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xx煤矿施工方案

关于开发xxxx煤业公司

xx煤矿井巷工程开拓施工方案的报告

一、矿井概况

xxxx煤业有限公司由原xx公司、xx和煤业有限公司、xx有限公司、xx有限公司和xxxx有限公司等五个体煤矿组成。

井田位于xxx东南部，距xxx12km，汾柳高速及307国道从井田北部通过，南距孝柳铁路石庄发煤站约10km。

井田面积8.572km²，东西长5.266km，南北宽4.871km，矿井工业资源储量81.481Mt，矿井设计资源储量64.727Mt，矿井可采储量43.249Mt。

整合后矿井设计生产能力为0.9Mt/a，服务年限34.3a，隶属山西焦煤集团。

井田内地质构造为中等类型，总体呈向南倾斜的单斜构造，发育有宽缓褶曲，地层倾角2-9°。

井田内发育2个向斜，1个背斜，12条正断层，其中落差大于10m的断层5条，陷落柱25个。

井田水文地质类型为中等类型，矿井生产能力达0.9Mt/a时，开采9+10+11号煤层，矿井正常涌水量为200m³/h，最大矿井涌水量400m³/h。

井田批准开采煤层2、3、4、9+10+11号煤层，共四层煤，其中2、3、4号煤层大部分已采空，主采煤层为石炭系上统太原组9+10+11号煤层，煤层厚度6.17-8.28m，平均7.24m，煤层倾角2-9°，煤层变化不大，结构简单，一般含0-2层夹矸，偶含4层，该层煤在井田范围内均为稳定可采煤层。

煤层顶板为石灰岩，局部有泥岩伪顶，底板为泥岩，局部有炭质泥岩。

（见可采煤层特征表）

9+10+11号煤层煤质类型为贫煤，按动力用煤标准分级，为特低灰～中灰、中硫～中高硫、特低磷～低磷、低热值～特高热值煤。

9+10+11号煤为动力用煤或民用煤。

矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量2.393-7.35m³/t，CO2相对涌出量2.50-9.94m³/t。

煤尘具有爆炸性，煤层自燃倾向为容易自燃煤层。

矿井采用中央分列式抽出式通风，总进风量82m³/s，容易时通风负压1263.6Pa，等积孔2.74m²，困难时通风负压为1557.1Pa，等积孔为2.47m²。

可采煤层特征表

煤层号

厚度

最小-最大

平均（m）

层间距

最小-最大

平均（m）

结构

（夹矸数）

稳定性

可采性

顶底板岩性

顶板

底板

2

0.48-1.85

1.29

简单

（0）

稳定

大部

可采

泥岩

砂质泥岩

泥岩

砂质泥岩

1.50-4.50

3.00

3

0-1.54

0.85

简单

（0）

稳定

大部

可采

泥岩

细砂岩

细砂岩

砂质泥岩

4.50-8.30

7.00

4

0.31-1.60

1.19

简单

（0）

稳定

大部

可采

泥岩

细砂岩

细砂岩

砂质泥岩

61.78-88.81

69.00

9+10+11

6.17-8.28

7.24

较简单

（0-4）

稳定

全区

可采

石灰岩

泥岩

炭质泥岩

二、井田开拓及巷道布置

1、井田开拓工业广场布置方案选择

方案一：

井口及工业场地位于原金平煤矿工业场地，综合开拓方式，新掘主斜井，采用机轨合一布置，担负矿井煤炭提升和大件下井任务；改造原金平煤矿副立井作为辅助提升井，改造原金泰和主立井作为矿井的回风立井。

主斜井落底后分别通过立式井底煤仓、中部甩车场与东、西翼带式输送机大巷，东、西翼轨道运输大巷相连；副立井通过通风行人巷与东、西翼轨道运输大巷连通，在主斜井井底布置井底车场及硐室；回风立井直接落到9+10+11号煤层，通过总回风大巷与西翼回风大巷连通。

