采区设计方案1220初

1、霍州煤电集团 团柏 矿井 +400 水平 10#煤 三采区设计方案总工程师 （盖章）生产科科长（盖章）机电科科长（盖章）通风科科长（盖章）地测科科长（盖章）安全科科长（盖章）霍州煤电集团公司 团柏 矿井（盖章） 2013 年 10月 25日参与方案设计人员名单目 录 前 言 1第一章 采区概况2第二章 地质特征 6第三章 开采方法10第四章 安全技术措施及设施46第五章 采区主要技术经济指标及概算61前 言1、400水平10#煤三采区（以下简称三采区）设计按照煤矿安全规程、采矿工程设计手册编制。2、三采区的赋存特征主要是采区内村庄和保护煤柱多，将采区分割为两个不规则的区块，根据+400水平开采

2、的实际防治水情况，预计三采区的防治水工作难度会更艰巨，根据三采区的基本情况采用下山准备巷道左右翼布置回采工作面，将排水的压力在采区排水系统中解决，减轻回采工作面的排水压力，必须三采区排水系统完善后方可移交生产。3、需要集团公司解决强排系统计划资金的落实工作。第一章 采区概况第一节 采区位置、范围400水平三采区位于团柏井田400水平西北部，采区南为400水平大巷，北、西至井田边界，东以突水系数线（0.06）为边界。400水平三采区地表位置位于上团柏断层以南，圪塔条村以西，地表为黄土梁垣地貌，无重要建筑物及生产设施。10#煤层底板上限标高410m，下限标高240m，地面标高675.4910.3m

3、,盖山厚度435.4500.3 m。2）几何尺寸及范围400水平三采区走向长2941m，倾向长2350m，面积4491.91103 m。控制坐标：XA=4041094.75，YA=19554414.89；XB=4041819.23，YB=19554272.55；XC=4041703.44，YC=19554152.28；XD=4041625.87，YD=19554025.44；XE=4041624.77，YE=19553905.38；XF=4041667.90，YF=19553774.87；XG=4041713.17，YG=19553682.08；XH=4041836.02，YH=1955346

4、2.88；XI=4041974.01，YI=19553233.25；XJ=4042011.90，YJ=19553135.78；XK=4042087.64，YK=19552903.45；XL=4042200.76，YL=19552680.93；XM=4042464.65，YM=19552320.19；XN=4042865.13，YN=19551848.58；XO=4042829.39，YO=19551701.99；XP=4042685.75，YP=19551511.71；XQ=4042383.74，YQ=19550824.81；XR=4040488.68，YR=19551787.80；400水平

5、三采区共有10个地质钻孔，其中8个煤田勘探孔，2个水文孔，钻孔资料如下：编号孔深终孔层位10#煤层厚度（m）10煤层底板标高（m）钻孔封孔资料201530.54O2f2.17445.54不详301466.39O2f2.23423.66不详302448.12C2b1.95387.41不详401579.95O2f2.50450.40不详团-7550.00C2b2.55515.98不详团-12475.48C3t2.34431.24不详团-37433.17资料不全5-16403.42资料不全补kC3t2.54322.62f5O2f2.70360.778第二节：采区各种巷道煤柱和其它保护煤柱的确定按19

6、85年原煤炭工业部颁发的建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程执行。、建筑物下保安煤柱的留设地面建筑物按岩移观测资料和有关规定执行，基岩移动角为级基岩移动角，开采近水平煤层时，=72；煤层倾角6时，=72-0.8，=72；开采水平煤层时裂缝角为80，表土层移动角为45等原则留设。在三采区采区范围内村庄煤柱按以上规定留设。、大巷及采区运输巷保安煤柱的留设、400水平大巷两侧保护煤柱按50m留设。、400水平三采区北部为上团柏断层，断层防水保安煤柱按集团公司霍团地字（1990）440号文件，批准断层防水保安煤柱按145m留设。、井田边界煤柱的留设由于团柏矿为带压开采矿井，井田边界煤柱按

7、井田边界内推30m划定。、采区煤柱的留设由于团柏矿为带压开采矿井，井田采区煤柱按50m留设。 EQ oac(,7)、相邻工作面顺槽按巷道中线控制按20m煤柱留设。第三节：采区储量计算一、资源/储量估算范围资源/储量估算边界以2007年1月14日由中华人民共和国国土资源部为矿井西部边界为400水平三采区西部边界，东以突水系数线（0.06）为边界，北至上团柏断层保安煤柱；南至400水平大巷保安煤柱。二、估算方法本井田主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，绝大部分小于15，且工程点分布较均匀，故资源/储量估算方法采用水平地质块段法。估算公式：Q=SMd式中：Q块段的资源/储量(kt)。S块段的水

8、平面积（1000m2）。由计算机直接求得。M块段的煤层平均伪厚度(m)。d煤层的视(相对)密度(t/m3)。四、储量计算如下表：块段块段号面积（1000m2）平均厚度（m）容重（t/m3）地质储量（kt）回采率（%）可采储量（kt）边界煤柱2S22jb-6157.132.141.4453.95002S22jb-515.172.341.447.9200111bjb-448.542.341.4153.3400大巷煤柱111bjb-5133.612.451.4441.9200断层煤柱2S22-30210.561.951.4554.30小计565.011651.43村庄煤柱2S22cb-1315.72

