新发矿业-175m水平采区设计说明书.doc

新发矿业-175m水平采区设计说明书前 言2009年11月20日我矿招请了铜陵有色集团公司狮子山铜矿技术科测绘人员，采用全站仪对我矿井下进行了一次实地测量，经2009年11月20日12月16日井下实际测量结果，我矿开采水平存在着误差，原井筒落位水平只有-151.14m，-200m水平只有-175.08m。原测量误差的主要原因是未对立井井筒进行测量，其次，罗盘仪测量的高程误差过大所导致。由于受2009年6月30日的暴雨影响，导致我矿原回风井-20mb煤下山巷道垮塌，破坏了矿井通风系统。为此，委托准南新集矿区设计院有限公司，对我矿通风系统调进行了变更设计。利用矿副斜面井作为矿井回风井，在井口安装2台218.5kw轴流对旋式主要通风机，一台使用，一台备用；在立井安装梯子间，增加矿井安全出口，使矿行成两个能行人的通达地面的安全出口。矿井通风系统调整变更设计方案，由铜陵县煤炭工业管理局进行了初步审查，经铜陵市经济和信息化委员会批准。通过七、八2个月的技术改造，于2009年9月10日由县煤炭工业管理局组织了相关行业管理部门，对我矿通风系统调整变更设计，进行了验收。通风系统调整后，我矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式负压通风。主立井进风，回风斜井（原副斜井）回风。矿井总进风量710.5m3/min，总回风量：724.71m3/min。为使我矿开采水平与现实测水平一致，在原有新建巷道的基础上，从矿井-175m水平，重新编制-175m水平采区设计说明书。第一章 矿井概况第一节 矿区发展史和矿井生产能力铜陵县新发矿业有限责任公司是在原古塘煤矿三汪工区的基础上，改制成立的股份有限责任公司，属民营企业。矿井2002年实施技改，2004年实施技改调整，调整后的设计生产能力6万吨/年。2005年7月通过了技改设计竣工验收。由于矿井未实行双回路供电，2006年生 产能力核定时自行下调为4万吨/年。矿井座落于铜陵县天门镇高联村境内，位于大通矿区房村井田东部，井田走向平均为720m，倾斜宽530m，面积：0.3816km2；开采上限水平为-50m，下限水平为-200m。矿井西部与平华矿业交界，东部与现已关闭的龙山矿临界，井田范围共有4个拐点坐标圈定矿区范围。矿井于2009年6月进行了改制，改制后更换企业实际控制人，调整了企业法人代表，变更了工商营业执照和煤矿安全生产许可证。第二节 矿井开采现状矿井通风系统设计变更调整后，采用一立一斜开拓方式，中央并列式通风，通风方法为抽出式负压通风。主立井，回风斜井回风，为一进一回的通风格局。主扇安装在回风井地面，其型号：fbcdz218.5kw-11型轴流对旋式主扇，共安装了两台。一台使用，一台备用。矿井正常涌水量25m3/h，最大涌水量40m3/h；矿井采用一级排水方式，主水仓建造在主立井-151m落位水平，水仓容积，主泵仓300m3，副泵仓160m3，水仓合计容水量460m3。泵房设在-151m机电硐室，安装了三台80dfbg301043m3/h75kw；一台使用，一台备用，一台检修。主立井为全矿综合提升井，提升绞车型号jt12001000/2475kw单筒提升绞车，配用1吨带乘人间的防坠箕斗。矿井供电来自朱村10kv高压干线，矿区内安装了4台变压器，分别安装在立井和回风井地面。主立井地面安装了两台，一台s9m315/10型变压器供矿井井下，一台s9m160/10型变压器供立井地面；回风斜井地面安装了两台，一台s9m100/10型变压器供回风井地面，一台s9m50/10型变压器作为汛期防洪备用。矿自备柴油发电机组三台，作为备用电源。立井二台，一台功率为200kw供井下，一台功率为120kw供立井地面；回风井地面安装了一台功率为50kw供回风井地面；备用电源能满足矿井正常安全生产需求。新发矿业公司技改后的第一生产水平为-151m-57m，并在该生产区域-90m水平设置了区段运输巷。现-151m-57m水平西翼采区已基本结束，-151m东翼生产系统已形成。由于-151m东翼煤层受火成岩侵蚀，煤层赋存条件难以满足矿井生产的需求，为合理布局井下采掘活动的衔接，满足矿井生产规模的需求，经矿长办公会议研究，对矿井-151m-175m水平进行开拓，编制-175m水平采区设计。第三节 本次采区设计编写的依据一、铜陵县新发矿业有限责任公司矿井技改设计调整说明书；二、铜陵县新发矿业有限责任公司矿井技改设计调整安全专篇；三、铜陵县新发矿业有限责任公司矿井通风系统调整变更设计说明书；四、铜陵县新发矿业有限责任公司矿井通风系统调整变更设计安全专篇；五、煤矿安全规程（2009年版）；六、芜铜煤田大通矿区房村井田详查最终地质勘探报告；七、铜陵县新发矿业有限责任公司安全现状评价报告（2007年度）；八、矿自身收集的有关开采资料和相关文件，以及有关安全生产法规。