矿井设一个水平（水平标高+690m）开采9+10+11号煤层，设辅助水平开采2、3、4号煤。

西翼带式输送机大巷、轨道运输大巷及回风大巷沿井田南部边界由东向西布置，三条大巷间距35m。

东翼带式输送机大巷、轨道运输大巷及回风大巷自主斜井井底向东南约23°方位布置。

首采区位于井田西翼的91采区，采区准备巷道利用西翼大巷，在大巷北侧布置倾斜长壁工作面，俯斜开采。

方案二：

井口及工业场地位于原金泰和煤业工业场地内，提出综合开拓方案。

新增主斜井装备带式输送机，担负全矿的煤炭运输任务，改造金泰和副立井，担负矿井的辅助提升任务，改造主立井作为回风立井，担负矿井回风任务，改造原金平场地的副立井作为矿井的后期回风立井，担负矿井后期回风任务兼作安全出口。

主斜井落底到9+10+11号煤层，与胶带运输大巷连通；副立井落底到9+10+11号煤层标高处，布置井底车场；回风立井通过回风平巷与回风大巷连通。

三条开拓大巷沿井田南部边界布置，大巷间距35m。

井田开拓方案比较分析：

比较可以看出：

方案一（金平场地方案）优点突出：

（1）投资省，较方案二节省投资1800万元；

（2）工业场地开阔、平坦，填挖方量小，有利于工业场地布置，有利于施工；方案二工业场地地形复杂，填挖方量大，建筑物地基处理复杂，费用高，工期长。

（3）场外公路短，可避开村庄，工农关系简单，方案二场外公路需要经过高家庄村，不利于处理工农关系；

（4）方案一一个回风立井满足全矿井回风，方案二后期需要增加风井；

（5）方案一虽然初期工程量较方案二多1499m，但该工程量基本为首采区工程量（井筒除外），增加了矿井准备煤量，有利于缓和采掘接替关系紧张。

有益于工作面灵活接替。

综上所述，设计推荐方案一，即井口及工业场地位于原金平煤业工业场地，但需进行完善、充实，修改不适应的巷道布置和方式。

（见井田开拓及工业广场布置方案比较表）

井田开拓及工业场地位置方案比较表

序号

项目

单位

方案一

方案二

一比二

一

井位

井位

金平工业场地

金泰和工业场地

地面自然标高

m

+935～+955

+1030～+1081

挖方量

万m3

　5.8

　75.2

　-71.4

填方量

万m3

34.0

20.6

+13.4

二

建井条件

新生界松散层厚

m

35

35

井筒冻结深度

m

钻井深度

m

三

井底车场

层位

太原组

太原组

岩性

9+10+11煤层

9+10+11煤层

四

开拓条件

开拓方式

综合

综合

辅助水平标高

m

+610.000

+610.000

一水平标高

m

+690.000

+706.000

五

井巷工程量

井巷工程量

m

12061

10562

+1499

其中：

井筒

m

889（斜井）

974

-85

m

76（立井延伸）

120（立井延深）

-44

巷道

m

11096

9468

+1628

万吨掘进率

m/万t

134.0

117.4

+16.6

六

建井工期

月

14.0

14.0

七

最大通风距离

Km

3.06

2.6

0.5

八

工业场地压煤量

万t

380

540

-160.0

九

地面条件

场外公路

Km

3.1

4.9

-1.8

35kv输电线路

Km

　2×12

　2×14

-4.0

首采面迁村

户

　0

　0

　0

十

可比投资

矿建工程

万元

12134

10838

+1296

公路

万元

2882

4555

-1673

工业场地填挖方

万元

301

　1522

-1221　

35kv输电线路

万元

1212

1414

-202

合计

万元

16529

18329

-1800

2、井田开拓方案确定

井田开拓设计提出两个方案，见井田开拓方案比较表

