。2设计资源/储量矿井设计资源/储量矿井工业资源/储量永久煤柱损失永久煤柱损失包括井田境界，已有的地面建(构)筑物、村庄、断层煤柱、河流煤柱、铁

19、路煤柱等永久性煤柱损失。3矿井设计可采储量计算矿井设计可采储量按下式计算：ZK=(Zs-P)C式中：ZK矿井设计可采储量，kt；Zs矿井设计资源/储量，kt；P开采煤柱损失，kt；C采区回采率，根据煤炭工业矿井设计规，12号煤层取80%，15号煤层取75%。矿井永久煤柱损失考虑了井田境界、村庄、陷落柱、采空区等留设保安煤柱的损失。井田境界煤柱按20m宽留设，陷落柱、断层、采空区保安煤柱按30m留设，工业场地、村庄保安煤柱均是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。工业场地围护带宽度保护等级为15m，村庄

20、围护带宽度保护等级为5m。工业场地与村庄保护煤柱通过移动角法设计：松散层与基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45，基岩移动角走向取72，上山取72，下山取72-0.6。工业场地与井田的村庄留均设了150m的安全煤柱，采煤过程中不会受到破坏。经计算，矿井设计可采储量为22052kt，详见表3-1-3。表3-1-3矿井设计资源/储量计算表 单kt煤层编号矿井工业资源/储量永久煤柱损失矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱损失开采损失设计可采储量井田边界村庄、断层采空区合计工业场地主要井巷合计127588407 1152 1559 6029545 1007 1552 67238061

21、533259 1928 2509 46341200283592583 430968923220 18247 合计40813 2334 3662 4636459343883128 53168444389222052第三章 矿井设计生产能力与服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，每天四班作业(三班生产、一班准备)，每天净提升时间16h。二、矿井设计的年生产能力1储量因素：本矿地质条件中等，水文地质条件简单，煤层厚度较大，且赋存稳定，但井田面积不大，仅12，15号煤层，矿井储量不多，其工业储量为40813kt，设计可采储量为22052kt。3生产环节因素：井下煤炭采用胶带输送机运输，辅助

22、运输采用调度绞车，大巷两侧布置条带开采，生产系统简单，运输环节少，矿井生产能力适宜加大。综合考虑以上因素，经过技术分析比较后，矿井设计生产能力确定为1.2Mt/a。本井田煤层赋存特征、地质构造、开采技术条件等，确定矿井设计生产能力为1200kt/a。三、同时生产水平数的确定本井田主要开采15号煤层。设计以一个水平开采15煤层。开采水平为620m水平。四、矿井与水平服务年限矿井与水平服务年限均按下式计算：T=Z/(AK)式中：T服务年限，a；Z设计可采储量，kt；A设计生产能力，1200kt/a；K储量备用系数，取1.4。则：矿井与水平服务年限均为22052/(12001.4)13(a)。第四章

23、 井田开拓方式一井田开拓方式的确定一）开拓方案开拓方案准备利用并刷大现有主井井筒断面，刷大后断面宽4.0m，净断面12.68m3，担负矿井矸石、材料设备等辅助提升任务，兼安全出口。在现主井北部即现澡堂东部新掘主斜井井筒，倾角25，断面宽5.6m，落底于15号煤层底板30m的底板岩层中，落底标高为+590.000（底板），井筒斜长745.4m，担负矿井煤炭运输任务和人员下放任务，兼做进风井和安全出口。新掘回风立井井筒，井筒断面直径5m，断面积为19.63m2，落底于15号煤层顶板上15m的岩层中，落底标高为+638.000（底板），井筒垂深287.0m，兼作安全出口井。矿井开采井田12、15号煤

24、层时，将新掘主斜井井筒落底于15号煤层底30处的+590m水平标高，布置在距主斜井井筒斜长20m处布置井底煤仓，煤仓上口布置在15号煤层中，通过15号煤仓上口，沿煤层走向布置一条一区胶带大巷，平行于胶带大巷布置一采区轨道与回风大巷，巷道间距为30m，大巷保护煤柱设为40m。并将该大巷延至X4陷落柱附近，沿现15113顺槽布置二采区胶带、轨道与回风巷三条巷道，巷道间距为30m，巷道保护煤柱为40m。在井底煤仓上口，基本垂直于胶带大巷向西沿煤层倾向方向布置一采区三条下山，即一采区胶带下山、一采区轨道下山与一采区回风下上。上述巷道除回风巷道沿煤层顶板布置外，其余胶带与轨道巷均沿煤层底板布置。将12号

