1、前 言一、概況xxxx煤炭有限責任公司煤礦位于xx礦區xx井田2022勘探線之間及巴音井田2526勘探線之間，所在地區行政隸屬于xx旗xx管轄。該礦井始建于1998年，開采二號、三號煤層，斜井開拓，生產能力0.06mt/a左右，采煤方法為倉房式。由于生產技術落后，生產能力相對較低。根據煤層賦存條件、企業發展要求、市場需要及國家有關提高資源回收率的要求，須改革礦井目前落后的生產工藝，以提高礦井資源回收率，并滿足企業發展及市場需求。受xxxx煤炭有限責任公司委托，我所組織有關人員對xxxx煤炭有限責任公司煤礦改擴建技術編制初步設計。二、設計依據1、煤礦安全規程2004年版；2、煤炭工業礦井設計規范

2、2006年版；3、1966年6月批準的賀蘭山煤炭地質勘探分公司內蒙古支公司147隊于提交的賀蘭山北段煤田xx礦區xx、巴音井田地質勘探最終（精查）報告。4、內蒙古自治區第八地質礦產勘察開發院2005年編制的煤炭資源儲量核實報告。5、xxxx煤炭有限責任公司煤礦提供的礦井地質說明書及相關資料。6、xxxx煤炭有限責任公司煤礦改擴建設計委托書。三、設計原則1、礦井生產能力0.3mt/a。2、礦井開拓：斜井開拓。3、主斜井采用大傾角膠帶輸送機提升煤炭，副井安裝絞車輔助提升。4、礦井通風系統及方式：中央并列式通風系統抽出式通風方式。5、采煤方法：走向長壁垮落法開采。四、設計特點及安全評價1、采用斜井開

3、拓，井筒布置在井田中央，中央并列抽出式通風，生產集中，易于管理。2、二煤采用普通炮采；三煤采用炮采放頂煤一次采全高，降低了采煤成本。3、工作面單體液壓支柱配合型鋼梁架二梁六柱棚子支護，支護可靠。4、采用先進的開采工藝，提高礦井資源回收率，并大大提高了礦井生產效率和礦井生產能力。4、主井采用先進的大傾角膠帶運輸機，實現原煤機械連續運輸，保證了生產連續。簡化了提升、運輸系統，提高了運輸能力大，也提高了提升、運輸系統的安全性。5、采用兩翼交替生產，生產接續簡單。6、采用礦井安全監測、監控系統，提高了礦井對“一通三防”事故的預防能力。7、礦井水文條件簡單，涌水量小，采用大揚程多級一次排水，防排水系統安

4、全可靠。五、主要技術經濟指標1井巷工程量：1054m，其中煤巷1027m，巖巷27m。2礦井建設總投資：1173.83萬元。3礦井噸煤投資：39.13元/t。4.年利潤644.06萬元。第一章 井田概況及地質特征第一節 井田概況一、交通位置xxxx煤炭有限責任公司井工煤礦位于xx礦區xx井田2022勘探線之間及巴音井田2526勘探線之間，所在地區行政隸屬于xx旗xx管轄。該礦的交通情況：現有烏巴公路經過礦區西側，距烏達60km，距巴彥浩特76km，距xx鎮3km，距烏海市70km，距寧夏回族自治區石嘴山市約36km，距平（平羅）汝（汝箕溝）運煤專線鐵路xx站6km，有簡易公路與魯斯太鎮相通。交

5、通條件十分方便，交通位置詳見圖。二、地勢地形本礦區地處賀蘭山北段，為低山丘陵地形，山勢多呈北西南東走向，最高標高為1625m，位于井田東南角，最低為1510m，位于井田北部的xx溝。區內溝谷不發育，地形切割不強烈。大多為石炭二疊系地層出露地表。本井田為一南西傾斜的單斜構造，煤層隨地層傾斜露出地表。三、氣象及地震本區屬高山大陸性氣候，終年干旱，雨量稀少，年降雨量在150200mm，最大降雨量為272.3mm，最小為135.2mm，年平均降水量為213.1mm，每年四至九月為該區的雨季。據測定，歷年最大蒸發量為2371.1mm，年蒸發量大于降雨量。年最高氣溫在33.5，最低氣溫-27.1，年平均氣

6、溫7.1。每年十一月到翌年四月為凍結期，凍土深度一般為0.5m。每年35月份為風季，最大風速40.0m/s，年平均風速4.0m/s，風向除夏季東南風外，其余季節皆為西、西北風。地震動峰值加速度為0.20(g)，對照地震裂度為8度區。第二節 區域經濟狀況xx左旗人口15萬，地廣人稀。以畜牧業為主，其中xx鎮主要為采煤業。國民生產總值約15億元，人均收入3600元，經濟不發達。礦區水電資源充足，生活必須品靠外運。xx井田內主要煤礦有：烏蘭煤礦、xx煤礦、慶華煤礦、xx煤礦、附新煤礦等。第三節 地質特征及煤層一、地層本區地層區劃屬華北地層區，鄂爾多斯地層區，賀蘭山卓子山地層小區。出露地層較全。由下至

