一四采区设计说明书Word格式文档下载.docx
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从开采方面考虑,将该采区划分为两部分,一部分位于北部,开采原12采区东部因断层影响未开采块段（简称一四上部）,该段走向长度400~660m,倾斜长度460m,面积264280m2,一部分位于南部（简称一四下部）,该段走向长度980～1340m,倾斜长度940m,面积664546m2。
一四采区内主要有以下几个小窑：
1.阿文潘家矿：
现已停采，生产期间年产量1.5万吨，共生产四至五年，约产出煤炭5万吨，破坏程度不明,有待查明。
2.一四上部内两座小窑，当时均未见煤,破坏程度不明。
二、煤层瓦斯及煤尘
根据瓦斯地质资料和矿井多年来的实测显示，该矿井属低瓦斯矿井，无瓦斯突出。
煤尘有弱爆炸危险性，爆炸指数为：
18.61。
煤层无自燃发火倾向。
第二节地质及水文地质
一、地质构造及煤层结构
14采区内煤层沿走向呈波状起伏，沿倾向变化不大，北高南低，由北向南倾角渐增，煤层倾角介于3°
～11°
总体呈单斜构造，区内已揭露断层两条：
F2断层，走向N50°
E，落差20～50m，将穿进一四采区，并贯穿一四采区；
东文化正断层，走向N85°
E，落差30m，预计在一四中部尖灭；
采区北邻F1正断层，落差大于10m，南邻仁村断层，受这两条大断层影响，预计区内中小型断层较发育。
区内控制钻孔有三个，分别是5－2，西1及5－1钻孔，邻近钻孔两个，为5－3和5－4。
5#煤层平均厚度为3.07m。
煤层结构较复杂，含矸二至三层。
其顶底板岩性分别为（见一四采区5#煤层综合柱状图）：
伪顶：
局部为黑色页岩、泥岩，厚度0.5m~0.8m。
直接顶：
黑色粉砂岩，岩性均一，无明显层理，内含少量植物化石及黄铁矿结核。
底部有0.1m的细砂岩，其中含大量的白云母。
直接顶与基本顶之间局部夹有0.95~1.15m厚4号煤层，粉状结构。
老顶：
细粒—中粒砂岩，黄褐—黑灰色，成份以石英长石为主，具层状层理，层面含炭质及白云母片。
层厚1.3m—4.7m，为K4标志层。
底板：
细粒砂岩，灰色一黑色，上部有0.12m为灰色泥岩，中部为灰白色石英砂岩；
层厚2.64~6.47m，为K3标志层，下部为黑色粉砂岩。
二、储量及煤质
采区内可采煤层为5号煤层。
5号煤总地质储量722.9万吨，其地质损失储量177.58万吨。
该煤层为贫瘦煤，原煤灰分14.86~24.54%，属中灰富硫高发热量煤。
煤的容重为1.41吨/米3。
三、水文地质
14采区5#煤层顶底板含水层共有四层：
K3，、K4，K5及第四系砂砾含水层。
K3石英砂岩为5号煤层的底板，K4云母砂岩为5号煤层的基本顶；
水资源以静态赋存，受采动影响后，岩层水沿裂隙涌出。
采区最大涌水量为90m3/h，正常涌水量为40m3/h。
因此，必须在采区下山的底部布置水仓，集中排水。
第三章采煤方法
第一节采区巷道布置
一、采区设计方案的选择
根据矿井现有生产系统，考虑采区实际情况，兼顾南部井田开发并依据本采区的地质特点，该采区开采采用大巷装车，下山开采。
一四下山采区煤炭储量占该采区储量的84％，因受下部一落差为50m的正断层（F2断层）影响，将该块划分为两段，从总体考虑，开采时，沿第五勘探线以固定坡度布置两条下山进入二水平，作为南部井田的开拓巷道，并利用已施工的装车站及煤仓等开拓工程，皮带下山运煤，兼作回风与14总回风巷连接，轨道下山运料兼作进风与东大巷相连。
下部采用双翼后退式开采，以走向长壁工作面为主，首采工作面布置在14采区的下部右翼，轨道运输巷布置在工作面的下部，运送设备及材料并兼做进风。
根据准备巷道的布置以及与双下山的联络方式不同，提出两个方案以供选择。
1.方案一（见附图）：