井田开拓方案比较（首采工作面形成初期工程量）表

序号

项目

方案一

方案二

一比二

1

开拓条件

开拓方式

综合

立井

一水平标高

+690.000

+690.000

辅助水平标高

+610.000

+610.000

2

井底车场

车场工程量（m）

60

497

-437

硐室工程量（m3）

20008

25144

-5136

3

井巷工程量

井筒（m）

斜井

1538

1538

立井

647

1139

-492

开拓大巷（m）

6432

4603

1829

采区大巷（m）

3362

2843

519

采区硐室（m3）

8499

8499

万吨掘进率

0

4

可比投资

井筒装备（万元）

559.81

1315.02

-755.21

经上表综合分析和安全技术经济比较，可以看出，方案一井巷工程及经济投资方面优于方案二，经研究和甲方同意井田建设开拓工程按方案一施工。

即在金平工业场地内新增主斜井，利用原金平副立井作为辅助提升井，利用原金泰和工业场地作为风井场地，改造原金泰和主立井作为矿井回风立井。

主斜井：

倾角20°，斜长889m，半圆拱断面，净宽5.1m，净断面积17.35m2，井筒内装备带宽B=1000mm的带式输送机担负全矿井的煤炭提升任务，在皮带一侧铺设600mm轨道，担负矿井下大件任务。

井筒内设人行台阶、扶手，兼作矿井进风井及矿井的安全出口，沿井筒内敷设消防洒水管和通信信号。

副立井：

为原已有的副立井经改造后使用，净直径为3.8m，改造后的副立井装备有一对单层单车乘人罐笼。

玻璃钢-冷弯型钢复合罐道，钢板焊接组合悬臂罐道牛腿，为主要的行人井兼作进风井。

回风立井：

为原金泰和主井经改造后作为矿井回风立井用，原主井净直径5.0m，深度272.98m，改造后井筒净直径不变，深度延深到348.98m。

装备有一个玻璃钢梯子间安全出口和一趟黄泥灌浆管。

根据井田内可采煤层的赋存特征确定矿井的开拓大巷初期沿着井田南部边界布置，后期通过斜巷过F3断层，沿着断层垂直方向布置9+10+11号煤层后期采区开拓大巷。

结合矿井工业场地主斜井及副立井井口标高、井筒倾角及方位角等特征参数，主斜井落底标高为+650.000m，副立井落底标高均为+690.000m。

回风立井的落底标高均为+706.000m。

矿井以+690m一个主水平开采全井田，后期增设辅助水平开采2、3、4号煤层。

主斜井落底后，在落底点处设立式井底煤仓，煤仓高度38m，直径Φ7.0m。

在9+10+11号煤层中集中布置西翼胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷。

西翼胶带运输大巷沿着9+10+11号煤层底板布置，直接与井底煤仓上口相连通；西翼辅助运输大巷从主斜井井底车场开始沿9+10+11号煤层底板布置，改造后的副立井作为专用的辅助材料井，通过通风行人巷与西翼辅助运输大巷连通，在通风行人巷平缓处布置中央变电所、中央水泵房、主副水仓及管子道；西翼回风大巷沿着9+10+11号煤层顶板布置，通过回风大巷直接与回风立井相联。

三条大巷平行布置，大巷间距35m，在大巷北侧留40m保护煤柱。

回采工作面直接在大巷北侧以倾斜长壁条带式布置开采。

+690m水平布置两个采区，首采区为井底车场的西北方向为91采区。

开采东翼采区（92采区）时，东翼胶带运输大巷、辅助运输大巷及回风大巷自主斜井井底向东南约23°方位布置。

井底煤仓通过胶带运输上山过F3断层与东翼胶带运输大巷连通，东翼胶带运输大巷沿9+10+11号煤层底板布置，担负东翼采区的煤炭运输任务；西翼辅助运输大巷通过辅助运输下山过F3断层与东翼辅助运输大巷连通，东翼辅助运输大巷沿9+10+11号煤层底板布置，担负东翼采区煤炭辅助运输任务；西翼回风大巷通过回风斜巷过F3断层与东翼回风大巷连通，东翼回风大巷沿9+10+11号煤层顶板布置，担负东翼采区的回风任务。