9、2.141.4912.1200111bcb-642.232.441.4139.11111bcb-7587.322.231.41768.1300111bcb-8236.752.501.4799.0300111bcb-9106.592.341.4336.7200111bcb-10592.231.4177.6200小计1347.614132.73可采111b-112109.092.451.46975.82835789.932S22-31468.202.141.41352.63831122.68小计2577.298328.456912.61第二章 地质特征第一节：地质构造400水平三采区基本为一向斜构

10、造，轴向SN,向斜轴位于采区的中部，西南部有两个背斜构造，轴向SN。根据下组煤首采区地质情况分析，在上团柏断层附近会伴生一些小断层，并且煤层顶底板节理比较发育。在靠近上团柏断层的200m范围内，小断层较为发育，断层落差一般3m。在距上团柏断层400m范围内，煤层顶底板节理比较发育。在向斜和背斜的轴部可能有小断层或陷落柱出现。在采区中部地质发育五条落差为1020m的正断层。断层及陷落柱的出现可能会给采掘工作及矿井的防治水工作带来一定的影响。第二节：煤层与煤质一、10#煤厚度及赋存情况400水平三采区10#煤属于中厚煤层，煤层厚度1.952.70m，平均厚度2.37 m ，含一层0.10.2 m厚

11、的夹矸，从东往西厚度逐渐变薄，西部最薄，东北部最厚；采区中部较厚，向南又逐渐变薄，煤层倾角211，一般为6。二、煤层顶底板及煤层结构中夹石的岩性、厚度及分布规律，结核伴生情况10#煤顶板：老顶K2灰岩，厚度6.2410.06 m，平均厚度9.33 m，中部最厚10.06m，东南部最薄6.24m，西南部较厚，向东南、西北变薄，向东南，西南变化不大，向西北变化较大。直接顶： 厚度1.272.04m，平均厚度1.38 m。以302#钻孔和201#钻孔连线为中心，顶板岩性向东南，向西逐渐由泥岩相变为粉砂岩。 10#煤底板（11#煤顶板）：厚度4.6518.37 m，平均厚度9.80 m。主要以粉砂岩和

12、细砂岩互层为主。 三、层间距 9#和10#煤之间的层间距厚度为1.272.04m，平均厚度1.38m。10#和11#煤之间的层间距厚度为4.6518.37 m，平均厚度9.80m。四、煤种编号及煤质工业分析 煤质情况物理特性煤层颜色光泽比重t/m3硬度(f)煤岩类型10#黑色玻璃光泽1.423光亮型 工业指标煤层水份%灰份%挥发份%含硫%发热量MJ/kg牌号10#1.04(32)16.43(32)36.18(33)3.89(27)34.85(24)FMQF第三节：水文地质含水层突水性、用水量、补给关系及通道与地面的关系，矿井突水情况，静水位，含水层水位变化情况根据钻孔资料，下组煤首采区及二采区

13、揭露的情况分析，400水平三采区上覆主要含水层为K2灰岩（6.2410.06m，平均9.33 m）和下伏含水层O2。K2灰岩水位标高524.09 m至533.37 m，O2灰岩水位标高503.752 m至521.285m，带压0.41.4MPa。10#煤层距O2灰岩间距23.3976.89m，平均厚40.9m，11#煤层至O2灰岩16.2353.2 m，平均厚27.93 m。由于下组煤二采区陷落柱比较发育，且有极少部分出现不同程度的涌水现象，因此在400水平三采区开采过程中一定要做好“有掘必探，有疑必钻，预测预报，先治后采”工作，确保矿井安全生产。二、构造的导水性下组煤二采区在开采过程中，揭露

14、陷落柱15个，其中导水陷落柱7个，涌水量在1030m3/h之间。断层7个，断层落差在0.42.6m左右，无导水现象。400水平二采区10#煤层比较稳定，厚度在2.652.98 m。400水平二采区基本为一单斜构造，走向东西，倾向近似南北。中间夹有小背斜和向斜构造，煤层倾角 211一般为6。400水平三采区北部边界为上团柏断层。受断层影响，在靠近断层的200 m范围内，小断层可能较为发育。另外，在向斜和背斜的轴部可能有小断层或陷落柱出现，也是可能出现构造导水的区域。三、现生产区域最大涌水量、正常涌水量下组煤二采区的水文地质条件比较复杂，正常涌水量535m3/h，主要充水水源为K2灰岩溶隙水，采掘

15、工作面正常涌水量为3050 m3/h，采掘工作面在遇到构造时，涌水量为80150 m3/h。四、设计采区最大、正常涌水预计及其依据由于400水平三采区上部的1#、2#煤层均未开采，且10#煤层顶板距2#煤层底板的层间距71.6492.55 m，平均82.39 m，距离较大。因此不考虑老空水对采区的影响。对O2灰岩水采取的措施是进行注浆封堵，对K2灰岩水采取的措施是进行疏放，所以400水平三采区的涌水量只考虑K2灰岩中的涌水。 400水平三采区与下组煤二采区相邻，开采方法与水文地质条件相似，综合分析可以采用比拟法对400水平三采区涌水量进行预测，根据涌水量随着开采面积增加而建立相比关系。 QQ0