采用双下山布置，用于一四采区的开采，并为南部井田的开拓做为准备。
开采一四采区时，将现有轨下作为F2断层以北的1#辅助轨下并沿煤层延伸至断层，为F2断层以北煤田开采服务。
开采F2断层以南时，从+420轨道平巷施工联络巷进入煤层，并沿煤层施工2#辅助轨下，2#辅助皮下。
工作面煤炭通过2#辅助皮下运至+410皮带平巷。
2.方案二（见附图）：
不施工辅助下山，直接从岩石下山穿层进入煤巷，再施工工作面巷道。
3.方案比较
（1）方案一：
优点：
1.用煤层辅助轨道下山服务于一四下部的回采和辅助运输，用一条岩层轨道下山服务于一四下部和南部井田的开拓，在一四采区准备和南部开拓的时间段，斜巷提升各自独立，在安全和提升能力上有保证。
岩轨下采用18º
下山，斜巷提升距离较短，有利于提升。
4.石门装车站回风进入采区，充分利用了风量。
缺点：
采用18º
下山施工，斜巷工程量虽少，但行人比较费力，需要较早解决斜巷人车。
（2）方案二：
不施工辅助下山，由岩石下山直接穿层进入煤层掘进工作面，掘进巷道少，准备时间短，能早日投产。
1.不施工辅助下山时，穿层岩巷工程量较多，给后期回采巷道施工带来一定困难。
（3）工程量比较：
计算位置至该采区生产系统形成（见表一）。
表一：
一四采区工程量比较
巷道名称工程量（m）方案
方案一
方案二
东大巷
436
运输石门
200
总回风巷
700
14材料巷
150
105
14回斜
65
14煤仓
18
绞车房
8
回风平巷
80
\
绞车房回风联络巷
20
一四皮带下山
508
490
一四轨道下山
333
379
二水平轨道平巷
144
二水平皮带平巷
115
1#辅助轨下
398
1#辅助皮下
375
1#联络巷
2#辅助轨下
304
2#辅助皮下
330
2#溜煤眼
10
溜煤眼通风联络巷
40
一四变电所
27
50
一四水泵房
一四水仓
47
30
14501皮带运输巷
771
810
14501轨道运输巷
735
790
14501切眼
126
120
合计
6009
4529
表二：
一四采区工程量分项表
方案工程量类别
总工程量（m）
开拓量（m）
准备量（m）
回采量（m）
岩
煤
小计
1386
4623
2019
1254
785
2338
132
2206
1632
1451
4548
1985
1285
824
166
658
1720
4.通过方案比较，选择方案
（一）为最优开采方案。
二、采煤方法开采顺序
14采区采用下山开采，走向长壁采煤法。
采煤工艺为放炮落煤，单体液压支柱配合π型梁支护，塑料编织网护顶，沿底推采，放顶煤一次采全高，全部垮落法管理顶板.。
从排水的角度考虑，首采工作面布置在采区的最下部为合理。
这样利于排水，+420轨道平巷段设采区水仓，集中排水，有利于管理。
采区开采顺序为：
采区采用上行式。
工作面回采采用后退式，以减少顺槽的维护量。
将下山西翼剩余的倾斜块段，放在采区最后开采，这样可以减少轨道下山受采动影响，缩小维护量，延长巷道使用寿命。
三、采高的确定
根据现有技术管理水平及设备情况，结合煤层厚度综合考虑，采用放顶煤一次采全高，工作面沿下分层开采，采高确定为2.1米，顶部煤量沿工作面切顶排开设放煤口进行回收。
四、采区回采率的确定
根据14采区的地质状况，小窑破坏，村庄保安煤柱及+380水平以下待采煤量等情况，影响采区回采率的主要因素为：
设计损失及边角地带的煤量损失；
潘家矿及阿文村保安煤柱损失；
采区下部+380~+330水平之间的129.1万吨的煤量亦是暂不开采储量。
本采区内可以开采的储量仅416.1万吨作为设计的依据（见表三）。
在开采过程中，应从以下几个方面考虑，不断提高采区回采率：
1、积极试行沿空送巷或沿空留巷无煤或小煤柱开采技术，减少护巷煤柱的损失；