第二章 采区地质概况第一节 地质特征及构造矿区地质构造位置为永村桥背斜北翼，朱村向斜南翼，地层特征基本为单斜构造，地层走向东北至西南，倾向西北，区内有f12和f14断层。f12断层位于开采区西南边界，对区内开采无有影响；f14断层为斜切正断层，落差在70m左右，断层走向nw40，倾向ne50，倾角70左右。经查阅地质资料和矿井实际开采情况揭露表明，f14断层内全部为断层泥充填，有的断层带已成为角砾岩，胶质结构较好，挤压紧密，所有穿过断层的钻孔均未见漏水现象，断层渗水、透气性及差。f14断层以西为倾斜煤层，倾角为2045，断层以东为急倾斜煤层，煤层倾角在6080之间。据查阅安徽省芜铜煤田大通矿区房村井田详查最终地质勘探报告和实际开采揭露情况表明，局部煤层受到火成岩侵蚀不可采。一、地层本区地层出露有上古生代泥盆系五通群至新生代第四系。泥盆系至二迭系下统栖霞组。泥盆系至二迭系下统栖霞组地层分别在井田的南部边缘构成山系，二迭系下统孤峰组至三迭青龙群地层分布在山脚及山冲一带开阔地中，多被第四系地层覆盖，在井田的东、西两端边界有所出露。矿井开采有关的地层，由老至新分述如下：1、二迭系下统栖霞组：底部为深灰色，质不纯，含泥质灰岩，中、上部为深灰色黑色厚层状结晶灰岩。致密坚硬，具沥青臭味，含较多燧石层，含腕足类、珊瑚及蜒类化石，厚约200m，与上覆地层呈整合接触。2、二迭系下统孤峰组：底部为灰黑色矽质页岩，含碳酸盐锰矿一层，厚约0.70.8m。中部为灰黑色矽质灰岩，并夹有燧石。上部为厚层状灰黑色矽质灰岩，夹少量薄层砂质页岩，含有断续矽质页岩，性脆、质硬、节理发育。本层含腕足类化石，厚约有65m。与上覆地层呈现假整合接触。3、二迭系上统龙潭组：本组为本区主要含煤地层，可分下部砂页岩段和上部含煤段。下部砂页岩段：底部为灰色微含矽质粘土岩块状、平坦断口，含较多的菱铁薄层及黄铁矿，沿层面分布。中部为浅灰灰白色砂岩互层，层理发育，层理类型较多，以水平层理、缓波状水平层理为主，次为斜层理，混浊状层理；上部为浅灰灰白色中厚层状中细砂岩，中细粒结构，成份以石英、长石为主，含有少量的暗色矿物及较多的白云母片，泥质胶结，且有水平层理及缓波状水平层理，厚约40m。上部含煤段：主要以灰色深灰色粘土岩、砂质粘土岩为主，次为粉细砂岩，局部为中、细砂岩，含煤1-6层，厚约20m。龙潭组总厚49.3770.91m，一般为60m左右。与上覆地层呈现假整合接触。4、二迭系上统大隆组：可分为四段，底部硅质灰岩，灰色，厚层状，细晶质致密、坚硬，裂隙发育，被方解石充填，含有较丰富的海白合茎及腕足类化石，含有黄铁矿结核，底部夹燧石薄层1-3层，厚约14m。下部矽质页岩：深灰色、性脆，节理发育，呈块状，局部夹砂质条带，含炭质星点状黄铁矿，厚约21m。上部矽质页岩：浅灰灰色，致密、坚硬，夹深灰色矽质页岩薄层，含炭质，厚约13m，顶部矽质页岩：深灰色，致密，性脆，节理发育，呈块状，夹矽质灰岩薄层，厚约8m。大隆组总厚40.6465.13m，一般厚为56m左右。与上覆地层呈现假整合接触。5、二迭系下、中统青龙群：底部以薄及中厚层状，灰色青灰色泥质灰岩为主，中夹钙质页岩，区域内总厚1700m以上。二、断层从上水平开采情况和收集的有关地质资料，以及芜铜煤田大通矿区房村井田详查最终地质勘探报告分析，本区构造属大通矿区东部西端，井田基本为一弧形构造。f14正断层走向为南35度东至北35度西，倾向南西，倾角80度。断层北段与火成岩相碰，地表表现地层走向不连续由84、89、156地质点及浅7孔，东2线浅1孔、东2线浅2孔控制，地层落差70m，为井田东部，断层摆动控制在60m范围内，到深部有可能变小甚至尖灭。从我矿实际开采的情况分析，井田区域内有f12和f14两断层，f12断层位于井田西南，向西北延入平华煤矿，该断层有两钻孔穿过，落差2035米，走向s250e，转为n500w，倾向ws，倾角浅部700，向深部倾角变缓为650，该断层对本矿开采没有影响。f14断层位于井田中东部，为斜切正断层，落差45m以下，断层走向nw400，倾向ne500，倾角750左右。根据揭露该断层无涌水导水现象。f14断层以西为倾斜煤层，地层倾角为250430，f14断层以东为急倾斜煤层，地层倾角为550780。第二节 煤层赋存情况及煤质本区内含煤地层为二迭系上统龙潭组，上至大隆组底部矽质岩，下至孤峰组顶部矽质灰岩或矽质页岩。煤系总厚49.3770.91m，一般为60m。龙潭组的岩性主要为碎屑岩、泥岩、炭质页岩及煤层组成。根据岩性，含煤系可分为下部砂页岩段和上部含煤段。本区煤系含煤四组，1-6层，可以对比的四组自上而下命为a、a1、b、c煤层。a煤层为较稳定的可采煤层；a1煤层为局部可采、不稳定可采煤层；b煤层不可采。a、c煤层为主要开采对象。现将各煤层结构情况分述如下：a煤层：位于煤系地表之顶部，距大隆组地层1.93m，平均0.7m，为可采煤层。煤层特征性质：黑色、鳞片状及粉末状，金钢金属光泽，以半亮煤为主，次为半暗煤。