7、上為太古界賀蘭山群，青白口系震旦系西勒圖組，寒武系，石炭系太原組，二疊系山系組、石盒子組、孫家溝組，三疊系延長組，侏羅系延安組、直羅組、安定組，第四系更新統、全新統。石炭系太原組和二疊系山系組為xx井田的含煤層位。二、地質構造井田內第四紀沉積物覆蓋面積小，且較薄，基巖裸露，煤層露頭明顯,呈一走向北西南東、傾向東西、傾角1924左右的單斜構造。本井田范圍內構造簡單，無大的構造。三、煤層及煤質主要煤層賦存于上石炭統太原群及下二迭統山西組地層中，前者含煤層25層，可采12層（22、15、13、12、12上、10、10上、9、8、7、6、5），后者含煤3層，可采2層（3、2），含煤地層平均總厚度258

8、.0m，煤層平均總厚度24.69m，可采煤層平均總厚度20.68m，含煤系數8%。本井為開采煤層為二迭統山西組二、三號煤。二號煤工業牌號為主焦煤，屬高灰低硫，洗后為低中灰、低硫、低磷、高發熱量的煉焦用煤；三號煤工業牌號為瘦煤，屬高灰低硫，洗后為低中灰、低硫、低磷、高發熱量的煉焦用配煤。二號煤厚度0.823.24m，平均2.14m，含夾矸04層，夾矸厚度0.10.8m。全范圍可采。煤層頂底板巖性多為砂質頁巖。三號煤距二號煤層35m左右，下距六號煤37.9m，煤層埋藏穩定。厚度0.1723.49m，平均厚度8.18m，含夾矸118層，夾矸厚度0.10.5m，全范圍可采。煤層老頂均為中粗粒石英砂巖，

9、厚層狀，一般為1731m，平均23.7m。多為灰白色、厚層狀，中粗粒石英砂巖，厚層狀，致密堅硬，分選磨較好。煤層直接頂為：砂質頁巖、砂巖，真厚一般為1.3-4.3m，平均2.2m。煤層直接底為：灰黑色砂質頁巖、砂巖，局部地段含泥質易碎，真厚一般為7.7-18.9m，平均10.6m。二、三號煤特征表煤層編號形態厚度（m）傾角（度）巖性產出地層對比性夾矸層數穩定性頂板底板二層狀透鏡狀19-24砂質頁巖、砂巖砂質頁巖、砂巖ps易對比0-4穩定、可采連續三層狀透鏡狀19-24砂質頁巖、砂巖砂質頁巖、砂巖ps易對比0-18穩定、可采連續二、三號煤化學成分主要工藝性質成果表煤層牌號洗選灰分ad%硫分std

10、%發熱量kj/g膠質層ymm容 重qbadqbdaf煤樣采用二主 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、煤塵、自燃發火根據2005年瓦斯等級鑒定報告，該礦屬于低瓦斯礦井，礦井瓦斯相對涌出量為7.6m3/t，絕對涌出量為2.63m3/min。根據煤塵爆炸性、自燃傾向性簽定報告，煤塵爆炸指數25%，具有爆炸危險；煤層屬不易自燃發火煤層，但有自燃發火傾向，自燃發火期為18個月。五、水文地質井田內水文地質簡單。各

11、含水層之間以煤層及煤層頂底板砂質頁巖、頁巖為隔水層；第四紀覆蓋甚薄，含水量微弱，導水性不強。根據礦井開采實際，預計該礦井正常涌水量為5m3/h，最大涌水量為10m3/h。第四節 礦井現狀礦井采用斜井開拓，二、三煤聯合開采，中央并列機械抽出通風方式，采煤方法為倉房式，礦井生產能力0.06mt/a左右。礦井現有3個井筒，分別為二煤副井、三煤主井、三煤風井。二煤副井布置在礦井西北邊界，現井底標高為1400m，三煤主井和三煤風井布置在井田中央，現三煤主井已經延深到標高為1309m，三煤風井井底標高為1402m。二煤1406m標高以上已經全部采完，現在1400m標高布置有251回風順槽及1400石門及三

12、煤聯絡巷與三煤主井、風井連通。三煤北部開采到1500m標高，南部開采到1459m標高。第二章 井田開拓第一節 井田范圍及儲量一、井田范圍本井田北以20勘探線與慶華煤礦相鄰，南至22勘探線，東起煤層露頭，西至煤層+1350m底板等高線。井田南北走向長度1.0km，東西傾斜寬度0.5km，井田面積0.5km。本次礦井擴建井田范圍在批復的采礦證范圍內，其拐點坐標為：1、x：4340670 y：186081302、x：4340315 y：186074303、x：4339378 y：186078544、x：4339708 y：18608446二、儲量目前該礦井二號煤層已采至+1406m標高，剩余至+13