2、搞好地测工作，掌握断层情况，合理进行巷道布置，有计划地减小构造影响。
3、进一步查清小窑破坏范围，尽可能减少煤炭损失；
4、严格回采工作面的工程质量管理，提高回采率，研究顶煤回收方法提高顶煤回收，提高工作面回采率；
5、对采区内的边角煤带应采取措施，尽量加大煤炭回收量。
表三：
14采区储量损失一览表
损失名称
项目
损失煤量（万吨）
可采储量（万吨）
设计采出量（万吨）
设计回采率
备注
断层保护煤柱
55.58
416.09
312.07
75%
14采区总地质储量为722.9万吨。
井田边界保护煤柱
22.41
小窑破坏
59.20
村庄保护煤柱
40.52
+380线以下储量
129.10
合计
306.81
第二节回采工艺
14采区的开采采用长壁工作面布置，单体液压支柱配合π型梁支护，塑料编织网护顶、放顶煤一次采全高，垮落法管理顶板、放炮落煤、刮板运输机运煤之采煤方法。
1、落煤
工作面的切眼长度为120m，推进度为1.0m；
采用打眼放炮落煤，配MZ-1.2型煤电钻和MFB-100型起爆器，使用毫秒电雷管及煤矿2级许用乳化炸药爆破。
炮眼布置及装药量根据工作面的具体情况编制《回采工作面作业规程》规定。
2、装煤
工作面放炮后，采用大锨拉煤配合小锨清煤的人工装煤方法。
3、运煤
工作面运煤采用SGW-150型刮板输送机运煤。
顺槽及皮带下山（皮带集中巷）铺设吊挂皮带和刮板输送机。
4、采场支护
工作面采场支护选用DZ-2500型单体液压支柱，HDSB2400型钢梁对棚直线柱支护。
对棚中心距0.75m，主副梁间距0.15m，排距1.0m，特殊区可采用特种支护方式。
π型梁之上铺设编织网，规格1.25×
8m，网孔：
φ50mm，联网用尼龙绳，网间搭接0.1m，最小控顶距2.4m，最大控顶距为3.4m，放顶步距为1.0m。
4、放顶煤：
移过支架后，在工作面老空侧人工用长柄工具放顶煤。
放煤口间距为1000mm，采用间隔放煤法，即先放单数放煤口的煤，再放双数放煤口的煤，循环进行，直到把顶煤放干净。
5、采空区处理
工作面采空区处理采用全部垮落法。
据21采区放顶煤工作面现场观测工作面的初次来压步距为3~8m；
周期来压不明显；
工作面的直接顶随采随落，对顶板管理较为有利。
第三节采区准备
一、采区生产能力及服务年限
14采区设计生产能力为30万吨/年，布置一个炮采工作面来保证采区产量。
采区进入生产期后，安排二个煤巷掘进头准备工作面施工。
1.根据工作面能力核算采区生产能力AB
AB＝K1•K2•A0
式中：
K1－采区掘进出煤系数，取1.1；
K2－工作面之间出煤影响系数，单面生产取1；
A0－工作面生产能力；
AB＝1.1•A0
A0＝M•L•L年•γ•C（1+N）
M－采高，取2.1m；
N－顶煤回收比例，48％
L－工作面采长，150m；
L年－工作面年推进度，450m；
γ－煤的容重，1.41t/m3
C－工作面回采率，95％；
AB＝1.1×
2.1×
150×
450×
1.41×
95％×
1.48＝30.9万吨
2、根据运输能力验算
运输系统中，主井提升能力相对较低，根据主井提升能力进行验算：
AB＝T•N0/K•Ah×
300
Ah－设备生产能力，78.5t/h；
T－日工作时间，20h；
N0－设备正常工作系数，取0.8；
K－产量不均衡系数，取1.2；
AB＝20×
78.5×
0.8/1.2×
300＝314000t/h
设计产量小于实际运输能力，符合要求。
3、根据通风能力验算
AB＝300×
24×
60V•S/C•C1
S－巷道断面面积，10.3m2；
V－允许最小风速，0.15m/S；
C－日产吨煤需风量，根据实际取1.3m3/min；
C1－风量备用系数，取1.25；
60×
0.15×
10.3/1.3×