煤厚0.31.4m，平均0.8m。本煤层结构较简单。煤层顶板岩性多为砂质粘土岩，次为砂质页岩，粉砂岩及矽质灰岩。此煤层为稳定可采煤层，深部煤层厚度变化较大。c煤层：距a煤层平均约18m，黑色、金属光泽，鳞片状及粉末状，少许块状，以半亮煤为主，煤厚07.4m，平均2.5m；距实际揭露f14断层东部c煤层的情况表明，东部急倾斜c煤层煤厚：07.7m，平均3.5m；西部倾斜c煤层厚度04m，平均约2.0m。c煤层顶板岩性为粘土岩、砂质粘土岩。底板岩性为粘土岩、砂质粘土岩及细粉砂岩。a、c煤均为中低灰份，低磷、低硫、贫无烟煤。根据煤质化验指标，本区煤的用途可以作为动力用煤和民用煤。在一定的技术条件下，c煤还作为化工用途。a、c煤层视密度均为1.5t/m3。煤质分析单位：卡/克、%项目qagvrsp备注a567218.610.111.390.017c677125.417.71.170.027第三节 采区水文地质条件一、矿区内地表水系较为简单，无大的河流湖泊。地表多呈斜坡状，有利于大气降水的排泄。在本区西北部有个三汪水库，本次采区设计距三汪水库较远，且开采水平与水库的垂高落差较大，有大于227m260m的垂深距离，对本次开采不构成威胁。地表个别报废井口早已冒落填实，地表局部塌陷区已基本夯实。该区主要含水地层为青龙灰岩和栖霞灰岩裂隙溶洞水，但青龙灰岩有龙潭组下部的良好的粘土隔水层，栖霞灰岩距龙潭组岩层较远，大隆组底部灰岩属良好的隔水层，各岩层之间不发生水力联系。故对本次开采不构成影响。二、f14断层带内全部被断层泥充填，有的断层带已成为角砾岩，泥质胶结较好，挤压紧密，所有穿过断层的钻孔均未见涌水、漏水现象，断层渗水、透气性极差。我矿在-57m，-90m、-151m三个水平巷道均穿过该断层时，未见该断层有渗水和涌水现象，故f14断层无导水和透水的可能。三、矿区内二个井口的位置标高均高于历年来最高的洪水水位。回风井-35m水平以上的老空积水，已在2005年6月进行了成功地探放，原风井-57m以上的老空以上的老空积水，被各水平密闭墙疏水孔被疏导各水平蓄水池，经管路引入-151m水仓，原风井-57m水平以下的老空积水于2007年9月在-70m水平进行了成功探放。现回风井-35m和-57m水平回风巷截水点的积水，均采用100mm的塑胶管将水导入-151m水仓，经水泵排出地面。四、矿井西部与平华矿交界，两矿矿界清楚，且平华矿现已开采到-180m水平。五、-151m水平的积水，均通过该水平东西大巷的水沟，引入水仓。综上分析，我矿水文地质清晰，水文地质条件属简单类型，对-151m-175m水平开采不构成水患威胁。第四节 开采自然条件一、瓦斯本矿历年来的瓦斯等级鉴定结果，均为低瓦斯矿井，无高瓦斯区域。2009年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：ch4相：3.3m3/t，ch4绝：0.266m3/min；co2相：4.19m3/t，co2绝：0.338m3/min。被认定为低瓦斯矿井。从-151m-57m各水平开采的实际情况分析，矿井各水平的瓦斯涌出较低，未发现瓦斯动力现象。故本采区仍按低瓦斯等级进行瓦斯管理。二、煤层自燃和煤尘爆炸情况根据安徽煤矿安全参数测定站测定，我矿煤层无自燃倾向性，煤尘无爆炸性。第三章 采区开采范围及采区储量第一节 采区范围-175m采区设计范围：采区上限水平为-156m，下限水平为-175m；走向长：以-151m立井落位水平划分，东翼走向长为400m，西翼走向长为320m。倾斜宽：东翼约55m，西翼约80m；采区面积：东翼c煤：22000m2；a煤可能受火成岩吞蚀。西翼c煤约25600m2，a煤亦是25600m2。合计c煤面积47600m2；a煤面积：25600m2。第二节 采区储量经查阅地质资料和-151m东、西两翼实际开采情况分析：-175m水平东翼煤层倾角较大，有大于和等于78度，局部直立，煤层平均厚度约3.5m，a煤层被火成岩吞食。-175m水平西翼为倾斜煤层，倾角在2025度左右，平均约23度，煤层厚度02.6m，平均约1.5m；a煤平均厚度约为0.8m。一、采区地质储量计算地质储量=走向长倾斜宽煤厚煤层视密度根据我矿煤层化验结果，a、c煤层的视密度均在1.5t/m3。 1、东翼地质储量计算c煤层：400553.51.5=11.55（万吨）2、西翼地质储量计算c煤层：320801.51.5=5.76（万吨）a煤层：320800.81.5=3.072（万吨）3、地质储量合计11.555.763.072=20.382(万吨)二、采区可采储量计算根据我矿技改设计方案和有关地质资料分析，煤层可采储量可按地质储量的80%进行计算。1、-175m东翼c煤：11.5580%=9.24 (万吨)2、-175m西翼c煤：5.7680%=4.608(万吨)3、-200m西翼a煤：3.07280%=2.46 (万吨)小计：9.244.6082.46=16.31(万吨)三、采区服务年限由公式得知，采区服务年限等于采区可采诸量乘以回采率，除以矿井生产能力与储量备用系数之积。