13、50m標高，二號煤層保有儲量經計算為0.51mt；三號煤開采很少一部分，至+1350水平剩余保有儲量經計算為4.46mt。礦井儲量編號為122b。則本次礦井擴建范圍內保有儲量為4.97mt，可采儲量為3.15mt。儲量計算表表2-1-1序號煤層編號儲量編號批準儲量（mt）剩余儲量（mt）煤柱損失（mt）采區回采率可采儲量（mt）井筒煤柱邊界煤柱小計1二122b1.610.510.060.020.08800.342三122b6.144.460.700.250.95802.813合計7.754.970.760.271.0380%3.15第二節 礦井設計生產能力及服務年限一、礦井工作制度本礦井設計年

14、工作日330d，每天三班作業，兩班采煤，一班準備，每天凈提升時間為16h。二、礦井設計生產能力根據井田特征及開采工藝，礦井布置一個炮采放頂煤回采工作面，工作面斜長95m，日生產能力為1002t，年生產能力可達0.33mt/a。因此礦井設計生產能力為0.3mt/a。礦井儲量備用系數1.4礦井服務年限a=3.15/（0.31.4）=7.5(a)該井為技術改造設計生產能力0.3mt，服務年限7.5a。第三節 礦井開拓一、礦井開拓1礦井原生產建設情況原礦井采用斜井開拓，沿二號煤層在礦井西北邊界建有一個副斜井，井筒為木支護，凈面積4.8m2；在井田中央沿三號煤底板在煤層中沿傾斜方向布置三煤風井，井筒為1

15、1#礦用工字鋼棚支護，凈面積5.1m2；在井田中央三號煤風井北部50m處三號煤底板中距煤層底板69m沿傾斜方向布置三號煤主井，井筒為錨噴支護，凈面積7.73m2。在二號煤和三號煤分別布置工作面采用倉房式采煤方法進行開采，礦井生產能力0.06mt/a左右。現二煤1406m標高以上已經全部采完，在1400m標高布置有251回風順槽及1400石門及三煤聯絡巷與三煤主井、風井連通。三煤北部開采到1500m標高，南部開采到1459m標高。2開拓方式二、三號煤在該區隨地層出露，煤層埋藏穩定，平均傾角22，地表為中低山丘陵起伏帶。由于原礦井各井筒已經形成，并且條件良好，二號煤距三號煤間距35m左右，因此考慮

16、礦井開拓仍采用原有斜井開拓方式，二、三煤聯合布置。只是在開采順序上提出以下兩種開拓布置方案：方案一：保留原礦井的三條井筒，即二號煤副井、三號煤主井和三號煤風井，并將三號煤風井改為三號煤副井，兼作為礦井總回風。采用斜井開拓，二、三號煤聯合布置。將三號煤副井（原三號煤風井）延深到1325m標高，并在1325m標高處布置主井車場和聯絡巷與三號煤副井連通。二號煤剩余部分劃分為1個階段，三號煤剩余部分自上而下劃分為4個階段。由于礦井淺部二號煤已經采完，而三號煤現已經具備開采條件，因此先開采上部三號煤，待深部二號煤準備完成后，再進入二號煤進行開采。二號煤全部開采結束后，再轉入三號煤開采。二號煤副井只用于完

17、成各井筒延深、井底水倉的布置及剩余二號煤準備的準備工作，所有準備工作結束后，及時回收二號煤副井井筒，并關閉二號煤副井，礦井只保留三號煤主井和三號煤副井進行開采。三號煤主井用主要于提升煤炭，三號煤副井主要用做回風和下放材料。方案二：保留原礦井的三條井筒，即二號煤副井、三號煤主井和三號煤風井，并將三號煤風井該為三號煤副井，兼作為礦井總回風。采用斜井開拓，二、三號煤聯合布置。將三號煤副井（原三號煤風井）延深到1325m標高，并在1325m標高處布置主井車場和聯絡巷與三號煤副井連通。二號煤剩余部分劃分為1個階段，三號煤剩余部分自上而下劃分為4個階段。由于礦井淺部二號煤已經采完，而三號煤現已經具備開采條

18、件，因此先開采上部三號煤，待深部二號煤準備完成后，再進入二號煤進行開采。二號煤全部開采結束后，再轉入三號煤開采。二號煤副井用輔助進風并完成各井筒延深、井底水倉的布置、完成剩余二號煤準備的準備工作及生產后期的下放材料工作。三號煤主井用主要于提升煤炭，三號煤副井主要用做回風和下放材料。3、方案比較：項目優點缺點方案一1、 礦井直接進入生產準備，施工容易，建設期短；2、 二號煤副井可早期回收，礦井井筒煤柱少；3、 井筒數量少，井巷維修量小；4、 地面生產系統集中，有利于生產管理。1、 安全出口少；2、 礦井后期通風阻力大。方案二1、 礦井直接進入生產準備，施工容易，建設期短；2、 礦井安全出口多；3