1.25＝410732.3吨/年
设计能力小于通风允许生产能力，符合要求。
3、储量验算
见采区准备部分，可采期8.7年，能够满足新采区准备时间。
4、服务年限
采区可采储量：
312万吨。
根据
T=E可/A·
K=312/30×
1.2=8.7年
T—采区服务年限，年；
A—采区设计生产能力，万吨/年；
E可—采区可采储量，万吨；
K—储量备用系数取1.2。
经计算14采区服务年限为：
8.7年。
二、采掘比例关系
1、采区准备
根据目前的生产接续准备和14采区的特点，以12500东工作面和一四上部的开采来缓解14采区开拓准备的时间。
12500东工作面长度为400米，剩余煤量可采6个月。
采区准备时安排一个岩巷队，两个煤巷队。
14采区总工程量为6733m，剩余工程量4684m，其中：
岩巷工程量为1096m，工期为：
1096÷
60＝18个月；
煤巷工程量3588m，分二个巷道施工，工期为：
3588÷
（2×
150）=12个月；
累计工期为：
18个月，即1.5年。
接替比较紧张,作为缓解,首先准备14上部工作面,14上部工作面可生产34个月，回采工程量共需16个月，结合下部，煤巷工程量共需28个月，根据计算14采区下部首采工作面形成生产，可提前12个月完成采区准备。
2、施工方法
（1）岩巷工程的施工
采用风动凿岩机打眼，爆破落碴，扒斗装岩机装岩，矿车运输。
边掘边砌一次成巷（或掘支顺序作业）的方法施工。
（2）煤巷的施工
采用煤电钻湿式打眼，爆破落煤，SGW-40T刮板输送机运煤，人工装煤，边掘边支一次成巷的方法施工。
3、巷道支护
根据巷道的性质，服务年限及围岩的地质条件，本采区巷道的支护采用以下几种形式（见一四采区巷道断面图）。
（1）东大巷采用半园拱粗料石砌碹支护形式，支护厚度300mm；
临时支护采用锚杆支护。
支护断面为：
S净=11.20m2，S掘=15.13m2；
巷道净宽度为3600mm。
（2）14总回风巷采用矩形园角锚网支护形式。
巷道支护断面S=5.50m2，巷道的净宽度为2.6m。
（3）14皮带及轨道下山,14集中轨道巷及集中皮带巷采用锚网喷射混凝土支护，S掘＝7.57m2，净断面S=6.85m2。
（4）工作面皮带运输巷及轨道运输巷采用矩形园角锚网支护形式；
巷道断面S=5.50m2，巷道的净宽度为2.6m。
（5）工作面切眼采用矩形摩擦支柱配π型梁支护形式，巷道净断面S=4.20m2，巷道净宽度为2.0m。
（6）材料斜巷及变电所采用半园拱粗料石砌碹支护形式，支护厚度为250mm/300mm；
巷道断面S掘1=7.2m2，S净1=5.2m2；
S掘2=12.8m2，S净2=9.4m2；
通道段净宽度为2.7m，车场段净宽度为3.6m。
（7）水仓及通道
水仓及通道采用半园拱粗料石砌碹支护形式,巷道断面:
S掘1=7.2m2，S净1=5.2m2；
S掘2=8.7m2，S净2=6.5m2；
通道段净宽度为2.4m，水仓段净宽度为3.0m,水仓有效容积390m3。
（8）煤仓
煤仓采用园形锚网支护形式，仓体断面S=19.63m2，仓体直径为5.0m，有效容积314m3。
（9）装车站及绕道
装车站及绕道采用半园拱粗料石砌碹支护形式，支护厚度为250mm/300mm。
巷道断面：
S掘1=10.29m2，S净1=7.9m2；
S掘2=15.13m2，
S净2＝11.2m2，
绕道段巷道净宽度2700mm，装车站段净宽度为3600m。
第四章采区通风
第一节采区概况
本采区为下山采区，主采5#煤层，属低瓦斯煤层，煤层无自燃发火倾向，煤尘有爆炸危险。
采煤方法采用走向长壁放顶煤全部垮落法、后退式回采。
采区内一般一个采煤工作面和二个掘进工作面生产。
第二节采区通风系统
本采区采用轨道下山与运输大巷相连作为进风，皮带下山与东部总回风巷相连作为回风，工作面上行通风。