25、煤煤仓布置在12号煤层中，12号煤煤仓下口布置在主斜井井筒，煤仓距井口斜长650.4m，煤仓上口标高为+660.400m，下口标高为+630.400，煤仓直径为6.00m，过12号煤井底煤仓上口分别布置一采区与二采区胶带、轨道与回风大巷，巷道间距为30m，大巷保护煤柱设为40m。上述巷道除回风巷道沿煤层顶板布置外，其余胶带与轨道巷均沿煤层底板布置。副斜井井底。在井底车场距副斜井井筒落底点58.6m处基本沿+620m水平布置一条集中轨道大巷，与一采区轨道大巷相接。在集中轨道大巷接近副斜井井筒侧联合布置井底主排水泵房与其配电硐室，并布置井底水仓。在井筒穿12号煤时布置12号煤甩车场，通过12号煤集

26、中轨道运输巷与甩车场与12号煤一采区轨道大巷相连。二）开采水平规划：全矿井已一个主水平（15号煤层即+620m水平）和一个辅助水平（+）开采井田12、15号煤层。三）矿井通风方式矿井采用中央并列式通风系统，主、副斜井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。三、主要运输大巷与回风巷的布置方式和位置选择现将开拓大巷的布置情况叙述如下：矿井初期主要巷道为一采区轨道大巷、集中轨道大巷、一采区胶带大巷、一采区胶带下山、一采区轨道下山、一采区回风大巷、一采区回风下山。一采区轨道大巷、集中轨道大巷、一采区轨道下山均沿15号煤层底板布置，巷道坡度017。巷道断面按通过液压支架设计，同时考虑了综合管线布

27、置和矿井通风要求。巷道铺设双轨，轨距600mm，轨型30kg/m，工字钢轨枕，沙石道床。巷道采用距型断面，锚网喷加锚索支护。净宽4.50m，净高3.00m，净断面13.50m2。一采区胶带大巷、一采区胶带下山均沿15号煤层底板布置，巷道坡度017。巷道断面按铺设一台带宽1.0m的带式输送机和一条轨距600mm、轨型15kg/m的胶带检修轨设计，巷道采用矩形断面，采用锚网喷加锚索支护。净宽4.20m，净高2.80m，净断面11.76m2。一采区回风大巷、一采区回风下山均沿15号煤层顶板布置，巷道坡度017。巷道断面按矿井通风要求设计。巷道采用矩形断面，锚网喷加锚索支护，净宽4.00m，净高3.0

28、0m，净断面12.00m2。各条巷道间距为30m。四、采区划分与开采顺序全井田共划分为三个采区，一采区位于主斜井北部，采用单翼布置，走向长壁开采，回采面连续推进长度600m；二采区位于副斜井南部，采用单翼伪倾向布置，回采面连续推进长度750800m；三采区位于井田最北部，通过F3与F34断层与一采区分开，采用单翼布置，走向长壁开采，回采面连续推进长度1000m。第五章 矿井基本巷道第一节 井 筒一、井筒数目根据推荐的井田开拓方案，矿井兼并重组移交生产与达产时，共布置主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，三个井筒中主、副井筒位于一个工业场地，回风立井井筒位于回风井场地。二、井筒布置与装备主斜井：净宽

29、5.6m，净断面19.04m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，装备带宽1.0m的大倾角带式输送机与绳轮直径为1.6m的架空乘人器。设台阶与在胶带机中间架上设扶手。副斜井：原断面为2.6m宽，井筒改造刷大后净宽4.0m，净断面12.68 m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，井筒铺设轨距为600的30kg/m的单轨，设台阶与扶手。回风立井：净径5.0m，净断面19.63m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用素混凝土砌碹支护，井筒设梯子间，井筒特征详见表3-4-1。井筒断面布置详见图3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4、3-4-5。第二节 井