16、F/F0 Q400水平三采区的涌水量 Q0下组煤二采区的涌水量535m3/h F400水平三采区的开采面积4491.91103m F0下组煤二采区的已开采的面积2891551m2经计算： Q=831 m3/h 因此400水平三采区的正常涌水量为831 m3/h最大涌水量为：831m3/h+500 m3/h=1331m3/h五、存在的问题及建议 1、在400水平三采区有6个钻孔封孔资料不详，且有两个钻孔资料不全。其中201#，301#,401 #和f5#钻孔终孔层位都均揭露奥陶系，在开采设计时，必须加强观察，对封孔质量进一步勘查、论证。采取探测措施，坚持“有掘必探、有疑必钻”的原则。防止钻孔突水

17、。 2、由于400水平三采区只有四个钻孔施工到了奥陶系，对K2和O2的水力性关系还不太清楚，建议通过地面三维地震的物探方法，查清采区地质构造。开采过程中利用物探等手段对底板O2 富水情况进行进一步探查。为400水平三采区的防治水工作提供可靠的依据，以保证三采区的安全开采。第四节：瓦斯、煤尘、煤层自燃发火情况1、现生产区域的瓦斯涌出情况及变化规律，有否煤及瓦斯突出危险，设计采区瓦斯涌出量及其确定依据现生产的10#煤层首采区2012年瓦斯等级鉴定为瓦斯绝对涌出量为4.23m3/ min，相对涌出量为1.11m3/t。但没有煤与瓦斯突出危险。设计采区瓦斯涌出量2008年瓦斯等级鉴定结果为瓦斯绝对涌出

18、量为0.41m3/min；二氧化碳绝对涌出量1.78 m3/min，设计采区为半煤岩巷（无回采面）。2、煤尘爆炸指数，煤层自燃发火期10#和11#煤煤尘具有爆炸性，10#煤的煤尘爆炸指数为35.52%，11#煤的煤尘爆炸指数为32.47%。10#煤层自燃倾向性属类，11#煤层自燃倾向性属类第三章 开采方法第一节：采区设计方案的比较和选择方案一：1、采区巷道布置根据二采区10#煤开采情况及三采区10#煤层赋存情况，采用走向布置工作面，沿倾向布置三条采区准备巷道。轨道巷沿10#煤层底板掘进、皮带巷沿11#煤底板掘进、回风巷沿K2灰岩掘进，回风巷超前掘进50m，轨道巷、皮带巷根据回风巷坡度变化及时调

19、整坡度，务必使坡度满足轨道巷运输和皮带安装的需要，轨道巷长度为1260m（从二采区轨道巷开口处算起），皮带巷长度为1050m（从二采区皮带巷上方算起），回风巷1020m（从二采区回风巷开口处算起），轨道巷与皮带巷之间煤柱为30m，皮带巷与回风巷之间煤柱为30m。2、主要巷道与采区巷道的关系，工作面顺槽巷道与采区准备巷道关系。三采区轨道巷与二采区轨道巷通过绕道连接，绕道开口位置在10-205（1）运输联巷对面，以方位角309开口平走10m，再以施工弯道（曲率半径20m）18m，拐过弯以后与二采区轨道巷、皮带巷平行施工三采区上部平车场32m，然后以5下山施工45m至全断面见10#煤层，再施工下部平

20、车场10m，再以283方位角施工70m，再以 333的方位角沿煤层下山施工三采区轨道巷。三采区皮带巷从10-205（1）运输联巷前133m处开口，以方位角333施工平巷3m，然后以10上山施工33m，然后平走30m，再以10下山施工110m至全断面见11#煤，以 333的方位角沿煤层下山施工三采区皮带巷三采区回风巷从三联巷前234m处开口，平走30m后以5下山施工至K2灰岩全部至顶板上后，沿K2灰岩底板以333的方位角下山施工三采区回风巷。工作面顺槽以283（或77）方位角布置，开口于轨道巷，通过溜煤眼与皮带巷沟通、通过石门与回风巷立交沟通。3、采区水仓布置在三采区1100m处分别施工一个采区

21、水仓，从轨道运输巷开口，变电所长度50m，然后施工上山与采区回风巷贯通。变电所净宽4.5m,中部铺设轨道，两侧放置高开设备。4、采区工程量1）、采区开拓工程量巷道名称长度（m）净断面（m2）掘进断（m2）支护形式岩性备注采区轨道运输巷126011.9612.96锚网梁煤采区皮带运输巷105012.9214.0锚网梁煤采区回风巷102013.9215.0锚网梁半煤岩联巷1808.589.45锚网梁半煤岩变电所160 11.3411.88锚网喷半煤岩水仓及泵房760 11.3411.88锚网喷岩合计44302）、采区回采工程量10#煤三采区基本情况（方案一）名称正巷(m)副巷(m)切巷(m)储量(

22、万t)备注10-21685011402305810-30117901790230/11093刀型顺槽巷道长760m10-302114011402307410-3031790179023012210-304113011302307410-30518001800135/23076刀型顺槽巷道长480m10-3078909502306410-30996010001404210-31173076023051小计11080115001980654回采总进尺26540m，万吨掘进率40.6m/万t巷道名称长度（m）净断面（m2）掘进断面（m2）支护形式岩性备注10-301（1）及联巷179010.9612