19、、 進風井多，礦井通風阻力小。1、 井筒維修工程量大；2、 井筒煤柱留設多；3、 地面生產系統分散，不利于生產管理；4、 占用設備多。4、方案確定：根據以上方案比較，雖然第一方案礦井安全出口少，但礦井保留了兩個安全出口，可滿足需要；礦井后期通風阻力雖然增大，但由于主副井巷道斷面均大于5m2，選擇合適的通風機，可滿足礦井通風需要。并且第一方案煤柱留設少可提高礦井資源回收率；生產系統集中，易于管理，因此選擇第一方案為本礦井改擴建方案。二、井口及工業廣場位置該礦井為改擴建井，主、副井均已經部分完成，工業廣場也已經建成。主、副井布置在井田范圍的中央，主井口在煤層露頭以外；副井井口在煤層露頭處。主井距副

20、井50m。在主、副井井口附近布置工業廣場。三、階段劃分及巷道布置礦井從上向下劃分階段布置。根據剩余資源分部，在井筒兩翼布置工作面，二號煤剩余部分劃分為1個階段，工作面斜長143m；三號煤剩余部分自上而下北部劃分為4個階段，南部劃分為3個階段，工作面斜長95m左右，留10m區段保護煤柱，每個區段垂高39m左右。各階段底部標高分別為+1459.0m、+1422.0m、+1384.0m、+1350.0m。主井、副井在井田范圍的中央，兩翼布置工作面，工作面生產接續極為輕松。主井布置在三號煤底板中，風井沿三號煤底板布置，給最終井筒煤柱回收創造了條件。在井底布置主井車場，由聯絡巷連通主井車場和副井，詳見開

21、拓系統圖。四、采區劃分及開采順序考慮井田范圍不大，設計該礦井不化分采區。由上向下劃分階段進行布置。運輸、回風順槽沿煤層走向布置，留10m階段保護煤柱，采用走向長壁布置開采。開采順序為先采上階段后采下階段；階段內先采南翼后采北翼；工作面開采順序為從開切眼布置工作面，自兩翼邊界后退式開采至井筒保護煤柱線止。五、煤柱留設1、邊界煤柱礦井兩翼邊界各留20m邊界保護煤柱，深部到+1350.0m標高，不留煤柱。2、井筒煤柱三號煤副井南側、三號煤主井北側各留30m保護煤柱，二號煤副井在二號煤準備未完成前，其南側保留37m保護煤柱，北側煤柱以礦井北部邊界為界。3、階段煤柱根據礦井以往開采經驗，階段煤柱保留10

22、m。第四節 井筒一、三號煤主井三號煤主井（以下稱主井）為斜井，布置在三號煤底板中，距三號煤底板69m，用于提升煤炭，并作為礦井的安全出口。主井井筒凈斷面7.73m2，表土段開挖明槽料石砌碹，而后進行覆蓋。井筒圍巖較堅硬地段，采用錨噴支護，噴漿厚度100mm；圍巖破碎地段，采用錨網噴支護。井筒內布置臺階、水溝、防塵、供電管路等。主井井口坐標位置為x=4340157，y=18608185，h=1545.9。二、副井1、二號煤副井二號煤副井為斜井，沿二號煤傾斜布置在礦井北部邊界。井筒凈斷面4.8m2，采用架梯形木棚支護。二號煤副井主要用于礦井井筒延深及剩余二號煤的準備工作，并作為礦井前期的一個安全出

23、口。井筒內鋪設18kg/m單軌，布置水溝、臺階、躲避硐等，井口坐標為x=4340527，y=18607900，h=1557.1。2、三號煤副井三號煤副井為斜井，沿三號煤底板布置在三號煤中，處于主井南側50m處。三號煤副井井筒凈斷面5.1m2，采用梯形工字鋼棚支護。三號煤副井主要用于礦井回風、輔助提升、下放材料設備等，為礦井的另一個安全出口。井筒內鋪設22kg/m單軌，布置水溝、臺階、躲避硐，并布置排水、供水管路等，井口坐標為x=4340108，y=18608183，h=1543.6。井筒特征見表2-4-1井筒特征表井筒名稱井口坐標方位（度）傾角井筒斜長（m）井筒斷面（m2）支護方式井筒裝備總長

24、以有凈掘主井x=4340157y=608185z=1545.9n237235655657.738.5錨噴或錨網噴膠帶輸送機三煤副井x=4340108y=608183z=1543.6n234225833785.16.3工字鋼棚子絞車三煤副井x=4340527y=607900z=1557.1n239225534164.86.45木棚子絞車第五節 車場及硐室主斜井下部設平車場，由聯絡巷與副井聯接；各階段段上下順槽由副井沿三層煤底板設甩車場聯絡；運輸順槽用聯絡巷與主井聯通。各段分設煤倉。水倉在主斜井井底車場布置。井下不設變電所、火藥庫及工具庫房等硐室。水倉容量及長度計算：q=8qz=83=24m3式中

25、：q水倉容量m3；8時間，h；qz礦井正常涌水量，m3/h。水倉布置在三號煤底板巖石中，采用半圓拱斷面錨噴支護，凈斷面s凈=5.1m2。計算水倉長度：l=q/s=24/5.1=4.71m考慮到隨著開采深度和開采面積的增大，礦井涌水量將增大，礦水倉采用雙倉布置總長度92m。排水管沿三號煤副井敷設。第三章 主要巷道運輸及設備第一節 運輸方式的選擇一、運輸方式的選擇1煤炭運輸方式根據礦井開拓巷道布置，工作面布置刮板輸送機運至運輸順槽，運輸順槽內設刮板輸送機運至區段煤倉，主斜井布置膠帶輸送機運輸到地面。2運輸系統（1）煤炭運輸系統工作面落煤經工作面sgb-620/40t可彎曲刮板輸送機運至運輸順槽。運