30、底车场与硐室一、井底车场型式依据井田开拓部署，在副斜井井筒底部设15号煤井底车场。车场采用平车场形式，车长巷道利用已有断面并刷大，车场设高、低道线路和进出车线。二、空重车线长度的确定井下辅助运输初期采用无极绳绞车牵引600mm轨距、1.0t系列矿车，井底车场线路坡度和长度:高道线路坡度取9，低道线路坡度取11；高、低道线路按副斜井提升2.5钩串车长度考虑(每钩串车提4辆1.0t固定箱式矿车，长度8.0m)，低道矸石与空车线路长度为20m，高道重材料车线长度约21.207m；进、出车线线路长度按不小于10辆矿车考虑，则车场与轨道大巷的连接线路取57m。表3-4-1矿井各井筒特征表 井筒名称项目主

31、斜井副斜井回风立井井口座标(m)纬 距 (X)4187295.0004187212.5924187734.000经 距 (Y)19646565.00019646554.96819646670.000标高(m)井 口 (Z口)+905.000(底板)+897.557 (轨面)+925.000 (底板)井 底 (Z底)+590.000(底板)+623.7(轨面)+638.000(底板)方 位 角 (度)17600002213000900000井筒倾角 (度)25270000900000井筒斜长或垂深 (m)745.4612.00287.000井筒净径或净宽 (m)5.64.05.00井筒支护支护形

32、式表土与基岩风化段C25钢筋混凝土砌碹C25钢筋混凝土砌碹单层钢筋现浇C25砼单层井壁基岩段锚喷(围岩破碎时采用锚网喷)锚喷(围岩破碎时采用锚网喷)现浇C25砼单层井壁支护厚度(mm)表土与基岩风化段500350700基岩段100100350断面积(m2)断面形状半圆拱形半圆拱形圆形净19.0412.6819.63掘进表土与基岩风化段29.7620.1232.17基岩段21.1714.4025.52井 筒 装 备装备一台带宽0.1m的大倾角带式输送机与绳轮直径为1.6m的架空乘人器。井筒中间行人台阶，扶手。动力电缆与部分通讯原则上均沿该井筒敷设。铺设30kg/m单轨1t系列矿车,担负液压支架与

33、矸石、辅助材料等的提升任务，兼作安全出口装备玻璃钢梯子间。备 注新开掘井筒刷大井筒新开凿井筒三、井底车场硐室名称与位置一）主要硐室与位置根据生产需要，在距主斜井井筒落底点20m处的井筒，布置有下放式井底煤仓与装卸载硐室；在主斜井井底+590m水平巷道中，设置有主井井底撒煤沉淀池、主变电所等硐室，通过井底清理撒煤斜巷与15号煤一采区轨道大巷连接；在副斜井井底车场设有把钩房、躲避硐室、主排水泵房、主排水泵配电硐室、管子道、井底水仓等硐室。二）井底车场主要巷道和硐室支护方式井底车场巷道与车场硐室均布置在15号煤层中，除车场巷道和井下消防材料库采用锚网喷支护外，其余车场硐室均采用C20混凝土砌碹支护。

34、井底车场巷道和硐室的支护形式、支护材料、工程量详见表3-5-1。表3-5-1井底车场巷道与硐室工程量序号巷道名称半煤岩比倾角()支护形式巷道长度断面积(m3)掘进体积(m3)净掘进井巷硐室小计备注1井底车场煤锚喷51.116.2517.49861.9861.92主斜井井底清理撒煤巷与沉淀池基岩锚喷151.819.0421.271595.41595.43井底煤仓与装卸载硐室基岩素砼20002000.04井底煤仓上口机头硐室煤素砼10001000.05等候室、医务室与通路煤锚网喷600600.06中央变电所与通路基岩素砼800800.07主排水泵房与通路煤素砼800800.08主排水泵房配电硐室煤