23、.42锚网索梁煤岩3010-301（2）及联巷179010.9612.42锚网索梁煤10-30切巷23016.216.74锚网索梁煤10-302（1）及联巷114010.9612.42锚网索梁煤岩3010-302（2）及联巷114010.9612.42锚网索梁煤10-302切巷23016.216.74锚网索梁煤10-303（1）及联巷179010.9612.42锚网索梁煤岩3010-303（2）及联巷179010.9612.42锚网索梁煤10-303切巷23016.216.74锚网索梁煤10-304（1）及联巷113010.9612.42锚网索梁煤岩3010-304（2）及联巷113010.9

24、612.42锚网索梁煤10-304切巷23016.216.74锚网索梁煤10-305（1）及联巷180010.9612.42锚网索梁煤岩3010-305（2）及联巷180010.9612.42锚网索梁煤10-305切巷135/23016.216.74锚网索梁煤10-307（1）及联巷89010.9612.42锚网索梁煤岩3010-307（2）及联巷95010.9612.42锚网索梁煤10-307切巷23016.216.74锚网索梁煤10-309（1）及联巷96010.9612.42锚网索梁煤岩3010-309（2）及联巷100010.9612.42锚网索梁煤10-309切巷14016.216.

25、74锚网索梁煤10-311（1）及联巷73010.9612.42锚网索梁煤岩3010-311（2）及联巷76010.9612.42锚网索梁煤10-311切巷23016.216.74锚网索梁煤合计26540锚网索梁240方案二：1、采区巷道布置根据二采区10#煤开采情况及三采区10#煤层赋存情况，采用走向布置工作面，沿倾向布置三条开拓巷道。轨道巷沿10#煤层底板掘进、皮带巷沿11#煤底板掘进、回风巷沿K2灰岩掘进，回风巷超前掘进50m，轨道巷、皮带巷根据回风巷坡度变化及时调整坡度，务必使坡度满足轨道巷运输和皮带安装的需要，轨道巷长度为1000m（从二采区轨道巷开口处算起），皮带巷长度为960m（

26、从二采区皮带巷开口算起），回风巷930m（从二采区回风巷开口处算起），轨道巷与皮带巷之间煤柱为30m，皮带巷与回风巷之间煤柱为30m。2、主要巷道与采区巷道的关系，工作面顺槽巷道与采区准备巷道关系。三采区轨道巷与二采区轨道巷通过系统连接，绕道开口位置在400轨道巷G27导线点前7m，以方位角257开口平走45m，然后以14下山施工30m至全断面见10#煤层，再施工下部平车场10m，然后以 257的方位角沿煤层下山施工三采区轨道巷。三采区皮带巷从二采区皮带巷P17导线点前65m处开口，以方位角257施工平巷3m，然后以10上山施工33m，然后平走30m，再以10下山施工110m至全断面见11#煤

27、，以 333的方位角沿煤层下山施工三采区皮带巷三采区回风巷从二采区回风巷H25导线点前47m开口，平走20m后以5下山施工至K2灰岩全部至顶板上后，沿K2灰岩底板以333的方位角下山施工三采区回风巷。工作面顺槽以283（或77）方位角布置，开口于轨道巷，通过溜煤眼与皮带巷沟通、通过石门与回风巷立交沟通。3、采区水仓布置在三采区1000m处施工一个采区水仓，从轨道运输巷开口，变电所长度50m，然后施工上山与采区回风巷贯通。变电所净宽4.5m,中部铺设轨道，两侧放置高开设备。4、采区工程量1）、采区开拓工程量巷道名称长度（m）净断面（m2）掘进断（m2）支护形式岩性备注采区轨道运输巷100011.

28、9612.96锚网梁煤采区皮带运输巷96012.9214.0锚网梁煤采区回风巷93013.9215.0锚网梁半煤岩联巷1808.589.45锚网梁半煤岩变电所160 11.3411.88锚网喷半煤岩水仓及泵房760 11.3411.88锚网喷岩合计399010#煤三采区基本情况（方案二）名称正巷(m)副巷(m)切巷(m)储量(万t)备注10-21685011402305810-3018308302004310-3022050205023014310-3039109102305610-304103010301654010-3059009002004710-306850850150/6025刀型顺

29、槽巷道长260m10-3078909502306410-308137511502308610-30996010001404210-31173076023051小计11375115702235655回采总进尺27415m，万吨掘进率41.9m/万t2）、采区回采工程量巷道名称长度（m）净断面（m2）掘进断面（m2）支护形式岩性备注10-301（1）及联巷83010.9612.42锚网索梁煤岩3010-301（2）及联巷83010.9612.42锚网索梁煤10-301切巷20016.216.74锚网索梁煤10-302（1）及联巷205010.9612.42锚网索梁煤岩3010-302（2）及联巷2

30、05010.9612.42锚网索梁煤10-302切巷23016.216.74锚网索梁煤10-303（1）及联巷91010.9612.42锚网索梁煤岩3010-303（2）及联巷91010.9612.42锚网索梁煤10-303切巷23016.216.74锚网索梁煤10-304（1）及联巷103010.9612.42锚网索梁煤岩3010-304（2）及联巷103010.9612.42锚网索梁煤10-304切巷16516.216.74锚网索梁煤10-305（1）及联巷90010.9612.42锚网索梁煤岩3010-305（2）及联巷90010.9612.42锚网索梁煤10-305切巷20016.21