92采区东南有一F2断层，落差190m，本次设计，东南角采区作为设计储备采区，暂不考虑开采。

9+10+11号煤层开拓布置详见插图3-4-4、5和C1136-109-1、2、5。

后期上组煤开采，由于2、3、4号煤层间距较近，所以上组煤开采开拓大巷采用联合布置方式，采区开拓大巷采用两巷布置。

上组煤联合开采开拓大巷集中布置在4号煤层中。

在9+10+11号煤层井底甩车场附近以倾角20°向上掘进，见4煤后向一侧以正西方向沿着4号煤层布置4煤回风大巷；另一侧以西南120°方向布置进风巷，约100m后，沿井田南部方向布置4煤胶带运输大巷，兼做42采区的工作面运输顺槽；上组煤煤炭运输任务通过斜煤仓将4煤胶带运输大巷与9+10+11号煤层采区大巷连通，辅助运输任务通过辅助运输斜巷与9+10+11号煤层西翼辅助运输大巷连通，回风任务通过回风斜巷与9+10+11号煤层西翼回风大巷连通。

上组煤3、煤开拓布置见图C1036-109-5、6。

开拓大巷煤炭运输全部采用胶带输送机，辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输方式。

矿井采用中央分列式通风方式；矿井通风法为机械负压抽出式通风。

3、开拓巷道布置

井筒到底后，设+690m井底车场，出车场沿井田南部边界，向西布置3条西翼大巷，分别为西翼辅助运输大巷、西翼胶带运输大巷和西翼回风大巷。

均沿9+10+11煤层布置，其中西翼辅助运输大巷、西翼胶带大巷沿煤层底板布置，西翼回风大巷沿煤层顶板布置。

大巷间距35m，三条开拓大巷担负矿井91采区的煤炭运输、辅助和回风任务。

由井底车场向东偏南约30°沿9+10+11号煤层布置一组东翼大巷，分别为东翼轨道运输大巷、东翼带式输送机大巷和东翼回风大巷。

三条大巷平行布置，中心间距35m，担负矿井92采区的煤炭运输、辅助和回风任务。

91采区和92采区采用倾斜条带开采，分别利用西翼、东翼大巷作为采区准备巷道，在大巷一侧布置回采工作面。

93采区利用原有采区上山下延，和东翼大巷连通，构成采区准备巷道系统。

后期2、3、4号煤层采用联合布置开采，开拓大巷均布置在4号煤层中，通过斜巷和斜煤仓完成上组煤的辅助运输、煤炭运输、进风和回风任务。

西翼带式输送机大巷（东翼带式输送机大巷）净宽3.3m，净高3.0m。

砼铺底，厚度100mm。

矩形断面，挂网锚喷支护，局部围岩破碎段增加锚索加强支护。

西翼轨道运输大巷（东翼轨道运输大巷）净宽3.9m，净高3.0m。

采用无极绳连续牵引车牵引1t系列矿车。

大巷内铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m，矩形断面，挂网锚喷支护，局部围岩破碎段增加锚索加强支护。

西翼回风大巷（东翼回风大巷）净宽4.4m，净高3.2m，矩形断面，挂网锚喷支护，局部围岩破碎段增加锚索加强支护。

4、采区划分及开采顺序

（1）、采区划分

根据矿井开拓部署及井田构造，本矿井9+10+11号煤共划分为3个采区，分别为位于井田西部的91采区，东南部的92采区和东北部的93采区。

根据上组煤赋存情况，2号煤层现有两个独立的薄煤层采区，但由于小煤窑乱开采导致井下巷道严重破损，不能形成完整的采区，为防止3煤开采时破坏上组2号煤层，在布置3号煤层开拓大巷时，布置2号煤层探巷对2号煤层进行残采。