35、素砼500500.09管子道基岩25锚喷400400.010井底水仓基岩素砼80.06.727.73800.0800.011爆破材料发放硐室与回风巷煤素砼11001100.012消防材料库煤锚网喷加锚索400400.013合计282.93257.3760010857.3第六章 采煤方法第一节 采煤方法的选择采区地质条件1开采条件（1）煤层特征：12号煤：位于组顶部，上距L4石灰岩1.001.66m，平均1.28m。煤层厚1.251.95m，平均1.45m，厚度变化不大，全井田稳定可采，结构简单，顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为细砂岩。15号煤：位于组，L1石灰岩为其直接顶板，煤层厚6.308.59

36、m，平均7.02m，底板为泥岩或炭质泥岩。属全井田稳定可采煤层。地质构造简单，一般以单斜为主，适宜采用综合机械化开采。据地质报告与省煤炭工业局综合测试中心检验报告提供15号煤层有爆炸危险性；15号煤层属自燃煤层，自燃等级为级。（2）影响上行开采的主要因素有：A层间距B采高C采煤方法： E岩性与层间结构F采动时空关系（3）上行式开采可行性分析：A比值判别法：由于本井田开采1215号煤层，可以采用采动影响倍数判别：K=H/M=43.35/6.3=6.88式中：H上、下煤层层间距，43.35m； M下层煤采高，6.30m（15号煤层平均厚度为7.02m，根据矿井放顶煤开采回采率最高为1.2计算15号

37、煤实际采高为6.3m）。该矿12号煤与15号煤之间有三层总厚度为4.54m的石灰岩，可看作坚硬岩层，根据矿井地质资料计算，求的K=6.887.5，从比值判别法角度分析，开采上覆12号煤层时，会受到15号煤层的采动影响，应采取相应措施。B“三带”判别法：公式一：式中: Hli导水裂隙带（m）Hm冒落带（m）M累计采厚（m）公式二：由上述公式经计算得，冒落带高度为15.16m，远小于煤层间距43.35m。而导水裂隙带高度公式一结果为51.65m，公式二结果为60.2m，均大于43.35m，既当上行开采12号煤层时，12号煤层中因受15号煤层采动影响，煤层有裂隙分布，可进行上行开采，但应采取相应措施

38、。C围岩平衡分析法：=25.37式中：K1 直接顶岩石碎胀系数,一般K1 = 1.051.50；hp平衡岩层本身厚度, 按本矿井柱状图确定。Hp上行开采必要的层间距，m对该矿而言，15号煤层的直接顶上，有一层厚度为1.97m的石灰岩，岩性较坚硬，可作为平衡岩层；必要层间距仅为25.37m，小于该矿井实际层间距43.35m，因此12号煤层可实行上行开采。D根据顶板运动特征与回归公式：T=0.086（H/h）+b式中：T15号煤与12号煤开采的时间间隔，月；H12号煤层与15号煤层的层间距，m；h15号煤采高，m；b回归常数，取3.5经计算12号煤层应在15号煤开采4个月后才能开采，当15号煤采高

39、与层间距发生变化时，相应必须调整12号煤开采时间。结论：从上述计算可以看出，一采区12、15号煤层间距43.35m，其导水裂隙带高度(53.37m)大于两层煤层间距，若采用上行开采，可能会产生12号煤与顶底板物理力学性质发生变化：但通过采取技术安全措施是可行的。 2可供选择采煤方法：（1）分层开采：分层开采虽然技术成熟，但工序复杂，掘进率高，厚煤层分层开采，掘进工程量相对较大。 （2）放顶煤开采：放顶煤开采与分层开采相比有以下明显优点：a、煤层掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘关系；b、减少了搬家倒面次数，节省了设备搬迁、安装的工作量和费用；c、较分层开采对煤层厚度变化、地质构造适应性强，且减少

40、了铺网工序、材料、工资与巷道维护等费用；d、工作面处于减压带，降低了支架吨位和支护成本；e、顶煤利用矿压落煤、装煤、变不利因素为有利因素；f、有利于矿井的集中控制，实现减面、减人、提高工效的目标；g、提高劳动生产率，降低成本，比一般回采工效提高25倍，经济效益显著，吨煤成本一般降低820元。通过对分层开采和放顶煤开采优缺点比较，结合国目前技术装备水平与本矿井多年的生产管理经验，因此12号煤设计采用长壁综采一次采全高采煤法，15号煤设计采用长壁综采放顶煤采煤法。第二节 采区布置一、采区尺寸、巷道布置1采区尺寸根据井田开拓布置、煤层赋存条件与开采技术条件，以与工作面装备水平，确定矿井移交生产和达到