31、6.74锚网索梁煤10-306（1）及联巷85010.9612.42锚网索梁煤岩3010-306（2）及联巷85010.9612.42锚网索梁煤10-306切巷150/6016.216.74锚网索梁煤10-307（1）及联巷89010.9612.42锚网索梁煤岩3010-307（2）及联巷95010.9612.42锚网索梁煤10-307切巷23016.216.74锚网索梁煤10-308（1）及联巷137510.9612.42锚网索梁煤岩3010-308（2）及联巷115010.9612.42锚网索梁煤10-308切巷230016.216.74锚网索梁煤10-309（1）及联巷96010.961

32、2.42锚网索梁煤岩3010-309（2）及联巷100010.9612.42锚网索梁煤10-309切巷14016.216.74锚网索梁煤10-311（1）及联巷73010.9612.42锚网索梁煤岩3010-311（2）及联巷76010.9612.42锚网索梁煤10-311切巷23016.216.74锚网索梁煤合计28325300方案比较：经济比较 eq oac(,1)矿建费用：方案一准备进尺4430m，按2012年集团公司延米费用3400元/米计算，开拓矿建费用1506万元，回采进尺26540米，按集团公司延米费用1425元/米计算，回采矿建费用3782万元，总费用5288万元；方案二准备进

33、尺3990m，按2012年集团公司延米费用3400元/米计算，开拓矿建费用1357万元，回采进尺27415米，按集团公司延米费用1425元/米计算，回采矿建费用3441万元，总费用4798万元。矿建费用比较，方案二较优。 eq oac(,2)设备费用：方案一轨道巷1260米，皮带巷1050米，方案二轨道巷1000 米，皮带巷960米，两种方案中轨道巷均使用无极车，皮带巷使用皮带，方案一的无极车、皮带、电缆长度均大于方案二，费用也高于方案二，其他变压器、开关、水泵等设备两种方案一致。设备费用对比，方案二较优。 eq oac(,3) 经营费用：方案一和方案二的材料、人员、煤炭运输距离接近相同，生产

34、过程中的经营费用相差可以忽略。经营费用比较，方案一与方案二持平。技术比较： eq oac(,1)五大系统：六大系统中采煤、掘进、通风、供电、排水系统中，方案一和方案二的方式、工艺相同，方案一与方案二持平。 eq oac(,2)运输系统，方案一大巷运输可以二采区的电机车直接转三采区的无极绳绞车，方案二则必须由二采区电机车先转移到二采区坡上的无极车上再转接到三采区的无极车上，而且方案二的方向运输总长度也比方案一长，运输系统对比，方案一较优。 eq oac(,3)工期对比：方案一准备进尺4430m，方案二准备进尺3990m，由于三采区是下山采区，必须排水系统形成后方可生产，方案二工期更短，工期比较方

35、案二较优。 eq oac(,4)施工难度：方案一方案二准备巷道均为上山掘进，其中方案二巷道短，而且可以利用10-216（2）系统200米巷道，前期地质赋存条件清楚，施工难度对比，方案二较优。 eq oac(,5)万吨掘进率对比：方案一万吨掘进率40.6m/万t，方案二万吨掘进率41.9m/万t，对比得知，方案一较优。 eq oac(,6)回采煤量对比：方案一为654万t，方案二为655万t，回采煤量相差1万吨，方案二较优，方案一左翼506万t，右翼148万t，方案二左翼303万t，右翼352万t，方案二左右翼储量较为均衡，储量对比方案二较优。 eq oac(,7)衔接方面：方案一首采工作面10

36、-304总进尺2800米，方案二首采面10-306总进尺2000米，在考虑团柏矿目前需要快速衔接的情况下对比，方案二较优。 eq oac(,8)其他方面：生产能力、管理难度、安全性方案一与方案二基本相同、差距微弱，方案一与方案二持平。3、综合比较：以上经济比较和技术比较，共比较内容17项，其中持平项9项，方案一较优项2项，为运输系统、万吨掘进率，方案二较优项6项，分别是矿建费用、设备费用、工期、施工难度、回采煤量、衔接。综合比较方案一材料运输系统简单、万吨掘进率低，但是费用较高、工期长出煤时间长、施工未知性大、施工难度高、矿井整体衔接紧张；方案二费用低、工期短出煤快、前期施工条件较明确、施工难

37、度小，矿井衔接材料运输系统较复杂、万吨掘进率高、矿井整体衔接较方案一顺畅，但是材料运输较复杂，万吨掘进率高。考虑整体采区布置经济合理和矿井采掘衔接的整体情况，建议采用方案二。第二节：采煤方法一、采煤方法根据煤层厚度1.95-2.70m（平均2.37m）的赋存条件和地质情况，结合其它煤矿情况，考虑煤层倾角在2-11（平均6），本采区采用走向长壁综采采煤法，顶板管理采用自然全部垮落法。二、采煤工艺端头斜切进刀割煤移架放顶移溜清煤。（1）、落煤、装煤、运煤方式选用MGTY250/600-1.1D型双滚筒电牵引采煤机落煤，其中采煤机滚筒直径1.8m，截深为0.6m，工作面选用SGZ-764/750型可

38、弯曲刮板输送机一部，顺槽选用一部SZZ-764/132型转载机和SSJ-1000/160*2重型可伸缩胶带机一部运煤。（2）、移架移架采用邻架操作顺序移架，即用进风侧支架操纵阀控制回风侧支架。第一个支架另安一组阀组进行控制。机组割煤前，将前滚筒前方三架支架护帮板收回，并随着机组不断向前割煤逐架收回，距机组后滚筒三架支架距离开始降架拉架，到位后及时搬动升柱手把，使支架接顶严实，顶板不平时及时调整平衡油缸，背顶确保支架顶梁接顶严实，并要及时打开护帮板，拉架支护必须符合下列要求：ZY4600/15/33型支架初撑力不低于25MPa。移过的支架成直线，其偏差不超50mm，中心距1.5m，其偏差不超10