采煤工作面通风系统为：
东大巷——14轨道下山——工作面轨道运输巷——工作面——工作面皮带运输巷——14皮带下山——14采区回风斜巷——东部总回风巷。
第三节采区风量计算与分配
1、回采工作面所需风量Q采：
（1）按瓦斯涌出量计算
Q采=100×
qCH4×
K=100×
1×
2=200m3/min
100是每分钟稀释1m3瓦斯所需风量；
qcH4是瓦斯绝对涌出量，根据矿井实际取1m3/min；
K是瓦斯涌出不均衡系数，取2。
（2）按工作面温度计算
Q采=60×
V采×
S=60×
4.2=252m3/min
60是每分钟所需风量；
V采是采煤工作面风速，根据温度与风速关系取1m/s；
S是采煤工作面平均面积。
（3）按人数计算
Q采=4N=4×
60=240m3/min
4是每人每分钟所需风量；
N是工作面最多工作人数。
（4）按风速验算
根据《安规》规定：
采煤工作面最低风速是0.25m/s最高风速是4m/s。
最低风速时工作面风量：
Q低=60×
V低×
0.25×
4.2=63m3/min
最高风速时工作面风量：
Q高=60×
V高×
4×
4.2=1008m3/min
V低、V高分别是采煤工作面允许最低、最高风速，S是工作面平均面积。
综上计算采煤工作面风量Q采取最高260m3/min，大于最低风速时风量，小于最高风速时风量，符合规定。
2、掘进面所需风量Q掘：
（1）按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×
qcH4×
qcH4是瓦斯每分钟绝对涌出量，据矿井实际取1m3/min；
（2）按炸药量计算
Q掘=25A=25×
6.50=162.5m3/min
25是稀释每公斤炸药产生炮烟所需风量；
A是掘进面一次爆破的最大炸药量，参照邻近掘进面，取6.5kg。
（3）局扇实际吸风量取200m3/min
（4）按人数计算
Q掘=4N=4×
30=120m3/min
4是工作面每人每分钟所需风量；
N是掘进工作面最大工作人数。
（5）按风速验算
根据《安规》掘进工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。
S掘=60×
5.5=82.5m3/min
5.5=1320m3/min
式中V低、V高是掘进面允许最低、最高风速；
S掘是掘进工作面断面积。
综上计算掘进工作面所需风量取最大风量200m3/min，大于最低风速时的风量，小于最高风速时的风量，符合规定。
3、采区变、绞车房各配80m3/min，火药库配80m3/min
4、水仓配60m3/min。
5、矿井所需风量：
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它）×
K=（260×
1+260/1.85+200×
2×
1.34+80×
3+60）×
1.20=1483m3/min
∑Q采是采煤工作面和备用面风量的和；
∑Q掘是2个掘进面风量的和；
∑Q峒是变电所、绞车房、水仓、火药库风量的和；
∑Q其它是大巷装车站风量；
K是矿井风量备用系数，取1.20。
经计算最终矿井风量取1500m3/min。
第四节井巷通风阻力计算
1、14501工作面为通风最困难时期风路，通风阻力计算见附表四
摩擦阻力：
64.2mmH2O；
局部阻力按15%计算；
矿井总阻力h阻=64.2×
1.15=73.8mmH2O；
矿井等积孔：
A=0.38×
Q矿/√ h阻=0.38×
25/√73.8=1.11m2
Q矿是矿井总进风量；
h阻是矿井通风总阻力。
表四：
通风困难时期阻力计算表
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