41、设计生产能力时布置一个采区保证矿井1200kt/a的生产能力。结合新龙煤矿实际情况，本着减少井巷工程量、节省投资、早出煤、早见效的原则，首采区位置就近布置，确定布置一采区。一采区位于井田西部，采区东西长1.6km，南北长0.83km，采区面积约1.4km2，为单翼开采采区，采用走向长壁开采。2采区巷道布置根据井田开拓布置，一采区采用单翼布置，走向长壁开采，在一采区准备巷道的西北侧布置回采工作面，回采工作面顺槽采用单巷掘进，工作面胶带顺槽和轨道顺槽均沿15号煤层底板布置，分别与一采区胶带下山和一采区回风下山直接沟通，并通过顺槽联络巷与一采区轨道巷沟通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人与排水系

42、统。一采区巷道布置见图5-2-1，图5-2-2。二、移交生产与达到设计产量时采区数目、位置和工作面生产能力计算1矿井生产能力计算移交生产与达到设计产量时，在一采区中布置一个长壁综采放顶煤工作面、一个综掘工作面和一个普掘工作面来保证矿井设计规模和正常生产接替。矿井实际生产能力即为回采工作面生产能力和掘进工作面掘进煤量之和。(1)回采工作面生产能力计算回采工作面生产能力按下式计算：A采=M1lLrC1M2lLrC2式中：A采采煤工作面年产量，t/a；M1采煤工作面机采高度，M1=2.8m；M2采煤工作面放煤高度，M2=4.22m；l采煤工作面长度，l=150m；L采煤工作面年推进度，L=792m；

43、r煤的容重，r=1.38t/m3；C1采煤工作面机采回采率，取1.25；C2采煤工作面放顶煤回采率，取0.80。则A采=2.81507921.381.25+4.221507921.380.80=989566(t/a) =989.566kt/a(2)掘进工作面掘进煤量计算矿井移交生产与达到设计产量时，井下共装备两个煤巷掘进工作面，掘进断面平均10.00m2，掘进工作面年总推进度为1500m，则掘进工作面掘进煤量计算如下：A掘=150010.001.38=20700t/a=20.7kt/a(3) 矿井生产能力计算A矿=A采+A掘=989.566+20.7=1010.266kt/a=1.01Mt/a

44、可满足矿井1200kt/a即1.2Mt/a设计生产能力的要求。矿井达到设计生产能力时采区回采工作面特征见表5-2-1。表5-2-1达到设计生产能力时采区工作面特征表采区名称采煤工作面个数装备煤层平均厚度(m)机采高度（m)放顶煤高度（m)年推进度(m)年生产能力（kt)一采区1综采放顶煤7.022.804.227921010.27第三节 回采工艺与劳动组织一、工作面回采方向回采工作面回采方式为采区采用前进式开采，工作面采用后退式开采，同一翼相邻工作面间采用顺序开采。二、工作面采煤、装煤、运煤方式与设备选型1回采工作面长度确定一个综采放顶煤工作面长度为150m。2工作面采煤、装煤、运煤方式与设备

45、选型工作面采煤设备：选用MG160/375W型无链，齿轮销排式液压牵引，采高1.43.0m，适应煤层倾角：35，滚筒直径：1.60m，截深0.6m，牵引速度：06m/min，电机功率375kW，额定电压：1140KV，生产能力：800t/h。工作面运煤设备：前部刮板输送机采用与采煤机配套的SGZ-630/220型可弯曲刮板输送机，铺设长度150m，运输能力600t/h，电机功率2110kW；后部刮板输送机采用SGZ-730/400型可弯曲刮板输送机，铺设长度150m，运输能力700t/h，电机功率2200kW。根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SSJ1000/275型