39、0mm。支架顶梁平行于顶板，其最大仰、俯角小于7度。相邻支架不挤不咬，架间空隙小于200mm。支架端面距不大于340mm。移架距机组后滚筒不得大于10m，否则必须停机跟上，如果顶板破碎时，必须停机拉架或带压移架，片帮严重时，采取超前支护方式即先拉架后割煤再推溜。移架前，将支架座箱内浮煤、浮矸清理干净，移架时，为防止运输机回拉，可将多架推移千斤顶的操作阀手把分别打到推溜位置，阻力过大时，不能硬移，查明原因进行处理。相邻支架侧护板错差不超过其高度的2/3。（3）、推溜采用整体移溜法推溜，以支架为支点，以液压千斤顶为动力，机组割煤15m后，及时推移工作面输送机。要求溜子弯曲长度不得小于15m；推溜时

40、必须是同一方向，严禁从两头向中间或从中间向两头同时推溜，防止溜子起拱或挤压，移过溜子后必须成直线，最大弯曲度不得大于3，严禁将溜子推成急弯、死弯，并保持溜子平、直、稳。移机头机尾必须停机停溜作业。（4）、清煤移架推溜后及时将人行道浮煤及推溜千斤顶顶槽内和架间浮煤清至溜子运走，保证2m2内浮煤厚度小于30mm且无大块矸石或煤块。（5）、推移转载机回采溜子拉过后及时移转载机，移动步距为0.6m，推移转载机时，要使用两根大千斤，在施工前先清理该区段的杂物，提前检查压柱及锚链情况，指派专人在机头、机尾进行指挥，并要专人联系信号，保证转载机机头在皮带机尾架上平稳的行走。转载机头落道要及时处理，拉移时，锚

41、链牵引区内严禁有人，一定要统一指挥，动作一致，防止损坏大千斤顶或牵偏转载机。（6）、挂、铺联网采区工作面顶板破碎或老山窜矸严重时，工作面需铺网，网规格为14#金属网规格为（100.8），网孔规格为（4050）mm2。铺联网时需三人协同作业，联网时要求长边对接，短边搭接0.3m，每0.2m联一道网丝，网丝头朝向顶板，联网丝采用16#镀锌铁丝，长0.4m，折成双股从两道对接的网的经纬里穿过，拧2-3圈，并要一扣压一扣，与巷道网搭接好，联好。（7）、采空区处理采空区采用全部垮落法处理（8）、打眼开炮当机头机尾端头煤壁需开炮时或遇构造时，必须采用打眼开炮的方法。开炮时，必须遵守煤矿安全规程、作业规程及

42、井下爆破的规定。三、顶板管理办法（1）选用ZY4600型双柱掩护式液压支架，每 1.5m一架。采区工作面正、副巷端头均使用DZ32-30/110或100（28或32）型单体液压支柱配合2.6m梁和端头支架支护端头。正、副巷超前选用DZ32-30/110或100（28或32）型单体液压柱配1.2m短梁支护，柱距0.8-1.0m，其中双排支护10m、单排支护20m。底板松软时单体支柱穿铁鞋，单体柱及短梁必须全部使用防倒连锁装置。（2）、特殊条件下的顶板管理采区顶板破碎或过地质构造时，采煤机司机必须与拉架工密切配合减慢截割速度，割煤与拉架间距超5m时，必须停机，切断电源。拉架时需采取带压前移支架的方

43、法，并及时升起护帮板，工作面片帮严重，端面距超过340mm时采用超前支护方式即先拉架后割煤再推溜，并将护帮板及时升起。工作面出现断层时，若其落差小于1.0m，采取调低支架的高度到1.8m，并在下盘留有顶煤的方法通过，落差大于1.0m，采取开震动炮配合机组截割的方法通过，并制定专门安全技术措施。正付两巷顶板破碎或过地质构造时，采用原巷道架棚间加支一梁两柱木板梁或工字棚梁支设，顶板不平或发生漏渣漏顶现象时，必须及时用构木或其它材料将顶构平构实。（3）、支架设计选型及承压计算1、结合本矿实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：F8HRgS 式

44、中：H工作面采高，2.37m； R上覆岩层密度，2.3103kgm3； F计算工作阻力，kN；则：F82.372.31039.86.73 2963kN根据ZY4600-15/33型双柱掩护式液压支架支架说明书提供的支架工作阻力为4600KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。根据本工作面顶底板岩性和相邻工作面地质资料说明，该工作面选用ZY4600-15/33型双柱掩护式液压支架，此支架最小支撑高度1.5m，最大支撑高度3.3m，架中心间距1.5m，支架工作阻力4600KN，所需泵站压力30MPa，移架步距600mm，最小控顶距3885mm，最大控顶距4485mm，端面距