1、-175m西翼为倾斜煤层，可按95%的回采率进行计算。2、-200m东翼为急倾斜煤层，回采率按86%进行计算式中：a采区服务年限，年； z采区可采储量，东翼：9.24万吨；西翼小计：7.068万吨； c采区回采率，东翼：86%；西翼：95%；合计服务年限：1.291.53=2.82(年)-200m采区煤层储量计算表单位：万吨、年编 号走向长m倾向长m煤厚m容重t/m3地质储量可采储量服务年限-175m151m东翼c400553.51.511.559.241.53东翼a-175m-151m西翼c330801.51.55.767.0681.29-175m-151m西翼a330800.81.53.072合 计37.5630.052.85第四章 采煤方法及采区巷道布置第一节 采煤方法一、采煤方法1、根据我矿东翼急倾斜煤层的特征，采用小范围倒台阶式采煤方法。2、我矿西翼煤层为倾斜煤层，采用单一走向长壁式采煤方法。二、采区顶板管理和顶板处理1、东翼急倾斜煤层，采用木支护；回采顺序按小范围倒台阶式自上而下的顺序进行回采；采用全部自然垮落法管理顶板，工作面上下端头采用木垛支护。2、西翼倾斜煤层，将全部采用单体液压支柱和铰接顶梁支护。采用走向梁直线柱布置，最大控顶距离4排，最小控顶距离3排支柱，排距为1.2m，柱距为1m。当工作面采到4排柱时，对采空区进行回柱放顶，采用竹笆将垮落的直接顶矸石堵住，防止矸石滚到工作面。三、采煤工艺东翼急倾斜煤层采用风镐、手镐为主，震动爆破为辅的方式进行落煤。西翼倾斜煤层将全部采用风镐、手镐并举的方式落煤。四、工作面生产能力1、东翼急倾斜煤层-175m采区东翼煤层平均回采长度5m，c煤层平均厚度3.5m，日进度7m，设计回采率86%，煤层视密度1.5t/m3，年工作日按300天计算。则东翼工作面生产能力：ac=10-4lhrbnnca式中：ac采煤工作面年生产能力，万吨；l工作面平均采长，5m ；h 工作面采高，3.5m ；r煤炭的视密度，1.5t/m3；b工作面平均日推进度，7.0m/日；n年工作天数，300天n正规循环作业系数，取0.8；c工作面回采率，86%。a 采煤工作面个数，1个。ac=10-453.51.573000.80.861=3.8(万吨)2、西翼急倾斜煤层-175m采区西翼煤层平均回采长度80m，c煤层平均厚度1.5m，日进度1.0m，设计回采率95%，煤层视密度1.5t/m3，年工作日按300天计算。则西翼工作面生产能力：ac=10-4lhrbnnca式中：ac采煤工作面年生产能力，万吨；l工作面平均采长，100m ；h 工作面采高，2.0m ；r煤炭的视密度，1.5t/m3；b工作面平均日推进度，1.22=0.6m/日；n年工作天数，300天n正规循环作业系数，取0.8；c工作面回采率，95%。a 采煤工作面个数，1个。ac=10-4801.51.51.03000.80.951=4.1(万吨)3、工作面生产能力校核根据我矿生产能力核定结果4万吨/年，上述两个工作面均能达到矿井生产能力需求。第二节 采区巷道布置根据煤矿安全规程规定，主要运输巷道的净高自轨面算起不得低于2m；新掘运输巷的一侧，从巷道道渣面起1.6m高度内，必须留有0.8m以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m，巷道另一侧的宽度不得小于0.3m。一、轨道下山巷道布置根据我矿井下岩层情况，将轨道下山布置在-151m东翼轨道大巷入口20m的地段，该地段岩层为粗砂岩，且层位较厚，岩层厚度在0.7m1.5m左右；岩层普氏系数达12以上，为较稳定的厚岩层。1、采区上部车场布置根据上述岩层性质分析，在此布置上部车场。从-151m东巷20m处开口，以方位345度的方向开口上部车场。车场为半圆拱形巷道，半圆拱拱顶距道渣面高度为2.6m，车场净宽度为2.8m，车场墙体净高1.35m，半圆拱净1.25m，折合净断面积6.2m2。支护形式，采用喷射混凝土支护，巷道设计长度16m（详见上部车场已施工完毕）2、轨道下山巷道布置车场建好后，按方位343度的方向开口，以坡度2028度的弧度掘进变坡点，变坡点设计长度为1.5m，掘好后按28度的坡度掘轨道下山，将轨道下山掘到第一阶段运输水平-175m水平。（1）轨道下山设计长度-151m-175m水平垂高24m，巷道坡度25度，则轨道下山需要掘进长度（斜长）l为：l=24sin25=56.8(m)。现下山实掘长度为36.5m，需延深到-175m水平的斜距为：56.8-36.5=20.3(2)轨道下山巷道断面设计根据主要巷道设计要求，设计轨道下山净断面为3.6m2。基岩硬的地段采用锚喷支护，对于岩层变薄的地段采用梯形钢支护架设。