26、輸順槽內設sgb-620/40t可彎曲刮板輸送機運至區段溜煤眼，通過區段溜煤眼到主井kxg膠帶輸送機提升運輸到地面。（2）材料及設備運輸系統材料及設備直接由副井絞車下放到回風順槽、運輸順槽和掘進工作面。二、回采巷道斷面、支護形式、坡度及軌型回風、運輸順槽采用11礦用工字鋼梯形棚支護，金屬網包幫包頂，回風順槽凈斷面4.3m2。巷道凈高2.0m，上凈口寬1.8m，底部寬2.5m；運輸順槽凈斷面5.1m2，巷道凈高2.1m，上凈寬2.1m，底部寬2.84m。回風順槽鋪設15kg/m輕軌，木軌枕；運輸順槽鋪設刮板輸送機。巷道坡度+3+5。回采工作面采用單體液壓支柱配合型鋼梁架設一梁三柱棚子支護，金屬網

27、包外側幫和頂，鋪設刮板輸送機。第二節 礦車一、礦車選型礦井生產所需各類礦車的型號及規格詳見各類礦車規格特征表。各類礦車規格特征表表3-2-1礦車名稱礦車型號及規格容積（m3）載重量（t）規格長寬高（mm）軌距（mm）自重（kg）側卸礦車mf-1.0-6a0.60.9220011501050600540材料車mc1-6b120008801150600465平板車mp1-6a12000880410600515二、礦車數量礦井移交生產時各類礦車數量見各類礦車數量表。各類礦車數量表表3-2-2礦車名稱礦車型及規格使用地點數量（輛）側卸礦車mf-1.0-6a地面、掘進工作面12材料車mc1-6b地面、回

28、采工作面、掘進工作面6平板車mp1-6a地面、井底車場2第三節 運輸設計選型根據所確定的運輸方式，回風順槽、運輸順槽煤層走向沿煤層底板布置，順槽最大長度不超過500m，采煤工作面供配備7臺sgw-620/40t可彎曲刮板輸送機（工作面1臺，運輸順槽6臺）。井下配備調度絞車一臺。第四章 采區布置及裝備第一節 采煤方法一、采煤方法及工藝1、煤層狀況本區內地質構造簡單，煤層賦存穩定，二號煤平均厚度2.14m，三號煤平均厚度8.18m，煤層傾角22左右，頂底板巖性較好，礦井為低瓦斯礦井，自燃發火期18個月。2、采煤方法選擇根據煤層具體條件，礦井采用走向長壁垮落法后退式采煤方法。3、采煤工藝選擇根據煤層

29、條件，二號煤可采用支撐掩護式支架，綜合機械化開采；高檔普采；炮采。三號煤可采用輕型支架，綜合機械化一次采全高的綜采放頂煤采煤工藝；采用支撐掩護式支架，綜合機械化分層開采采煤工藝；炮采一次采全高的炮采放頂煤采煤工藝；分層高檔普采或炮采采煤工藝。由于礦井走向總長度1000m，單翼工作面可采長度只有450m左右，礦井可采儲量只有3.15mt，選擇綜合機械化開采，投資大；工作面生產時間短、搬家快；礦井生產技術及員工素質及裝備與綜合機械化開采不配套，因此該礦井不適合采用綜合機械化開采工藝。采用分層高檔普采或炮采，回采巷道布置量大；材料消耗多；下部分層巷道布置復雜；全員效率低。因此考慮二號煤采用普通炮采；

30、三號煤采用炮采放頂煤的采煤工藝。炮采放頂煤是工作面用型鋼梁結合單液壓支柱支護工作面，鋪設金屬網護頂，工作面沿走向推進，下部正常普通炮采，頂煤隨放頂垮落后，在空巷側刮板輸送機上沿（底板起300500mm）處剪網放出頂煤。工作面呈8-12俯斜，便于頂煤順利放出。二、回采工藝普通炮采工藝為：落煤、裝煤、運煤、支護、移溜、回柱放頂。炮采放頂煤工藝為：落煤、裝煤、運煤、支護、回柱、放煤、移溜。1落煤：采用爆破落煤方式。2裝煤：采用自裝與人工裝煤相配合。3運煤：工作面自裝與人工攉煤至刮板輸送機，工作面由刮板輸送機運至運輸順槽刮板機，再輸送到溜煤眼，接主井膠帶輸送機到地面。4支護：（1）支護方法選擇工作面采

