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摘要：
1、详细查明了井田地质构造，发育有5条断层，其中落差最大为20m在井田的西部边界处，其余4条断差在5-8m间，对井田内煤层开采影响不大。
2、井田工程地质条件，2号煤层为中等，9+10号煤层为简单。2号煤层煤尘具有爆炸危险性，9+10号煤层煤尘具有爆炸危险性；2号煤层不易自燃，9+10号煤层自燃。无地温、地压异常。
3、井田内可采煤层为2号、9+10号两层。2号煤层厚0.47～1.20m，平均厚0.95m。为较稳定煤层，井田内大部可采；9+10号煤层厚4.14～5.60m，平均厚4.80m，为稳定煤层，井田内全区可采。
4、2号煤层为特低灰-中灰、特低硫-低硫、中热值-高热值贫煤；9+10号煤层为特低灰-中灰、高硫分、中热值-特高热值无烟煤。
5、井田内2、9+10号煤层采空区中有积水，且9+10号煤层部分块段为带压开采，突水系数为0.061MPa/m，存在奥灰水突水危险，2、9+10号煤层水文地质条件为中等。
第一章 井田概况和地质特征
第一节 矿区概述
一、矿区地理位置及交通条件
山西中强福山煤业有限公司水地庄煤矿位于浮山县城东，与浮山县直线距离6.25Km处的水地庄村东侧、南北两侧一带，行政区划隶属天坛镇管辖。重组后井田东西宽2740m，南北长4000m，面积8.4763km2。地理坐标为111°53＇55＂—111°55＇44＂，北纬35°56＇30＂—111°58＇40＂。
交通位置图1-1-1
二、矿区的工农业生产建设概况
矿区内有村庄及矿井工业广场，洗煤厂等工业设施。区内多为山区荒地和林地，以杂草丛生为主，南、北部山上生长有落叶松树，覆盖率40%左右。
三、矿区电力供应基本情况
山西中强福山煤业有限公司已与浮山供电支公司签订了高压供用电合同。矿井供电电源采用双回路，一路10kv电源引自浮山110kv变电站，距离3km，另一路10kv电源引自湾子里35kv变电站，距离7.5km。
第二节 井田地质特征
一、井田所属位置
据《山西地质志》井田所处区域构造位置为塔儿—九原山陷隆的中北部之东与郭道——安泽南北向褶带之间的浮山断裂带中。
二、井田地质构造
本井田位于吕梁—太行断块之沁水块坳的次级构造单元，郭道—安泽近南北向褶带中南段西部边缘。该褶带走向北北东，北宽南窄，褶皱排列较为紧密，成组出现的褶皱表现为若断若续。但因井田处于褶皱带西部边缘，受邻近构造带影响，井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主，西侧断裂发育，使地层、煤层均受破坏，但总体倾向以南东为主，倾角一般3°-11°。主要褶皱、断裂特征如下：
1、褶曲
井田内发育三条轴向北北东向褶皱，编号分别为Z1、Z2、Z3、Z4。Z1背斜：发育在井田的中部，轴向为北北东向，两翼地层倾角5°-10°，轴向延伸3500m。
Z2向斜：发育在井田的南东部，轴向为北东向，两翼地层倾角6°-11°，基本为一对称舒缓向斜，轴向延伸1500m。
2、断层
F1正断层：该断层位于井田的西部边界附近，断层走向为近南北，倾向西，倾角70°，落差最大达20m。对井田煤层开采影响不大。井田内延伸长度2200m。
F2正断层：位于井田的西部，F1正断层东300m左右，该断层走向N15°E，倾向NNE，倾角70°。落差6m。井田内延伸长度1200余m。南端与F1断层相交。
综上所述，井田内断层较发育，但断距较小，5-8m间，对煤层、地层的破坏影响较小；褶皱多属宽缓褶曲，对煤层、地层没有明显影响。井田内未见陷落柱及岩浆活动。因此，本井田构造类型属简单类型。
三、水文地质概况
1、井田水系分布
井田地表水主要有三大沟谷，从北而南依次为清水河、浑水河、柏村河。清水河、浑水河平时干枯无水，雨季有水均由东向西汇集于井田西部外柏村河河谷，然后汇入涝河于临汾注入汾河，汾河至河津县禹门口流入黄河，属黄河流域汾河水系。
2、井田主要含水层
井田内可划分1—5个含水层，由下而上分述如下：（1）奥陶系中统岩裂隙含水层
隐伏于煤层之下。本组灰岩按上、中、下依次划分为峰峰组、上马家沟组、下马家沟组。
强含水段主要为上、下马家沟组灰岩。上马家沟组厚度为40—150m。上部峰峰组灰岩一般岩溶不发育。由深灰色厚层状灰岩夹薄层状泥灰岩及角砾状灰岩组成。据本井田北部约5Km的浮山春山井田内ZK103水文孔测得奥灰水水位标高618.21m，另据《山西岩溶大泉》资料推断本井田奥灰水位标高为605-625m。水质类型属重碳酸、硫酸—钙镁水。