（见断面图）（3）躲避洞考虑到轨道下山行车时人员躲避车辆的便利，中途设躲避洞一个，躲避洞长（深）度2m。净断面3.6m2。（见断面图）3、下部车场的设计下部车场设计为单车停车车场，断面和轨道下山梯形钢支护巷道一 致为3.6m2。（见断面图）二、-175m水仓设计根据有关规定，对新开拓的延深水平和采区，必须设置排水设施，没有设立排水系统的工作面不得进行生产；泵房必须高于水仓37m。故此，暂在-175m水平建一临时水仓。根据煤矿安全规程规定生产矿井的新水平主要水仓有效容量能容纳8小时的正常容水量。采区水仓的有效容量能容纳采区4小时的正常涌水量。预设我矿-200m采区-175m水平正常涌水量10m3/h，最大涌水量20m3/h；设计-175m水仓容积为80m3。1、水仓断面：水仓断面为半圆拱锚喷巷道。净断面3.6m2。2、水仓施工方式：道先将轨道下山向下延深10m，然后向西掘平巷10m，方位与车场方位一致，掘好后，按26度的方位方位掘一坡度为28度的上山10m至-175m，再掘5m平巷与-175m西运输巷贯通，5m平巷内设计一长4m，宽1.5m，深1m的沉淀池。即行成-175m临时水仓。设计水仓工程量35m；蓄水量130m3。3、泵房设计：水仓建好后在轨道下山-175m水平东侧开口掘5m平巷作为泵房，设计泵房净断面积为3.6m2。三、-175m采区西翼采准巷道的布置1、-175m水平石门及西c煤运输巷-175m水平井底车场建好后，沿车场向西破石门见c煤层，石门掘到c煤层后，再回头掘一回风上山至-151m水平，行成-175m水平回风系统。系统形成后沿c煤层向西掘平巷至井田西翼边界保护煤柱线。设计-175m西翼石门、岩石回风上山及c煤巷道的净断面均为3.6m2。支护形式为梯形钢支护，棚距在作业规程中明确规定。2、-175m采区工作面回风巷经查阅2005年8月-151m西巷实测数，在施工-151m西巷时，巷道抬头相当严重，300m巷道抬头达8.39m；-151m西巷现2号上山里侧回采结束时间2006年4月，现-151m西巷已垮落填实。故此，从-151m西巷入口掘一下山至-156m，然后沿-156m水平掘一平巷至井田西翼保护煤柱线。巷道掘好后，从-175m水平掘一开切眼上山至-156m，行成-175m采区首采工作面。回风巷、开切眼上山净断面2.88m2，支护形式为梯形钢支护。四、-175m采区东翼巷道布置由于-175m采区东翼为急倾斜煤层，设计采用集中岩巷布置，破石门见煤，采用小范围台阶式采煤方法，巷道布置-175m东c煤运输巷道，及泵房联格巷。当-175m东翼c煤运输巷掘到30m时，掘一岩石回风上山至-151m水平行成-175m东翼通风系统。系统形成后，沿东翼煤层走向，将-175m东巷布置在c煤底板岩层中，并沿c煤底板将其掘到井田东翼保护煤柱线。-151m回风巷同样布置在c煤底板岩层中，并将其掘到东翼井田边界，掘好从两巷迎头，分另破石门至c煤层，然后沿c煤层从-175m水平掘一伪倾斜开切眼上山行成系统。系统行成后，每隔50m掘一岩石伪倾斜岩石上山将两岩石巷连通，并从该伪上山分段破石门见煤后，将巷道掘到开切眼上山形成小范围台阶式采煤工作面。第五章 施工组织和工期第一节施工组织一、劳动组织劳动组织按“三八制”劳动作业，即每日按早、中、夜三班进行。二、施工顺序为加快施工进度，首先将轨道下山延深至-175m水平，行成-175m采区西翼首采工作面。（1）先安排一个施工队将轨道下山延深至-175m，接着向西施工-175m石门运输巷和单车调车场。掘好后，施工-175m西翼c煤西巷，当-175m西c煤运输巷掘到80m时，沿煤掘一回风上山至-156m，行成-175m水平通风系统。（2）系统行成后按排一个施工队，对-175m临时水仓泵房和-175m西翼c煤运输巷道、-175m回采工作面开切眼上山的掘进。（3）-156m回风巷将另安排一个施工队进行掘进。（4）-175m采区西翼首采工作面行成后，安排一个施工队回采；另一个施工队，掘进-175m采区东翼巷道。第二节 施工工期一、-151m轨道下山延深工程量：20.3m；净断面：3.6m2；全岩巷道。按月进度70m/月计算，需0.28个月。二、-175m运输石门、调车场工程量：60m；净断面： 3.6m2，全岩巷道。按月进度80m/月计算，需0.75个月。三、-175m西翼回风上山工程量：80m；净断面：3.15m2，全煤巷道。按月进度100m/月计算，需0.8个月。四、-175m西c煤轨道运输巷工程量：250m；净断面：3.6m2，半煤岩巷道。按月进度80m/月计算，需2.5个月。五、-151m西轨道下山、石门工程量：下山15m，石门20m，小计30m。全岩巷道，净断面：3.15m2，按月进度60m/月计算，需0.5个月。六、-156m回风巷工程量：250m；净断面：3.15m2，半煤岩巷道。按月进度100m/月计算，需2.5个月。七、-175m临时水仓工程量：35m。