31、用對棚支護，可采用三、四排或四五排管理。采用三、四排管理，見四回一法。采用三、四排管理，放煤前不移動刮板運輸機，刮板運輸機緊靠切頂線排支柱，切頂線處剪網防煤時，煤炭自裝進入運輸機，且可緊靠運輸機上沿剪口，放煤位置低，有利于放出頂煤，提高煤炭回收率，并且減輕了工作人員勞動強度。三、四排管理，控頂距小，支架穩定性低。采用四、五排管理，見五回一法。放頂后，刮板運輸機與切頂線相隔材料道，放煤時，煤不能直接到運輸機，必須要斜搭接自滑溜槽。而煤層傾角只有22度，自滑溜槽即使斜搭接，溜槽坡度也只能達到15度左右，煤炭下滑困難，需要人工邊耙煤邊捅自滑，造成工序繁瑣、工作效率低。為了增大自滑坡度，只好提高放煤口

32、高度，則會降低煤炭回收率。四、五排管理，控頂距大，支架穩定性強。根據以上比較，炮采放頂煤工作面易于采用三、四排管理。（2）支護方法工作面采用dz22單體液壓支柱與2.2m型鋼梁架設二梁六柱對棚支護，棚距0.7m，單排密柱切頂。工作面運輸機頭處使用五對十梁支護。上下順槽超前20m內加強支護，10m內在巷道兩幫沿走向架設抬棚，10m外在工作面側架設抬棚。5回柱：采用人工分段回柱放頂，全部垮落法管理頂板。分段長度15m。工作面采用三、四排管理，最大控頂距3.2m，最小控頂距2.2m。6放煤：回柱后，頂煤隨頂板垮落，在空巷側（切頂排）底板起300500mm處剪網放煤。放煤要采取分段隔孔多輪次將煤放凈。

33、放完后，要及時封孔堵矸。放出的煤自流（和人工長耙子扒煤相結合）到工作面刮板輸送機，大塊用風鎬破碎。7移溜：頂煤放完后，由機頭或機尾把一頭移溜，移溜后要及時調整好支架結構。三、支護強度計算二號煤層頂底板為砂質頁巖、砂巖，煤層厚度、直接頂厚度均小于三號煤。三號煤開采頂為煤頂，底板為砂質頁巖、砂巖，二號煤層于三號煤層采用相同的支護方式，因此支護強度計算采用三號煤技術數據計算，支護滿足三號煤層開采時即可滿足二號煤開采的需要。由于三號煤煤層松軟，強度小，而礦壓顯現明顯，隨著放頂，頂煤及直接頂板隨即垮落。（一）、支：1、工作面支護密度計算：工作面最大控頂距時支護密度：n1=6(3.20.70)2.68根/

34、米2工作面最小控頂距時支護密度：n2=6(2.20.70)3.90根/米22、工作面支護強度計算：最大控頂距時支護強度：p大=2.683080%64.32噸/米2最小控頂距時支護強度：p小=3.903080%93.6噸/米23、八倍采高的頂板壓力：p1=8m=82.12.5=42噸/米3（式中：m為采高，為上覆巖層容重，2.5噸/米3）4、利用平均值加兩倍均方差計算：p2=(q+2sp)n=12+(23)22.68=4348噸/米3（式中：q為支柱載荷平均值t/根，sp為均方差，n為最大控頂距時支護密度）5、按支架全部承載直接頂重量計算：p3=mr=(6.18+4.2)2=20.76噸/米2（

35、式中：m為頂煤、直接頂厚度m，r為煤、巖平均容重t/m3）（二）、護：1、護底：保證工作面支護質量的前提是支柱不鉆底，因此要求支拄在額定工作阻力下對底板的強度小于底板比壓，否則要穿鐵鞋。支柱的底面積：=r2=3.14（0.07）2=0.015（m2）（式中：r為支柱底面半徑）支柱在直接底板下：在煤底（或松軟底板）：式中：smin支柱或穿鐵鞋面積，m2；pc支護強度 t/m2，pc3080%3.90so支拄的支護面積m2， so3.20.7/6qc底板比壓 n/m2（底板為砂質頁巖時，容許比壓取32.0mpa，在煤底或較松軟底板時取9.7mpa）通過驗算工作面支柱在直接底板時支柱可不穿鐵鞋，在煤

36、底、底板松軟時支柱必須穿鐵鞋，規格為200mm200mm，即可滿足護底需要，若底板極其松軟鐵鞋無法控制底板時，采取下底梁上加鐵鞋的方法護底，底梁規格為1200mm200mm100mm。2、護幫：根據開采同煤層經驗，為有效、合理使用生產材料，工作面煤層沉積穩定完整堅硬處可不進行剎幫，若工作面出現地質變化或煤層松軟片幫時，為保證不使煤壁片幫而引起的漏頂，必須全斷面護幫，護幫時采用1.00.9m2荊芭配合兩根小桿，規格為1000mm80mm60mm，將煤壁剎嚴剎靠。3、護頂：采用7.5m1.0m的12#黑鐵絲編制的質量可靠的大眼網和小桿護頂，鋪網時，長邊對接，短邊搭接，搭接不小于0.2m。采用14#