（2）石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩溶裂隙含水层。（3）二叠系下统山西组碎屑岩含水层
山西组碎屑岩含水层主要为2号煤层顶板以上由细、中粒砂岩组成，厚度变化大，平均12-13m，其含水层富水性与裂隙发育程度有关。单位涌水量0.0015L/s·m。属于裂隙弱富水性段。
第三节 煤层的埋藏特征1、9+10＃煤层为太原组下部可采煤层，煤变质程度为无烟煤阶段。现综述如下：
煤层的光泽类型属于半亮及半暗类型，层状结构比较清晰，煤的光泽最亮部分为亮煤，内生节理发育，层理中夹有极少量的扁豆状丝炭，光泽较暗的部分为暗煤，煤质坚硬，灰分及丝炭的扁豆状夹层较多，断口呈角砾状，节理不发育，呈黑色条痕。
2、工业用途评价
根据煤炭质量分级国家标准（GB/T152224.1-2004），9+10号煤为特低灰—中灰、高硫分、中—特高热值无烟煤，由于硫分严重超标，建议作为化工用煤使用，若作为动力用煤及民用燃料，应首先研究解
决脱硫问题。
3、瓦斯等级和自燃情况
9+10号煤层瓦斯绝对涌出量0.53m3/min，相对涌出量0.87m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.59m3/min，相对涌出量0.97m3/t，等级为低瓦斯矿井。
第二章
井田境界与储量
第一节
井田境界
山西中强煤业有限公司水地庄煤矿井田面积8.4763Km2井田内无其它小煤矿生产。开采煤层9+10号，矿井能力0.90Mt/a。井田东西宽2740m，南北长4000m，面积8.4763 km2，由8个拐点坐（6°带）连线圈定，井田境界拐点坐标见下表。
井田周围均为国有空白区，再无其它小煤窑开采。
第二节 地质储量的计算
按照中华人民共和国地质矿产行业标准之《煤、泥炭地质勘查规范》有关规定进行资源/储量估算。
1、矿井地质资源/储量（1）储量估算范围
9+10号煤层，在井田上部2号煤层属于不可采区，2号煤层平均厚0.58m，新立井见2号煤层厚0.6m，不具开采条件，主要开采9+10号煤层。在所圈定的2号煤层不可采范围内未进行资源/储量估算。井田内仅9+10号煤层为可采煤层，并估算了其资源储量。其它
煤层均为不可采煤层。因此，未进行资源/储量估算。
（2）工业指标
井田内批采煤层为9+10号，其中9+10号煤类为无烟煤。煤层倾角＜25°，依据“煤、泥类地质勘查规范”中表E·2煤炭资源估算指标：
煤层厚度≥0.8m 最高灰分（Ad）40% 最高硫分（St,d）3% 最低发热量（Qnet,d）17MJ/kg(PM)、22.1MJ/kg(WY)9+10号煤硫分含量较高，平均5.77%，由于作为化工用煤使用。本次设计也对9+10煤资源/储量进行了估算。
（3）资源/储量估算方法
本井田主要可采煤层稳定、较稳定，倾角均小于15°，利用煤层的伪厚度和水平投影面积，采用地质块段法进行资源/储量估算。
（4）资源/储量估算参数
1、计算面积厚度确定：面积采用水平投影面积；各块段厚度采用邻近工程点煤层厚度算术平均求得，煤层中单层厚度小于0.05m的夹矸，与煤分层合并计算采用厚度。
2、煤层视密度采用山西省煤炭工业局综合测试中心2007年4月2日对该矿9+10号煤层视密度的测定结果，9+10号煤层为1.45t/m3。
（5）资源/储量类别划分原则
井田内构造复杂程度为简单；煤层稳定程度：9+10号煤层为稳
定煤层，厚4.14-5.27m，平均4.64m，为厚度和资源/储量占优势的煤层，以此煤层选择基本线距。
2、矿井工业资源/储量
在全矿井保有的资源／储量51.12 Mt 9 中，探明的及控制的经济基础储量（111b+122b）占总资源/储量的比例为77.8%，推断的内蕴资源量（333）占总资源/储量的比例为22.2%.根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215－2005）及本井田的勘探情况，由于9+10号煤为稳定性好的煤层，设计对推断的内蕴经济资源量（333）9+10号煤可信度按90%考虑。
因此，矿井工业资源/储量为49.09 Mt。
3、矿井设计资源/储量
据本矿井的具体地质条件和煤层赋存情况，所需留设的永久煤柱主要为井田边界、公路、地面建筑和村庄煤柱。
（1）井田边界
井田边界煤柱在本井田内一侧按20m留设，本矿井共留设井田境界煤柱2.03Mt。