全岩巷道，净断面：3.15m2，按月进度75m/月计算，需0.5个月。八、开切眼上山工程量：80m；净断面：3.15m2，半煤岩巷道。按月进度100m/月计算，需0.8个月。合计-175m采区西翼投产前巷道工程量805.3m，工期8.63个月。按两个施工队同时施工，则工期为：8.632=4.315(个月)九、-175m采区东翼巷道工期：详见-175m采区巷道特征及明细表。-175m采区巷道特征及明细表序号巷道名称岩性支护材料断面：m2工程量m月进度m工期m/月净毛1轨道下山上部车场全岩锚喷6.576.216600.272轨道下山断面全岩锚喷3.83.650600.833躲避洞全岩锚喷3.83.62600.03已掘巷道小计681.134轨道下山延深全岩钢支护4.53.620.3700.285-175m西翼石门车场全岩钢支护4.53.660800.756-175m西回风上山全煤钢支护4.33.15801000.807-175m西c煤运输巷半煤岩钢支护4.53.62501002.58-151m西下山、石门全岩钢支护4.53.630600.59-156m回风巷半煤岩钢支护4.33.152501002.510-175m临时水仓全岩锚喷3.83.635750.511开切眼上山全煤钢支护4.33.15801000.812805.38.63投产前巷道13-175m东翼大巷半煤岩钢支护4.753.62001002.014-175m东翼大巷全岩钢支护4.753.6200802.515-175m东回风上山全岩钢支护3.72.88801000.816-175m开切眼煤木支护3.72.88801000.817-151m东回风巷全岩钢支护3.72.882001002.018-175m岩石集中上山全岩钢支护3.72.88801000.819-175m东回采巷道煤木支护3.72.88501000.5小 计8409.4十、-175m西翼a煤层-175m西翼a煤层，将和c煤层同时开采。当c煤巷掘完后，立即进行a煤巷道的掘进，即从c煤巷上、下每50m破一道石门，行成a煤工作面，a煤回采段结束后，即进行c煤层回采，以此循环。44-175m采区巷道施工计划完成一览表队别月份工作面名称123456789101112工程量进度m/月工期(个月)备 注采掘一队轨道下山延深20.29700.28轨道下山调车场20800.25-175m西翼石门40800.5-175m西运输巷2501002.5开切眼上山1001200.83采 煤采掘二队-175m水仓、泵房35750.5-175m回风上山801000.8-156m采面回风巷2501002.5-175m东翼大巷2001002.0-175m东翼大巷200802.5-175m东回风上山801000.8注-175m东翼其他巷道计划到2010年掘进第三节 施工工艺一、锚喷巷道1、锚喷支护的计算：（1）按悬顶理论计算锚杆参数：l=kh+ l1+l2式中l锚杆长度，m；h冒落拱高度，m；k安全系数，一般取k=2；l1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般取0.5m；l2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中： h=b/2f=2.5/23=0.42式中 b巷道开掘宽度，取2.5m； f岩石坚固性系数，取3；则 l=20.420.50.1=1.44m，取1.5m；（2）锚杆间、排距计算，间排距相等：a=q/khr（1.51.8)1/2式中 a锚杆间排距，m； q锚杆设计锚固力，50kn/根 h冒落拱高度，0.42m；r被悬吊砂岩的密度，取25kn/m3；k安全系数，一般取k=2；a=1.59m,取1.5m。通过以上计算，选用直径18mm的圆钢锚杆，长1.5m，锚杆的间排距为1.5m。在支护中，当围岩稳定性较好时，采用先锚后喷的方式（锚杆距工作面距离不得超过2m）；当围岩稳定性较差时，锚杆的间排距缩小为1m，并且及时先喷射不小于20mm厚的混凝土，封闭围岩，然后打锚杆，复喷达到设计厚度。初喷距工作面不得超过10m，复喷距工作面不得超过20m。初喷厚度为1020mm,复喷后，厚度不得小于30mm，洒水养护时间不得少于28天。2、锚喷支护质量要求（1）巷道净高、净宽允许误差为0130mm；（2）锚杆间、排距允许误差为100mm；（3）锚杆方向垂直于岩石层面，最小不小于75度；（4）锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；（5）锚杆外露不超过50mm；（6）锚力不得少于50kn；（7）基础深度不得小于100mm；（8）表面基本平整，喷射均匀，无裂缝，在1m2范围内凹凸不平不得大于40mm。3、锚喷支护工艺（1）锚杆及锚固剂：锚杆采用直径为18mm的金属锚杆，长度为1.5m。