37、鐵絲扣扣相聯，至少擰五擰以上，聯網后網頭網絲彎向頂板，以防刮人，且工作面網子與風機兩巷掘進網子聯成一體。頂煤較破碎、松軟、漏頂處，每架棚上剎兩根小桿配合荊芭護頂，頂板完整正常情況下頂部可不剎小桿。（三）、支架的穩：防止復合頂板推跨型冒頂事故的發生,必須保證支柱初撐力：p初=hr(cos+sin/f)/n=6.181.5(cos22+sin22/0.26)/2.68 =8.2t/根80（kn）式中：h可放煤層厚度與偽頂厚度 m；r煤的容重 t/m3；煤巖層平均傾角 度；f煤巖層之間磨擦系數 取0.26；n工作面支護強度 根/米2故工作面支柱初撐力為90kn以上，能防止復合頂推垮型冒頂事故發生。支

38、護強度校核：根據以上計算，p2p大，p2p小，即工作面采用二梁六柱；棚距為0.7m；最大控頂距為3.2m，最小控頂距為2.2m的支護方式滿足工作面支護需要，選定工作面的支護合理。四、工作面循環數、年進度及作業方式1每日三班作業，一班采煤，一班放煤，一班檢修，每日一循環，循環進度1.0m，月平均推進度27.5m，年進度為330m。2工作面個數及長度礦井只布置一個采煤工作面。二號煤工作面長度146m，三號煤工作面長度布置為95m。五、工作面設備配備工作面設備配備見工作面設備配備表工作面設備配備表表4-1-1設備名稱規格型號單位數量備注型鋼梁2200mm根316工作面262、超前20、備用34320

39、0mm20工作面機頭支護單體支柱dz22-30/100根1220工作面1048、超前60、備用112可彎曲刮板輸送機sgw-620/40t臺7工作面及順槽移溜器yt-77b/1100臺4乳化液泵rb-80/200臺2使用一臺備用一臺煤電鉆mz-12臺2風鎬fb-8.3臺10使用7臺備用3臺六、生產時主要材料消耗1炸藥：1440kg/萬t2雷管：3760發/萬t3坑木：10m3/萬t4金屬網1313m3/萬t第二節 采區布置一、移交生產和達到設計能力時采區數目、位置和工作面生產能力計算1采區數目、位置和工作面個數礦井移交生產即達產，礦井不劃分采區（只劃分區段），移交工作面在二階段北翼為三層煤第一

40、個工作面，編號為321工作面，詳見開拓系統圖。2工作面年生產能力a=nl（h1c1+h2c2）r =330950(2.095%+6.1883%)1.50 =3313160t/a =0.33mt/a式中：a回采工作面年產量，mt/a；n工作面年進度，330m；l工作面長度，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煤層容重，1.50m3/t。由以上計算得出，礦井布置一個回采工作面，完全可以達到礦井年設計生產能力。二、開采順序移交生產時在第二階段北翼三號煤形成321工作面，掘進第五階段北翼二號煤252工作面。三號煤第一個

41、工作面采完后進行二號煤的開采，二號煤全部開采結束后再轉入三號煤的開采。三號煤井田兩翼交替生產，隨著工作面接續，逐步采向深部。三、回采巷道布置該井田走向長1000m，傾斜寬500m，面積約0.5km2。井筒布置在井田中央，進行兩翼開采。從1500m往下，化分為4個階段進行回采，每段垂高約39m左右。階段斜長為105m左右。首采工作面布置在北翼。從原礦井開采過的最后一個運輸順槽往下留20m煤柱在三號煤副井北幫開口，沿煤層底板施工回風順槽486m到二號煤副井南部保護煤柱線；自三號煤副井1459m標高處向北開口，先施工80m運輸順槽，然后在運輸順槽開口施工主井通路與主井貫通，之后施工煤倉，接著再施工運

42、輸順槽到二號煤副井南部保護煤柱線，最后沿二號煤副井南部保護煤柱線施工切眼與回風順槽貫通形成通風系統和生產系統。四、運輸、通風、排水1運煤工作面爆破自裝結合人工攉煤工作面刮板輸送機運輸順槽刮板輸送機煤倉主井膠帶輸送機地面2通風地面新鮮風主井運輸順槽主井通路運輸順槽工作面回風順槽副井風硐地面3運料地面物料副井回風順槽工作面4排水工作面水自流到運輸順槽自流到井筒到井底水倉，經水泵排到地面。第三節 巷道掘進及設備配備一、巷道斷面及支護形式回風、運輸順槽采用11工字鋼梯形棚支護，金屬網包幫包頂。回風順槽凈斷面4.8m2，巷道凈高2.0m，上凈口寬1.8m，底部寬2.5m；運輸順槽凈斷面5.1m2，巷道凈

43、高2.1m，上凈口寬2.1m，底部寬2.84m。回采工作面采用單體液壓支柱配合型鋼梁架設一梁三柱棚子支護，金屬網包外側幫和頂；煤倉采用錨網噴支護；水倉采用半圓拱斷面錨噴支護。二、掘進工作面及設備配備礦井建設期間配備兩個掘進工作面，正常生產期間配備一個采煤工作面和一個掘進工作面。巖石巷道掘進配備氣腿式鑿巖機和錨噴設備，煤巷掘進配備煤電鉆。掘進時采用礦車運輸。第四節 建井工期一、巷道掘進指標井筒：80m/月；水倉：80m/月；回采巷道：180m/月；其它巷道80m/月。二、井巷工程量礦井初期井巷工程量為1054m，其中煤巷1027m；巖巷27m。詳見表4-3-1。井巷工程量統計表表4-3-1巷道名