（2）地面建筑及村庄保护煤柱
本井田范围内主要村庄为红花窑村压，压煤量较大，中强福山煤业有限公司已考虑与地方政府签订村庄搬迁协议，其他规模均较小，考虑搬迁，本次设计不再考虑村庄煤柱的留设问题。
（3）断层及陷落柱煤柱
本井田地质构造简单，可采区域内无断层、陷落柱，故不考虑留设断层及陷落柱煤柱。
第三节 可采储量的计算
矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源/储量。
（1）工业场地煤柱
工业场地的煤柱：长*宽*煤厚经计算（2）大巷煤柱
设计考虑本矿井大巷两侧各留设30m保护煤柱。经计算，全井田共留设大巷煤柱2.75Mt 采区回采率根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）第2.1.3规定，9+10号煤层取75%，经计算，矿井目前设计可采储量为22.135Mt。
安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法。
井田边界煤柱留20m，水平大巷之间留20m，两侧留35m煤柱，工业场地按二级保护，井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度（表土移动角45°，基岩移动角72°）计算保安煤柱。
第三章 矿井工作制度生产能力
第一节 矿井工作制度
设计矿井井下采用“四·六”作业制，即每天4班作业，3班生产，1班准备，每班工作6h；地面采用“三·八”作业制，即每天3班作业，2班生产，1班检修，每班工作8h。矿井每天净提升时间16h。
第二节 矿井生产能力及服务年限
山西中强福山煤业有限责任公司生产能力根据井田储量和生产条件按0.9Mt/a进行设计。
经计算，矿井可采储量为49.99Mt，储量备用系数取1.3考虑，本矿井设计生产能力按0.90Mt /a计算，其设计服务年限为42.72ａ。
第四章 井田开拓方式
第一节
井口位置、形式、数目
一、井田共布置三个井筒
主斜井、副斜井、回风立井。主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山—沁水县级公路水地庄处，回风立井场地选在驼腰村西。
1、井筒数目及用途：
矿井，共布置三个井筒：即：主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途如下：
主斜井：井口标高+894.6。斜长540m。倾角24°34′，三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。落低9+10号煤层，标高+699m。装备带宽B＝1000mm的胶带机，担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。
副斜井：井口标高+916.00m，井底标高+698.00m，半圆拱断面，井筒净宽4.5m，净断面15.1m2，倾角29°56′，斜长408m。采用单钩串车提升。选用JK-3.5/20型提升机，担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。
2、井筒井壁结构
主斜井（已有）：表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式，支护厚度500mm。基岩段采用锚网喷支护方式，喷层厚度150mm。
副斜井：表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式，支护厚度500mm。基岩段采用锚网喷支护方式，喷层厚度150mm。
二、井口位置、工业场地以及开拓布置方案设计的主要原则（1）尽量利用现有地面工程及设施设备，以减少基建投资。（2）地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足0.9Mt/a的设计要求。
（3）靠近公路、交通方便，运输距离短。
（4）井口及工业场地尽量位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。
2、井田开拓方案
基于上述设计原则，根据本矿井煤层赋存特点，结合现有井筒、地面工业场地及井下条件，设计提出两个开拓方案进行技术经济比较。
方案一（三井筒方案）