45、340mm，放顶步距600mm。2、按承压校核Pc72.3Hm+4.5Lp+78.9Bc10.24N62.1其中：Pc额定支护强度下限，KN/m；Hm工作面采高取2.37m；Lp基本顶周期来压步距取12m；Bc控顶宽度4.485 m； N充填系数（NHi/Hm=直接顶厚度/采高=1.38/2.37=0.58m）；则：Pc72.32.37+4.512+78.94.48510.240.5862.1 511.18KN/m20.512MPa查ZY4600/15/33型双柱掩护式液压支架主要技术特征，支架支护强度为0.7MPa，支架支护强度大于顶板使用支架所受的支护强度，故选用ZY4600-15/33型

46、双柱掩护式液压支架满足安全生产需要。3、按底板比压验算 查ZY4600/15/33型掩护式支架使用维护说明书支架主要技术特征上可知，本型号支架底板比压为Pb =1.9 MPa.地质资料显示，本工作面10#煤层底板为粉砂岩。 查中国矿业大学（北京）给霍州煤电集团有限责任公司所做的煤巷淋涌水型破裂煤岩顶板特性和锚网锁控制研究研究报告可知，我矿粉砂岩抗压强度c =53.72 MPa因此，Pb =1.9 MPa53.72 MPa=c ，所以按底板比压验算，本支架适合本工作面使用。四、巷道布置及断面（1）采区巷道布置三采区轨道巷与二采区轨道巷通过系统连接，绕道开口位置在400轨道巷G27导线点前7m，以

47、方位角257开口平走45m，然后以14下山施工30m至全断面见10#煤层，再施工下部平车场10m，然后以 257的方位角沿煤层下山施工三采区轨道巷。三采区皮带巷从二采区皮带巷P17导线点前65m处开口，以方位角257施工平巷3m，然后以10上山施工33m，然后平走30m，再以10下山施工110m至全断面见11#煤，以 333的方位角沿煤层下山施工三采区皮带巷。三采区回风巷从二采区回风巷H25导线点前47m开口，平走20m后以5下山施工至K2灰岩全部至顶板上后，沿K2灰岩底板以333的方位角下山施工三采区回风巷。工作面顺槽以283（或77）方位角布置，开口于轨道巷，通过溜煤眼与皮带巷沟通、通过石

48、门与回风巷立交沟通。采区巷道断面及支护形式 1、轨道巷断面及支护形式选择 轨道巷眼务年限4-5年，采用 600mm单轨无极车运输的准备巷道，顶板较稳定，其净宽在4m以上，故选用锚喷支护，矩形断面。 EQ oac(,1)巷道宽度的选择 Ba十2A1十c 1.5+0.5+1.0 3.0m其中 A1 运输设备的最大宽度，取一架支架宽度1.5m； A 非人行道侧宽度，按煤矿安全规程第22条规定，取0.5m； C 人行道侧的宽度，按煤矿安全规程第22条规定，取1.0m ； EQ oac(,2)巷道高度的选择 根据煤矿安全规程第二十一条规定，结合轨道巷设计布置层位，巷道净高不能低于2.0m。 EQ oac

49、(,3)巷道断面的选择 轨道巷暂定使用无极车，但是矿上考虑在三采区试用单轨吊，根据单轨吊的谁明书要求巷道不得低于2.8米，故巷道净宽为4.8m净高2.8m，净断面13.44。毛宽5.0米，毛高3.0m，毛断面15。 五、开采程序采区准备巷道施工完成，各系统建设完成后方可开始组织回采巷道施工，工作面回采顺序为10-306、10-304、10-302、10-308、10-311、10-309、10-307、10-305、10-303。回采衔接表如下：掘进衔接表如下：第三节：采区设计生产能力及服务年限一、确定设计生产能力1）、回采面单产（1）、工作面循环产量：Q循= abdec1 = 2302.37

50、0.61.495%= 435（t）式中：Q循工作面最大循环产量，ta工作面平均长度，230mb采高，2.37md截深，0.6me煤容重，1.4t/m3c1回收率，95%（2）、日产量：Q日=8Q循=8435=3480（t）（3）、年产量：Q 年=Q日33083=348033083=953172（t）95.3万t根据团柏矿回采队实际，结合集团公司综采队及其它综采的平均水平，综采队年产量100万t考虑。按工作面长度230m计算，工作面月推进105m。2）、采掘工作面个数该区按一个回采队进行回采。掘进头每月300m，准备头半煤巷150m（岩巷70m），安排两个掘进头，一个准备头，才能满足生产需要。3

51、）、采区生产能力根据上述情况，采区生产能力为：A=A年+A掘12=953172+1077012=1082412t=108.3万t式中：A年工作面年产量，t；A掘采区月掘进煤，（ A掘=nLM=230014.36+115014.36=10770t）其中：n掘进、准备队个数；L掘进、准备队平均月进度，m；M每m掘进煤，14.36t。2）、设计服务年限T=Q/1.2A=691（1.5108.3）=4.2（a）式中：Q 可采储量，万t；1.5储量备用系数；A 采区生产能力，万t/a。第四节：采区通风、监控、提升、运输、供电、通讯、排水、压风、洒水、照明设计一、采区通风系统设计1）、通风方式及线路（1）