2号煤层进行残采，不能形成独立完整的采区，因此上组煤开采划分为31、32、33采区和41、42、43采区。

综上所述，全井田共划分为9个采区，其中3个在9＋10＋11号煤层，6个在上组煤采区。

（2）、开采顺序为上行式开采

上下煤层层间距大小是影响上行开采的主要技术因素之一，因此，计算上行开采的合理层间距是上行开采的首要问题。

设计采用比值（K）判别法、三带判别法、围岩平衡法进行了4号煤与9+10+11号煤合理层间距计算，开采9+10+11号煤不会影响上组煤开采，可以采用上行式开采。

同时根据计算，9+10+11号煤层开采约13个月后，上层2、3、4号煤层处于稳定阶段，9+10+11号煤层开采服务年限为30年，因此上组煤开采有足够的接替缓冲时间，确保9+10+11号煤层开采上覆岩层稳定后进行。

5、采区接替

采区接替顺序本着先近后远、先简单后复杂、先高级储量区后低级储量区的原则。

安排采区接替顺序为91采区→92采区→93采区→31采区→33采区→32采区→41采区→43采区→42采区。

三、井底车场及主要硐室

1、井底车场形式及调车方式

根据矿井开拓部署，主斜井井底车场为甩车场，为提高井底车场调车自动化程度，减轻工人劳动强度，设置高低道。

井底车场空、重车线长度按照可容纳3～5钩串车长度确定，主斜井每钩提升5个1t矿车，串车长度12m，主斜井空、重车线长度取48m。

本矿井全煤巷布置，掘进出煤进入煤炭运输系统，井底车场仅负担井下大件辅助运输量。

井下需要升井检修的大件长件设备由无极绳绞车运至井底车场，人工推入主斜井重车线，自溜至主斜井井底待提。

本井底车场仅承担矿井辅助运输任务，且车场设高低道，调车简单方便，通过能力完全可以满足生产要求。

2、井底车场硐室

井底车场主要硐室有：

中央变电所、主排水泵房、水仓及管子道、调度室、井下消防材料库、井下爆炸材料库、井底煤仓等。

、中央变电所、主排水泵房、水仓及管子道

位于原金平副井井底的中央变电所、主排水泵房、水仓及管子道已不能满足要求矿井整合后供电、排水要求，且改造难度大，为此，在主斜井井底新建中央变电所、主排水泵房、主副水仓、管子道等。

水仓布置在主斜井井底车场巷道北侧，布置主、副两条水仓，主、副水仓间距20m，清仓斜巷坡度取18°，竖曲线半径9m，平曲线半径9m，水仓向吸水小井方向坡度取2‰，水仓净宽取3.2m，净墙高1.2m，净断面7.8m2，水仓有效容量2004.6m3，按照暂取的正常涌水量200m3/h计算，能满足矿井8小时正常涌水量。