主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山—沁水县级公路水地庄处，回风立井场地选在驼腰村西。
本方案的特点是两进一回采用中央边界式通风.主斜井井口标高+894.6m。斜长472m。倾角24°34′，落底标高+698m。三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。副斜井井口标高+903.3m。斜长408m，倾角29°56′，落底标高+699m。半圆拱断面，净宽4.5m,净高3.35m。净断面积15.1m2。该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务，兼做进风井和安全出口。回风立井井口标高+960m,井筒净直径5m,净断面19.6m2，垂深276m。担负回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。
井田内可采煤层为9+10号煤层，2号煤距离9+10号煤70-80m为不可采煤层.设计采用单水平开拓，全井田共划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.设计开拓大巷为三条,集中胶
带机运输大巷和集中轨道运输大巷，专用回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近。沿井田东部边界向北布置三条采区大巷, 一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区.在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区.井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。，在主斜井底设煤仓一个，布置通风行人巷。回风立井落底9+10号煤，通过回风绕道与回风大巷相连，形成开拓系统。
采区接续为：先采北采区，南二采区为接续采区。方案二（四井筒方案）
主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山—沁水县级公路水地庄处，回风井一个在井田北东角边界处, 另一个在井田南部中边界处.本方案的特点是两进两回采用两翼对角式通风.主斜井井口标高+894.6m。斜长472m。倾角24°34′，落底标高+698m。三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。副斜井井口标高+903.3m。斜长408m，倾角29°56′，落底标高+699m。半圆拱断面，净宽4.5m,净高3.35m。净断面积15.1m2。该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务，兼做进风井和安全出口。回风立井两个, 一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19.6m2，垂深276m。担负北采区回风任
务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。另一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19.6m2，垂深276m。担负南一采区和南二采区回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。
井田内可采煤层为9+10号煤层，2号煤距离9+10号煤70-80m为不可采煤层.设计采用单水平开拓，全井田共划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.设计开拓大巷为三条,集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷，专用回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近。沿井田东部边界向北布置三条采区大巷, 一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区.在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区.井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。，在主斜井底设煤仓一个，布置通风行人巷。回风立井落底9+10号煤，通过回风绕道与回风大巷相连，形成开拓系统。矿井共划分为三个采区，即北采区、南一采区和南二采区。设计初期在北采区布置一个放顶煤综采工作面。