每根锚杆使用2根树脂锚固剂，锚杆的外露长度为3050mm；托板厚度由12mm150mm150mm的正方形钢板制成；树脂锚固剂型号为k2335型。（2）混凝土：喷射混凝土必须使用纯净的河砂和粒度不大于10mm的石子，按配比为水泥砂石子=122均匀搅拌而成。混凝土标号为150号。（3）速凝剂型号为j85型，掺入量为水泥质量的4%。速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入，不得提前掺入混凝土内。（4）对所用的水泥、砂、石子和速凝剂要分类存放在地面井口附近，需要喷射或锚固时下放到使用地点。4、锚杆安装工艺（1）打锚杆眼：首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站地临时支护下进行作业。打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须先行处理。打锚杆眼时使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm，风钻钻头直径为32mm。使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。打眼深度为1.6m，锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75度。打完眼后要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。（2）安装锚杆装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20秒，停钻，卸下风锚机，待5分钟后可卸下连接套。20分钟后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。锚杆的锚固力不得低于50kn/根。5、喷射混凝土（1）喷射混凝土前的准备工作：检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直不得有急弯，接头要严密不得漏风。检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。检查风、水压是否符合要求，风压应控制在0.10.12mpa，水压应控制在0.25mpa。（2）在喷浆前，先检查待喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进行喷射混凝土工作。（3）混凝土配比为水泥砂石子=122，水泥标号为425号，石子粒度为10mm，速凝剂掺量为水泥的4%。（4）人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比要符合要求。（5）为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。（6）喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖严。（7）喷射手在喷浆前必须带上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。（8）喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀门、控制好水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比（0.40.5）。（9）喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75度，喷枪与受喷面的距离以1.01.2m为宜。（10）喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹（11.5m）运行，一圈压半圈（圈径200mm）并均匀缓慢移动。（11）喷射顺序应先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷墙时一次喷厚2030mm，喷拱时一次喷厚3040mm，间歇时间1530分钟。（12）加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺入料中。（13）喷射混凝土必须洒水养护，要求每小班洒水12次，养护时间不得少于28天。（14）两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。（15）对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方式来解决。用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。