52、采区为400水平三采区轨道巷、400水平三采区皮带巷进风，400水平回风巷回风。（2）采煤工作面和掘进工作面都采用独立通风。（3）采煤工作面采用U型通风方式，全负压抽出式通风方法；掘进工作面采用局部通风机压入式通风方法。（4）风流路线： 400水平二采区轨道巷、400水平二采区皮带巷400水平三采区轨道巷、400水平三采区皮带巷工作面400水平三采区回风巷400水平二采区回风巷疙塔条回风立井地面。2）、风量计算（1）、10#煤400水平三采区综采工作面风量计算工作面风量、风速要求根据煤矿安全规程第101条有关规定要求，10#煤400水平三采区首采面风速控制在1-4m/秒。（2）综采面配风量计算

53、根据山西焦煤矿井风量计算细则与配风标准规定，每个独立通风的综采工作面实际需要风量按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数等规定分别进行计算后，取其中最大值。瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量，其计算公式为：1）、按气象条件计算Q采= 6070%V采S采K采高K采面长 式中：V采-采煤工作面风速，按采煤工作面进风流的温度表中选取，m/s（见表3）；取1 m/sS采-采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取10m2K采高-采煤工作面采高调整系数，本面取1.5（见表1）；K采面长-采煤工作面长度调整系数，本面取1.4（见表2）；70

54、%-有效通风断面系数；60-为单位换算产生的系数；表1 K采高-采煤工作面采高调整系数采高2.02.5及放顶煤面系数（K采高）1.01.11.5表2 K采面长-回采工作面长度调整系数采煤工作面长度/m长度风量调整系数（k采面长）80-1201.0120-1501.1150-1801.2180 表3 K温-采煤工作面进风流气温对应风速采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）201.020-2323-26Q采= 6070%V采S采K采高K采面长 =6070%1101.5 1.4 =882m3/min 2）、按照瓦斯涌出量计算： Q采=125q采KCH4 式中： q采-采煤工作面回风巷风流中最

55、大绝对瓦斯涌出量，m3/min；此处取瓦斯涌出量为0.22 m3/min KCH4-采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值） 125-按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不超过0.8%的换算系数Q采=125q采KCH4=1250.221.7=46.75m3/min3）、按照二氧化碳涌出量计算Q采=100qco2K co2 式中：qco2-采煤工作面回风流中最大绝对二氧化碳涌出量，m3/min，本面取 K co2 -采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量

56、与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值） 100-采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.0%的换算系数Q采=100qco2K co2 =1000.581=58m3/min4）、按工作面人员数量计算：Q采4N 式中：N采煤工作面同时工作的最多人数（交接班时，两班考虑），本面取40人Q采4N440160m3/min5）、按风速进行验算：a）验算最小风量 Q采600.25S最大127.2 m3/minS最大=L最大h采高70%=4.4852.770%=8.48 m2b）验算最大风量 Q采604S最小1761.6m3/min S最小 =L最小h采高70%=3.8852.770%=7.34 m2式中：

57、S最大采煤工作面最大控顶有效断面积，m2 L最大采煤工作面最大控顶距离，m h采高采煤工作面实际采高，m S最小采煤工作面最小控顶有效断面积，m2 L最小采煤工作面最小控顶距离，m 0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s 70%有效通风断面系数 5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s根据以上计算：回采面需要风量取882m3/min备采工作面，需要风量不低于采煤工作面实际需要风量的50%，即441m3/min。（2）、10-3011巷风量计算及风机选型和全风压配风量1）、按照瓦斯涌出量计算：Q掘=125q掘K掘通=1250.151.5=28.1m3/min 125-按掘进工作面回风流中瓦斯浓度

58、不应超过0.8%的计算系数。2）、按照二氧化碳涌出量计算：Q掘=100qco2Kco2=1001.191.5=178.5m3/min 式中： Q掘-掘进工作面需要风量，m3/min；100-按掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.0%的计算系数。3）、工作面为综掘施工不使用炸药量计算风量。按上述条件计算的最大值，确定工作面实际需风量为178.5m3/min。4）、局部通风机吸风量计算根据工作面实际需风量，按照风筒百m漏风率实测值计算局部通风机实际吸风量。Q扇= Q掘/（ 1- L掘/100）=178.5/（1-580/1003%）=216.1m3/min 式中： Q扇-局扇通风机实际吸风量

59、，m3/min； Q掘-工作面实际需风量，m3/min；-风筒百m漏风率，%；L掘-掘进工作面长度，m。经查常用局扇吸风量参考标准局扇功率额定风量（3/min）215KW280430218.5KW300480根据矿实际情况，决定采用FBDNO-6型215KW高效对旋局扇，并配合600胶质双阻抗柔性风筒，压入式通风，局扇实行双风机双电源自动切换。5）、按局部通风机最大额定吸风量计算 该巷为煤巷 Q掘=Qs扇I+600.25S最大=4301+600.2511=595m3/min式中： Q扇-局扇通风机最大额定吸风量，m3/min； I-工作面同时通风的局部通风机台数； 0.25-有瓦斯涌出的岩巷，

60、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速； S最大-局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。 6）、按工作人员数量计算： Q掘4N=425=100m3/min 式中：N-掘进工作面最多人数 取25人根据上述条件的最大值做为掘进工作面的实际需要风量为：595m3/min。 7）、按风速进行验算：(1)验算最小风量 Q掘600.25S掘=600.2511=165 m3/min(2)验算最大风量 Q掘604.0S掘=604.011=2640 m3/min式中：S掘-工作面的净断面积， 11 m2。通过上述验算，该工作面实际需要风量满足掘进巷道风速要求。（3）、采区配风Q采（Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q