采区接续为：先采北采区，南一采区为接续采区。
3、方案比较
两个方案相比，方案一具有以下优点：
1）井筒个数少，主、副井在一个工业场地内，比较集中，便于生产管理。
2）井筒工程量及井筒装备投资均比较省
3）与方案二相比，井筒初期井巷工程量少，投资省。建井工期短比方案二少。
4）工业场地压煤量小，资源回收率高。5）新增用地少，比方案二少。方案一缺点：
1）通风阻力比方案二大.单主扇功率大.2）安全出囗少, 回风行走路线长.方案二优点： 1）主扇选型功率小。2）风路短,通风容易.缺点：
1）井筒个数多, 多一个回风井用地.2)井筒工程量大, 初期投资大.3)主扇风机多, 管理比方案一难.。
综上所述，方案一与方案二相比，井筒数量少，占地面积小；比较集中，便于生产管理。井筒.装备投资少，施工工期短等优点，虽然方案一通风路线长, 但矿井实行一采两掘工作面少, 用风量不大, 一台大功率主扇可以满足矿井南北两翼供风需求。
经技术经济多方面比较，本设计推荐方案一。
第二节 垂高及开采水平的规划
设计采用单水平沿煤层开拓，全井田划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.服务年限为42.72（a）。
第三节 主要运输大巷的布置方式和位置选择
井田中部，主、副斜井井底向东方向布置矿井集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷至井田东边界，平行轨道巷间隔20米布置一条总回风大巷至井田东边界回风立井。形成开拓系统
1.盘区划分
本井田内共有一层可采煤层9+10号煤层，全区可采。根据井田内地质构造及煤层赋存特点以及采空区的范围，结合工作面装备水平，为适应安全高效综合产业工作面的布置要求，设计确定大采区尺寸、增加工作面推进长度、尽量减少工作面搬家次数，提高矿井单产及效率。
根据上述原则及本井田的井田范围，结合井田开拓部署、大巷位置、煤层赋存情况、工作面推进长度、生产规模、煤层厚度变化情况、构造分布情况、装备水平及国内外安全高效矿井生产经验等因素，设计确定全井田分煤组共划分为三个采区，即北采区、南一采区和南二采区。
2.开采顺序
根据井田内地质构造及煤层赋存特点，首先开采北采区；南一采
区，为接续盘区。工作面均采用后退式回采。
第五章
矿井基本巷道
第一节
井筒、石门与大巷
矿井，共布置三个井筒：即：主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途如下：
主斜井：井口标高+894.6。斜长540m。倾角24°34′，三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。落低9+10号煤层，标高+699m。装备带宽B＝1000mm的胶带机，担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。井筒内有3寸压风管；2寸静压管；主电缆；及人行阶梯。
副斜井：井口标高+916.00m，井底标高+698.00m，半圆拱断面，井筒净宽4.5m，净断面15.1m2，倾角29°56′，斜长408m。采用单钩串车提升。选用JK-3.5/20型提升机，担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。井筒内有4寸静压管一趟；4寸排水管两趟；及人行阶梯。
第二节
井底车场
一、井底车场位置及形式的选择
副斜井井底在9+10号煤层中设有平车场，长度100m，可以同时存放空重矿车60辆，通过能力较大，主要为辅助提升服务，矿井实际运输量较小，车时形式简单，调车方便，工程量省。
二、井下硐室名称及位置 主斜井井底硐室有：井底煤仓。
副斜井井底硐室有：等候硐室、医疗硐室、井下消防材料库、中央变电所、中央水泵房、管子道、中央水仓、爆破材料发放硐室等。
井底煤仓采用直煤仓，井底煤仓直径8m。垂高30m。现浇钢筋混凝土支护，容量1200t。
井底水仓有主、副水仓组成，主水仓有效长度90m。容积900m3,副水仓有效长度60m。容积600m3,采用调度绞车牵引1.5吨矿车人工清理。9+10号煤井底煤仓直径8m。垂高30m。现浇钢筋混凝土支护，容量1200t。