水仓清理采用水仓清理机清理，清理出的淤泥等装入矿车，运至主斜井井底车场，由主斜井提至地面，进入矸石处理系统。

、井下爆炸材料库

位于回风立井井底，以便于独立回风。

采用壁槽式，容量为1500kg炸药和15000发雷管。

、井下消防材料库

位于井底车场附近，矿车可直接进入井下消防材料库内。

、井底煤仓

井底煤仓位于主斜井井底，仓高约38m，净直径7m，有效容量约1462t。

主斜井井底清理撒煤，由人工用铁锨攉入主斜井带式输送机。

3、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料。

井底车场巷道及各硐室断面大，以煤巷及半煤岩巷为主，主要采用锚喷+锚索支护方式。

个别硐室如水仓、换装站、煤仓等采用混凝土砌碹支护。

井底车场及硐室工程量表见表3-6-1。

4、副立井井底车场

副立井担负矿井的辅助运输任务，考虑到井下材料，矸石运输量，在井底布置空、重存车线，车场形式为刀把式，布置有调车巷道，车场内的摘挂钩及信号硐室布置在煤层中。

井底主要硐室包括调度室、等候室及通道，医疗室、工具室等。

序号

巷道及硐室

名称

半煤

岩比

支护形式

巷道长度

断面积（m2）

掘进体积（m3）

备注

净

掘进

井巷

硐室

1

井底车场

半煤岩

锚喷+锚索

160

15.7

16.9

2704

2

中央变电所

半煤岩

锚喷+锚索

35

16.8

18.0

630

3

中央水泵房

半煤岩

锚喷+锚索

35

16.8

18.0

630

4

主副水仓

岩

砼碹

257

7.8

10.5

2699

5

管子道

岩

锚喷

103

8.3

9.1

937

6

井下消防材料库

煤

锚喷+锚索

35

16.8

18.0

630

7

井底煤仓

岩石

砼碹

38

38.5

47.8

1816

8

等候硐室

岩石

砼碹

60

12.6

756

9

急救医疗室

岩石

砼碹

5

13.02

65.10

10

工具室

岩石

砼碹

6

6.24

37.44

11

总计

734

2704

8200.5

井底车场及硐室工程量

四、采煤方法

根据本井田主采煤层9+10+11号煤赋存条件和矿井开采技术采用前进式，工作面采用倾斜长壁条带综合机械化放顶后退式开采，顶板采用全部冒落法管理。

上组煤开采的2、3、4号煤层厚度分别为1.28m，0.85m，1.19m。

均为薄煤层，局部可采，根据其具体条件，同时考虑到目前国内薄煤层综采工作面的平均水平仅0.80Mt/a；而刨煤机综采根据铁法矿区小青矿的生产实践，采用引进设备，工作面单产可达1.5～2.0Mt/a左右；在同等生产能力下，薄煤层综采工作面需要布置2～3个面，刨煤机综采只需一个面即可。

因此要保证后期本矿井及时解放9+10+11号煤的压茬关系，保证薄煤层的开发强度，保证全矿井薄、厚煤层同采时的高工效，同时设计从提高效率、保证经济效益的角度出发，2、3、4号煤层采煤方法确定采用刨煤机综采。

五、综采设备类型

综采放顶工作面开采设备技术参数表

综采放顶煤工作面主要设备表

顺序

设备及材料名称

功率kW

电压V

型号及规格

单位

数量

合计

使用

备用

1

双滚筒采煤机

475

1140

MGY200/475-W

台

1

1

2

放顶煤液压支架

ZFS6200/18/35

架

100

10

110

3

端头支架

D1ZY35

架

4

4

4

可弯曲刮板输送机

2×110

1140

SGZ630/220

台

2

2

5

破碎机

75

660

LPS500

台

1

1

6

刮板转载机

132

1140

SZZ730/132

台

1

1

7

可伸缩胶带输送机

200

1140

SSJ1000/200

台

1

1

8

回柱绞车

17

660

JH2-14。

台

1

1

9

调度绞车

11.4

660

JD-11.4。

台

1

1

10

乳化液泵站

132

660

WRB200/31.5

套

2

1

3

11

喷雾泵站

15

660

WPZ125/5.5。

套

1

1

12

小水泵

2.2

660

BQK15/20A

台

2

2

13

无极绳连续牵引车

110

660

JWB-110

台

1

1

14

注水钻

22

660

MYZ—200型。

台

2

2

15

污水泵

11

660

80WG

台

2

2

4

六、回采工作面主要技术参数

1、工作面长度为150m，9+10+11号煤层厚度6.17-8.28m，平均7.24m，依据9+10+11号煤层厚度和选定的放顶煤液压支架和采煤机截割高度，确定采煤机割煤高度为3.0m，放顶煤高度为4.24m，采放比为1:

1.41.

2、放煤步距和放煤方式为一采一放，单轮顺序放煤法。

3、工作面年推进度及生产能力

工作面采用一采一放工艺，即采煤机截割0.6m，放顶煤一次，每个循环进一刀，循环进度为0.6m，日循环次数3刀，每日进四刀，则日循环进度为2.4m，年推进度为713m，生产能力即为0.93Mt/a。

4、工作面接续

第一轮工作面接续采用“跳采”之后，在首采工作面两侧倒替接续。

5、工作面回采率

9+10