44、稱煤巖別施工長度（m）斷面類型支護方式掘進斷面(m2)凈斷面（m2）備注回風順槽煤486梯形工字鋼棚5.44.3運輸順槽煤446梯形工字鋼棚6.35.1切眼煤95矩形一梁三柱4.43.6主井通路巖23半圓拱錨噴5.55.1煤倉巖4圓形錨網噴1.51.1合計1054巖巷27m三、建井工期（一）工程準備時間1個月。（二）井巷施工時間掘進一組施工回風順槽，工期2.7個月；掘進二組施工運輸順槽、切眼、主井通路及煤倉，工期3.4個月。（三）地面工程及安裝工程1.5個月。（四）工程總工期5個月。第五章 礦井通風第一節 概況根據礦井瓦斯涌出量鑒定，預計該礦井瓦斯相對涌出量7.6m3/t，絕對涌出量為2.63

45、m3/min，屬低瓦斯礦井。但隨著開采深度不斷深入，瓦斯涌出量也會增加。煤塵爆炸指數25%，有爆炸危險性。煤層屬不易自燃發火煤層，但有自燃傾向性，發火期約18個月。相鄰礦井及周邊已采礦井未發現煤和瓦斯突出現象。但周邊同煤層礦井發生過瓦斯事故，因此該礦井瓦斯管理按高瓦斯礦井管理。第二節 礦井通風一、通風方式、通風系統礦井通風方式為中央并列式，采用軸流式風機抽出式通風，主斜井進風，三號煤副井回風。二、掘進通風及硐室通風掘進通風采用局扇壓入式通風。井下躲避硐、信號硐室采用擴散通風，再無其它大硐室。井下根據通風需要，設置風門、調節風門等，并在井巷適當地點設置測風站，以便有效地控制、調節風量。三、風量按

46、照煤礦安全規程的規定，礦井的總風量應該按下列要求分別計算，并提取其中最大值。1按井下同時工作最多人數計算q=4nk式中：q礦井總供風量，m3/s；4每人每分鐘供風量不少于4m3；n井下同時工作的最多人數，人；k礦井通風系統，取k=1.25。q=4881.25 =440m3/min=7.3m3/s2按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量和總和按下式進行計算：q=（q采+q掘+q硐+q它）k式中：礦井總供風量，m3/minq采采煤工作面實際需要風量總和，m3/min；q掘掘進工作面實際需要風量總和，m3/min；q硐獨立通風硐室實際需要風量總和，m3/min；q它其它井巷實際需要風量總和，m3/

47、min；k礦井通風系統，取1.25。2.1 采煤工作面風量計算2.1.1 按瓦斯涌出量計算q采=100q采kc式中：q采煤工作面供風量，m3/min；q采采煤工作面瓦斯絕對涌出量，m3/min；kc瓦斯涌出不均勻的備用系數，kc=1.6。q=1002.631.6=420.8m3/min=7.01m3/s2.1.2 按工作面溫度與風速關系進行計算q采=60vcscki式中：vc回采工作面適宜風速，m/s，取vc=1.2m/s；sc回采工作面有效斷面，m2；ki工作面長度系數，取0.9。q采=601.250.9=324m3/min=5. 4m3/s2.1.4 按炸藥量計算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藥量。2.1.5 風量確定及風速驗算根據以上風量計算，工作面風量應取其最大值，現取采煤工作面風量為q采=7.01m3/s。按最低風速進行驗算：q采小=155=75m3/min=1.25m3/s按最高風速進行驗算：q采大=2405=1200m3/min=20m3/s由以上驗算可知，q采小q采1m2a2=1.19q/hmin1/2=1.27m21m2故該礦井通風屬中等難易程度，即中等阻力礦井。第三節 通風安全措施一、綜合防治措施1、配備專職瓦斯檢測人員，瓦斯檢測人員配備瓦斯檢定器，定時定點巡回檢測，并在作業場所和主要風道口設置瓦斯檢測牌板。2、在井下采掘面及各作業場所布置安全監測裝置，對瓦斯濃度超限地點自動斷電報警。3、爆破必須堅持“一炮三檢制度”。4、廢棄的巷道和盲巷要及時密閉，并掛牌說明。5、礦井在恢復使用已有一段時間內未用的井巷時，須先通風，并在測定其瓦斯含量不超限時才可開始使用或維修。6、工作面必須嚴格執行風電、瓦斯電閉鎖，保證停風自動斷電；瓦斯超限能自動斷電。7、采掘工作面瓦斯濃度達到1.0時，必須停止用電鉆打眼，爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.0時，嚴禁爆破。8、采掘工作面及其它作業地點風流中，電動機或其它開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.5時，必須停止工作