矿井正常涌水量为12.5m3/h，8小时涌水量为100m3，水仓总容积1500m3，大于100m3，符合《煤矿安全规程》第280条要求。
井下爆破材料库为壁槽式，总体积200m3。采用独立通风。
三、井底车场主要巷道及硐室的支护方式及支护材料 副斜井井底车场采用半圆拱断面、锚网喷支护方式，喷层厚度150mm；井下爆破材料发放硐室、中央水泵房、中央变电所及水仓采用半圆拱断面，现浇混凝土支护方式，支护厚度350mm；管子道和
井下消防材料库采用半圆拱断面，锚网喷支护方式，喷层厚度150mm；井底煤仓采用现浇钢筋混凝土支护，支护厚度400m。
第六章
采煤方法
第一节
采（盘）区地质条件与选定的采煤方法
1、煤层开采条件（1）地质构造
8401工作面位于吕梁—太行断块之沁水块坳的次级构造单元，郭道—安泽近南北向褶带中南段西部边缘。该褶带走向北北东，北宽南窄，褶皱排列较为紧密，成组出现的褶皱表现为若断若续。但因井田处于褶皱带西部边缘，受邻近构造带影响，井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主，褶皱多属宽缓褶曲，对煤层、地层没有明显影响。西侧断裂发育，但断距较小，5-8m间，对煤层、地层的破坏影响较小，总体倾向以南东为主，倾角一般3°-11°。井田内未见陷落柱及岩浆活动。因此，本井田构造类型属简单类型。
（2）工程地质
9+10号煤层：伪顶为泥岩或炭质泥岩，较薄，随采随落，直接顶和老顶为K2石灰岩，石灰岩厚度4.90—8.85m平均4.83m。脆性顶板，易管理。9号煤层顶底板力学试验成果，顶板抗压强度22.6-39.6MPa，抗拉强度3.93-4.47MPa，抗剪强度3.89-5.51MPa；底板粉砂岩抗压强度18.2-27.9MPa，抗拉强度1.62-4.33MPa，抗剪强度3.63-8.04MPa。底板属软弱-中硬岩性，发生底鼓的可能性较小。
（3）瓦斯、煤尘爆炸性、自燃倾向性及地温地压
9+10号煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，9+10号煤层无煤尘爆炸危险性，自然倾向性为Ⅱ级，为自燃煤层。井田内无地温，地压异常，属地温地压正常区。
（4）水文地质
9+10号煤位于太原组第一段上部，直接充水含水层为太原组碎。2．采煤方法的选择
根据本矿井的地质条件、煤层赋存特征和矿井生产规模，设计考虑9+10号煤开采提出大采高综采一次采全高和综采放顶煤一次采全高两种采煤方法进行比选。
方案一： 综采放顶煤一次采全高采煤法
放顶煤综采采煤法就是在厚及特厚煤层的底部布置回采工作面，采用滚筒式采煤机、放顶煤液压支架、刮板输送机及其他附属设备进行配套联合生产，除用采煤机正常割煤外，还利用矿山压力或辅以人工松动方式使工作面上方顶煤破碎，并随着工作面的推进从液压支架的上方或后方放出并回收的一种采煤方法。
与大采高综采一次采全高相比放顶煤综采有如下优越性：（1）设备投资少。
（2）井巷工程量省，由于放顶煤设备外形尺寸及重量均小于大采高设备，在满足通风要求的前提下，巷道断面要求小，井巷工程量少，且本矿井副斜井倾角较大，为29°56′。若使用大采高设备，最大件重量较大，提升绞车选型困难，投资大，且运输安全性差。
（3）占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤，依靠自重放煤，所以综采放顶煤是一种动力消耗量最小的综合机械化采煤方法。
（4）与一般的综采相比，综采放顶煤采煤成本明显降低。（5）综采放顶煤开采过程中，由于其顶煤利用地压破碎，依靠自重有控制的放煤，块煤量与机采割煤相比有所增加，经济效益比较明显。
（6）综采放顶煤对地质构造较复杂、厚度变化较大煤层的开采，比大采高综采更灵活和适用。据矿方介绍，实际开采中9+10号煤煤层厚度变化较大，局部厚度达到6m左右。所以采用放顶煤开采，资源回收率高。
其主要缺点是：
（1）工作面设备多，工艺复杂，管理复杂。（2）混入矸石多，原煤灰分高，工作面作业条件差。（3）瓦斯不好管理。（4）工作面回采率低。
方案二 ：大采高综采一次采全高采煤法