46、可伸缩胶带输送机，铺设长度600m，运输能力630t/h，电机功率275kW。破碎机选用PCM110型颚式破碎机，破碎能力1000t/h，电机功率110kW。机选用SZZ-764/110型刮板机，输送能力800t/h，电机功率110kW。工作面采、装、运设备选型结果详见表5-1-1。表5-1-1综采工作面采、装、运设备配备表设备名称设备型号功率(kW)单位总数量其中备用双滚筒采煤机MG-160/375-W375台1前部可弯曲刮板输送机SGZ-630/2202110台1后部可弯曲刮板输送机SGZ-730/4002200台1破碎机PCM110110台1刮板机SZZ-764/110110台1可伸缩胶

47、带输送机SSJ1000/275275台1乳化液泵站BRW315/31.5200台1两泵一箱喷雾泵站WPE320/1045台1两泵一箱三、工作面液压支架选型设计采用“老顶周期来压步距法”和“估算法”计算液压支架工作阻力。A老顶周期来压步距法PH=(-3.6+5.8M+1.4L2+3.6Lm)F式中：PH预计液压支架设计工作阻力，t/架；M煤层机采高度，取2.8m；L2实测老顶周期来压步距，取20m；Lm控顶距，取4.5m；F支架支护面积，为6.75m2。则：PH=(-3.6+5.82.8+1.420+3.64.5)6.75=383.67t/架=3760kN/架B估算法P=9.8Shcos式中：P

48、支架承受的载荷，kN；S支架支护的顶板面积，m2，支架长宽=5.2001.5=7.8m2;顶板岩石视密度，2.8t/m3;h冒落带岩石的高度（直接顶厚度），m;h=2MM采高，m；确定为2.8m。K岩石碎胀系数，取1.251.5。煤层倾角，取17。上式可写成：P=（24）9.8SMcos取中间值即P=39.8SMcos再考虑支架受力不均衡衡量的安全系数2，则;P=239.8SMcos=239.87.82.82.8cos17=3439（kN）综采工作面液压支架初选ZF4400/17/28型四柱支撑掩护式综采放顶煤液压支架，支撑高度1.72.8m，配备电液阀工作阻力为4400kN，支护强度：0.7

49、10.79Mpa，底板比压：1.282.15Mpa,支架重量14.5t。工作面机头部和机尾部端头过渡支架选用ZFG4800/20/30型液压支架，工作阻力4800kN，支护高度2.03.0m，支架重量15.4t。工作面超前20m采用DZ28-25/100型单体液压支柱配HDL-3000型型钢梁支护。四、工作面支护、顺槽超前支护、端头支护方式一）工作面支护15号煤一采区首采工作面确定选用ZF4400/17/28型放顶煤液压支架，该支架控顶能力强、煤炭回收率高、支架后部作业空间大、利于设备维护和浮煤清理等特点。（一）端头支护工作面两端头为顶板压力集中区，故工作面输送机机头与胶带顺槽连接处与机尾与轨

50、道顺槽连接处各选用ZFG4800/20/30型过渡支架2架组成端头支护。具体管理方式如下：1、两端头均采用密集柱支护顶板，当过渡1号架外侧距保险帮距离小于800mm时采用单排密集柱，支柱与排头1号架尾梁对齐；当过渡1号架外侧距保险帮距离大于800mm，小于1.6m时，采用双排密集柱支护，后排柱与过渡架1号尾梁对齐，4根/m，排距0.6m，单体交错布置。为保证回取后排密集，前排密集距机尾过渡1#架外侧护板应保证留有0.6m以上的作业宽度。特殊情况下，过渡1号架外侧距保险帮距离大于1.6 m时，除套打双排密集柱支护外，在前排密集柱前加打短梁单体棚至超前支护。2、密集至超前围之若出口宽度小于0.8m

51、时，机头每隔0.6m靠保险帮打一根贴帮点柱，柱帽为圆木梁（超前支护时已压入支架顶梁）；机尾密集至超前围之每隔0.6m靠保险帮打一根贴帮点柱，柱帽为600mm的型梁。若出口宽度大于0.8m小于1.6m时，机头每隔0.6m先在靠保险帮侧加打一根贴帮柱，柱帽为圆木梁（超前支护时已压入支架顶梁），另一侧紧贴支架打单体，形成一梁两柱。机尾选用与其宽度相适应的型梁，每隔0.6m加一架单体型梁棚子。当出口宽度大于1.6m时，机头在圆木梁下正中加打中间柱形成一梁三柱。机尾在单体型梁棚子下正中加打中间柱，形成一梁三柱，并保证安全出口宽度不小于0.7m。3、所打点柱的单体必须打在柱帽中央，且柱帽平行于巷道，单体与