（16）在松散破碎和膨胀性围岩中进行锚喷式作业时，必须注意以下几点：严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风机冲刷。放炮后立即喷混凝土20mm，水泥标号不得低于500号。喷完混凝土后到下一循环放炮时间间隔不应小于4小时。可采用金属网、钢梁与锚喷进行联合支护。放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住，防止顶板冒落。（17）正在喷浆的回弹料，可回收后掺入新料中，但掺量不得超过30%，亦可灌注台阶。（18）喷射混凝土的加弹率的规定：拱部不得大于25%；两帮不得大于15%。（19）为了减少喷射混凝土的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50mm，并保证最少28天的潮湿养护。（20）严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。二、钢支护1、钢支护从地面焊好后，放入井下使用。钢支护制作时，要按照设计的梁、腿夹角进行焊割，角度不能大，亦不能小，夹角度数为67度。2、从长钢材上将梁、腿割好后，用剩余的钢材，切割成与钢材型号同等大小的铁块，进行棚腿帽、鞋的焊接；棚梁两头的固定卡子，在焊割时，同样要掌握好角度，卡子高度为50mm，可做成三角形形状，将其牢固的焊接在梁子的两端。3、架设钢支护时，首先将腿窝挖好，然后根据巷道的中、腰线进行架设。4、支护架好后，要首先用木楔将其稳好，然后进行顶部褙板安装，顶部褙板褙严实后，再将两帮褙严实。第六章 采区提升、压风、排水设备选型第一节 采区提升、运输设备选型一、绞车选型轨道下山选用jd2型调度绞车，串车提升，不提升人员，下山总长度70m。最大提升1.2m/s。轨道下山为岩石运输巷，上段半圆拱断面，混凝土支护；延深段将采用钢支护。净断面为3.6m2，坡度为28，斜长70m，钢轨为12kg/m轻轨；提升钢丝绳直径为15.5mm；提升容器为自重0.6t非标不乘人矿车，串车提升，一次（两辆）提升煤量为1.0t。轨道下山只提升煤矸送材料，不行人。则提升井提升公式其中：p每年提升（万吨/年）q每次提升煤量（1.0吨/次）t每提升一次循环时间（200秒/次）b年工作日，300天t日提升时间，16hk装满系数，取0.8k1提升不均匀系数取1.15。k2提升设备能力富裕系数取1.12。则提升能力：我矿核定生产能力4万吨/年，能满足要求。绞车性能参数：vd=380v，pe=25kw，ne=1400r/min，vs=1.2m/s，钢丝绳直径：15.5mm。二、运输设备1、轨道下山运输采用矿车运输。设计安装阻车器，挡车栏，挡车门。阻车器安装在上部车场；挡车拦安装在轨道下山入口下10m左右的地段，在轨道下山落位上5m处设置安装挡车门。2、轨道全部选用12kg/m的钢轨，轨间距600mm；枕木：斜巷1m/块，平巷1.5m/块；轨枕长1.1m，宽12cm，厚10cm。第二节 压风设备选型1、设计依据及选型结果采区岩巷施工岩层，一般为灰岩、粗砂岩、页岩等。选用vf-6/7型空压机一台，其主要技术参数如下： 型式：v型冷却方式：风冷 转数：r=980rpm、排气量6m2/min排气压力：8kg/cm2、电机：jq-72-6，电机功率37kw。2、风动工具选择风动工具选用y-24凿岩机4台，as=1m3/s，he=4kg/cm23、压风管路选择1、主管路：选择382.5mm镀锌管2、支管路：选择252.0mm镀锌管第三节 采区排水设备选型设计轨道下山正常涌水量10m3/h，最大涌水量20m3/h。水仓容积设计108m3。设计安装2台80df302/15kw多级水泵，一台使用，一台备用；安装两趟884mm型无缝钢管，一趟使用，一趟备用。吸水管选用884mm钢丝胶管。第七章 采区通风第一节 掘进通风一、在矿井延深和准备采区巷道等掘进时，均采用局扇压入式供风。二、掘进工作面风量计算1)按瓦斯涌出量计算q掘 =100q瓦k掘通 =1000.31.8=54(m3/min)式中:q瓦掘进工作面绝对瓦斯涌出量,取0.3m3/min； k掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8；2)按炸药消耗量计算q掘=25a=253.2=82.5(m3/min)式中：a1次爆破最大装药量,kg ， a=3.2kg3)按井下同时工作的最大班人数计算q掘=4n=410=40(m3/min)式中:n掘进工作面同时工作的最大班人数,取10人4)按风速验算按最低风速验算：q掘15s=153.6=54(m3/min)按最高风速验算:q掘240s=2403.6=864(m3/min)经验算,掘进工作面风量不能低于82.5m3/min。为保证掘进工作面有效风量达到82.5m3/min，巷道掘进时要选用jbt5.211kw局扇供风，局扇吸入风量可取250m