大采高综采一般认为是指分层高度和采煤机割煤高度大于3.5m的综采。我国于上世纪七十年代末从德国引进了部分大采高液压支架和相应的采煤、运输设备，与此同时开始国产的大采高液压支架和采煤机的研制和试验工作，经过二十多年的努力，已取得了明显的进展。大采高采煤法一般适合煤层厚度为3.5～5.5m，煤层及顶底板中硬以上的地质条件。目前大采高工作面最大采高已达7.0m，随着大采高设备和技术的进步，大采高综采已成为我国高产高效矿井的主要采煤方法之一。
与放顶煤综采相比大采高综采的主要优点是：
（1）工作面单产高，增产潜力大，工作面单产在同等条件下比一般综采高，回采工效高。
（2）工作面设备少，工序简单，易管理。（3）和放顶煤综采相比，含矸率低。（4）工作面回采率高。其主要缺点是：
（1）采高大，工作面煤壁松软时易片帮。（2）设备投资较高。
（3）工作面装备及配套环节能力大，运行费用高。
经过上面对两种采煤方法的比选，设计认为采用综采放顶煤一次采全高采煤法初期投资少、见效快，且与矿井0.9Mt/a的生产规模相适应。放顶煤综采适应性强，产量高，有明显的经济效益。
9+10号煤的冒放性分析：
(1)开采深度
生产实践和理论计算都表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。开采深度与顶煤冒放性的关系可通过有限元计算的顶煤破坏系数寻找其规律。本井田9+10号煤层埋深270～450m左右，大部分煤层开采深度大于300m，从开采深度看，较有利于顶煤的冒放。
(2)煤层强度
国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。一般当煤层硬度f系数小于
2、强度小于20Mpa时，顶煤冒放性较好。应当指出的是，煤层作为一个整体，其强度不仅与煤层抗压强度有关，同时也与煤层的节理和裂隙发育程度有关，一般煤体都存在不同程度的地质弱面和构造裂隙，节理裂隙发育的煤层，煤体的完整性较差，因而大大降低煤层的强度，顶煤在矿压的作用下易于破碎，节理裂隙越发育，顶煤的冒放性越好。而本区9+10号煤节理裂隙较发育，从而降低了煤层的整体强度，对提高顶煤冒放性有一定的作用。
(3)煤层厚度
根据国内外综采放顶煤的实践经验，顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，理论研究也证明综放开采的最大临界厚度为12.5～13.0m，最小临界厚度为4.5～5.0m，采放比以1:1～2.4为宜，设计对本矿井9+10号煤进行了厚度分析： 9+10号煤煤层厚4.14-5.27m，平均4.64m。若采高2.3 m，顶煤厚度平均为2.34m左右，平均采放比
1:1.02，符合放顶煤一次采全高条件。
(4)煤层结构
若煤层存在坚硬的夹矸，则会严重影响顶煤的冒放性。一方面夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤难以冒落；另一方面，即使顶煤垮落之后，夹矸形成大块，影响顶煤的流动性，堵塞放煤口。因此夹矸的存在对放顶煤是一种不利因素。本井田9+10号煤一般含夹矸1～2层，厚度为0.1-066m。夹矸为泥岩，夹矸强度相对较低，故对顶煤的冒放性不会产生较大的影响。
(5)顶板条件
影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和基本顶两部分。直接顶对顶煤的压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综采放顶煤开采顶煤破碎冒落后能够顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤的回收。性脆易碎，易管理。且直接顶的厚度能够达到充满采出煤厚的空间，因此对9+10号煤采用放顶煤比较有利。
本矿9+10号煤层埋藏较深，设计认为9+10号煤层宜采用一次性放顶煤综采。综上所述本矿井9+10号煤层采用一次采全高放顶煤综采采煤法，全部垮落法管理顶板。在技术上是可行的，经济上是合理的，适应煤厚变化，有利于提高矿井的经济效益。
第二节 采（盘）区巷道布置和要素
一、首采区位置及首采工作面的确定
矿井设计为3个生产盘区，即:北采区和南一采区和南二采区。
北采区东西长1620m左右，南北宽1685m左右，面积约2.279km2.南一采区东西长1250m左右，南北宽1685 m左右，面积约2.106km2.南二采区东西长1405 m左右，南北宽1685 m左右，面积约2.367km2.首采北采区。
二、选型原则