52、柱帽用卡子固定好，所打单体必须达到初撑力即11.4MPa。加设密集要遵守先支后回原则，每循环移一次，严禁超前回密集。移密集时，严禁操作端头三个支架，并有两人以上协作进行。（二）超前支护1、支护方式工作面轨道顺槽和胶带顺槽在距工作面煤壁20m围必须进行超前维护。轨道顺槽采用在原支护间套打一架一梁两腿的单体矩形梁棚，胶带顺槽采用在原支护间套打一架一梁两腿的单体矩形圆木梁棚。棚腿选用DZ28-25/100型单体，棚距0.6m。在距工作面10m围应在每架梁棚梁下增设一根单体支柱，轨道顺槽巷在棚梁正中支设，机巷靠机一侧支设，且距保险帮或煤帮0.4m以上，构成一梁三腿以加强支护，但必须保证机巷有足够的行人

53、通道。两巷铁棚子与梁棚随循环逐架回撤。圆木梁棚随循环压入端头架顶梁，直至甩入落山。2.、超前支护管理措施（1）所有单体支柱必须达到初撑力，初撑力达到90KN（11.4MPa），若出现断梁折柱或泄液的单体时，必须与时更换。（2）班班必须保证超前维护距离不少于20米，出煤班在回棚后把回取的中间单体支柱与时补在外面的棚梁下，始终保持10米围中间单体支柱齐全。五回采工作面采高与放顶1采煤工作面采高井田15号煤层平均厚度7.02m，依据15号煤层厚度和选定的放顶煤液压支架架形，设计确定采煤机割煤高度2.42.8m，放顶煤高度4.224.62m，采放比为1:(1.581.93)。1工作面顶板管理方式根据确

54、定的综采放顶煤采煤方法，工作面顶板采用全部垮落法管理。最大控顶距为4.80m，最小控顶距为4.20m。2放煤步距和放煤方式根据设计所要求的工作面单产能力和采煤工作面采煤机的截深，设计确定放煤步距为1.2m，即“一采一放”。根据15号煤层开采时的放煤高度和采高，本着提高资源回收率的宗旨，暂确定工作面采用单轮间隔放煤方式，同时放煤支架以两架为宜。3、坚硬顶板强制放顶工艺和设备选型（1）综采工作面为了避免初次来压对支架造成巨大的冲击载荷,提前破坏顶板的完整性,使其尽早垮落,减小初次来压的矿压显现强度,减缓初次来压对支架的破坏作用，根据矿压观测统计结果，必要时在回采工作面切眼进行深孔预裂爆破放顶，钻孔

55、垂深10m；（2）炮眼布置在靠负帮（非回采帮）侧距离切眼中心线1.4m处,间距为10m,呈“一”字形分布。（3）在工作面设备安装完毕,工作面推进2.4m后装药,装药前必须清净炮眼,药包要推至孔底，装紧装实，黄泥要充填密实，待工作面推进3.6m之后放炮。（4）严格按照设计要求施工炮眼，并采取湿式打眼；装药和放炮前必须切断工作面与两顺槽所有电器设备电源。（5）放炮前必须对工作面和回风顺槽与整个回风系统的煤尘进行彻底清洗，装药和放炮前必须对工作面和回风顺槽与放炮地点的瓦斯和煤尘浓度进行检测，如不符合放炮要求，严禁装药放炮。炸药雷管装运执行煤矿安全规程第286条第290条的有关规定。（6）放炮前工作面

56、与顺槽所有放炮人员必须撤到距工作面300m外的联巷，井下放炮严格执行一炮三检制和三人连锁放炮制。六回采工艺一）、工作面工艺流程工作面整体工艺流程：端头斜切进刀割煤拉架移一部溜清煤折返另一端斜切进刀割煤拉架移二部溜放顶煤清煤。中间部分工艺流程：割煤拉架移一部溜清煤割煤拉架移二部溜放顶煤清煤。机头部分工艺流程：倒替端头与超前支护割煤清理机头浮煤移机头拉架回缩溜子。机尾部分工艺流程：倒替端头与超前支护割煤清理机尾浮煤移机尾拉架。二）、破煤、装煤、运煤采煤机牵引方式为销轨式无链电牵引，割煤时前滚筒割顶刀煤，后滚筒割底刀煤一次双向穿梭割煤，往返一次为一个循环。采煤机进刀方式为端部斜切进刀。即：机组割煤至

57、机头（机尾）沿刮板输送机弯曲段斜切行走2530m，待前后滚筒全部进入煤壁达 0.6m后，推移机头（机尾）将刮板输送机全部移直后，机组返刀割三角煤，割透后反向牵引割煤、到达机尾（机头）、然后进行下一个循环。附图四：采煤机割煤与进刀示意图。三)、移架移架采用邻架操作、顺序移架的操作方式，即采用机头侧的支架操纵阀控制机尾侧相邻支架。机组割煤时，首先将采煤机前滚筒前方三架的护帮板收回，并随着机组的割煤逐架收回。工作面追机进行移架作业。采煤机开始割煤后，距机组后滚筒1.5m即可开始将支架降架前移，移架时必须保证相邻支架的推移千斤顶处于供液状态。移架操作时，先降柱使顶梁距离顶板150200mm，把降柱手把

58、打到零位，然后进行移架操作。支架移动至规定位置后，将支架升紧，把手把复零位。支架接顶不好时，可操作平衡千斤顶，使支架顶梁接顶严实。移架操作具体要求：1、拉架应做好以下准备工作：检查支架与溜子连接销子是否齐全、检查阀组、接头密封情况，保证不漏液、不窜液。2、坚持按线拉架，前后偏差不得超过50mm，支架中心距1.5m，左右偏差不超过100mm，支架升起后支架初撑力不低于25MPa，支架顶梁平行于顶板，其最大仰俯角7。3、支架移过后，与时将护帮板升起，防止煤壁偏帮。4、由于支架操作方式为邻架操作，因此拉架工应站在支架顶梁下方，面向煤壁工作，并时刻注意被拉支架移动情况，拉架时被拉支架的架前、架下严禁站

59、人，其他人员严禁在此停留或做其它工作。5、升架时，要注意侧护板伸出情况，防止升架损坏侧护板或出现咬架现象；工作面严禁超高造成支架不接顶导致倒架，同时也要防止采高太低而造成死架；相邻两支架不得出现明显错差（错差最大不超过侧护板高度的2/3），支架不挤、不咬、不斜、不倒，伸出侧护板要靠紧相邻支架，架间空隙小于 100mm，支架端面距小于340mm。6、升架全过程完成后，将操作阀手把打到零位，任何人不得随意乱动操作阀手把。7、正常情况下，移架距机组后滚筒距离不得大于 15m，否则必须停机拉架；如果顶板破碎，滞后机组后滚筒1.5m则必须移架，移架距机组后滚筒距离不大于 6m，否则必须停机移架或超前移架

60、，必要时可采用少降快移、带压移架的办法，保证有效控制顶板。8、工作面遇构造或倾角较大时，应实行带压拉架。带压拉架时要求既能移动支架而又不损坏支架与工作溜子有关部件。顶板破碎时，必须超前拉架。四、移溜采煤机过后，在距后滚筒15m以外即可顺序推溜，推溜时必须多架同时操作，溜子不得出现急弯或弯度过大，并符合下列要求：1、推溜前认真检查推移梁与挡煤板的连接情况，并将煤帮的矸石、杂物清理后方可进行推溜。2、推溜应在刮板输送机运行中进行，不准停溜后移溜，但机头、机尾必须停溜后再推移；推溜必须是同一方向，即从机头向机尾或从机尾向机头方向顺序推溜，严禁从机头、机尾向中间同时推溜。3、推溜与拉架应保持612m的