综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。矿井规模定位在二十一世纪现代化大型矿井，生产高度集中，工作面生产能力大。从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采工作面要求加大工作面长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，搞好端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对这些要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：
1、机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。
2、为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用大功率综掘机掘进，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。
三、设备选型
矿井初期达到设计生产能力时，井下9+10号煤布置一个综采放顶煤一次采全高工作面，一个工作面保证0.9Mt/a的生产规模。所以9+10号煤工作面设备选型必须满足0.9Mt/a的生产规模。
采掘工作面主要设备选型时，应遵循以下主要原则：技术先进，运行可靠，操作简单，维修方便；各设备间相互适应，能力匹配，运输畅通，不出现“卡脖子”现象，另需考虑设备的备品备件是否容易采购等问题。
北采区9+10号煤综采放顶煤工作面主要采煤设备选型（1）采煤机
9+10号煤层位于太原组第一段上部，因9、10号两层煤层相距很近，仅有0.1-0.66m，由灰、深灰色泥岩组成的夹矸分开，即合并为一层。含夹矸1-2层，其顶板直接为K2灰岩或在局部地段为0.3-0.5m厚的泥岩。煤层厚4.14-5.27m，平均4.64m。底板为灰色泥岩或炭质泥岩。
工作面采用双向割煤、端头斜切进刀的工作方式。工作面割煤高度为2.3m，首采一盘区放煤高度平均为2.34m，工作面平均回采率为85.0%。工作面采用“一采一放”的放煤方式，采煤机截深和放煤步距均为0.8m。
（2）刮板输送机 ① 前部输送机运输能力
Qm=60·B·Hg·Vc·γ=60×0.8×2.3×1.25×1.45=200.1(t/h)
Qq≥Kc·Kh·Kv·Ky·Qm=1.35×1×1.05×1.3×201.7=368.7(t/h)式中：
Qm—采煤机平均落煤能力,t/h； ② 后部输送机运输能力
后部输送机运输能力取决于工作面放煤能力，所选输送机运输能力应满足放煤能力要求。
采煤机割一刀煤所需时间为：
Tg=(L+Ls)/Vc+Td=(120+50)/1.25+4=32.4(min)工作面可弯曲刮板输送机选型应满足三个方面的要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应；二是结构形式与采煤机、液压支架相匹配；三是输送机长度与工作面长度相一致。根据以上原则，前部刮板输送机选用SGD630/220；后部刮板输送机选用SGZ630/320。
（3）回采工作面运煤设备 9+10号煤层工作面：
转载机：SZZ730/110，转载能力为700t/h，功率110kW，电压1140V。
破碎机：PLM800破碎能力800t/h，功率90kW，电压1140V。运输顺槽可伸缩带式输送机：铺设长度740m，带宽1000mm，输送能力800t/h，功率160kW，电压1140V。
四、工作面顶板管理方式，支护设备选型
1、液压支架工作阻力与支护强度计算
9+10煤工作面顶板均采用全部垮落法管理，选用液压支架支护。
支架工作阻力有多种计算方法：预计法、估计法、类比法、实测法、动载系数法、岩重法、支架载荷数理统计回归法等，这些方法大都根据矿井实际生产资料或实测数据作为计算依据。本设计按估计法来计算支架工作阻力。
2、液压支架选型
9+10号煤层平均采高2.3m，放煤高度平均2.64m。选用采煤机采高为1.4～2.92m。液压支架的支护高度，应满足采煤机采高变化范围要求。不同的采高对支架强度要求也有所不同。
根据计算，9+10号煤层综采放顶煤工作面，设计选用ZF6400/18/32H型放顶煤液压支架。主要技术参数见表
工作面端头位于工作面和顺槽的连接处，是行人、运输和通风的必经之地，多种设备的汇集处，也是工作面支护和巷道支护的交叉地带，端头处条件复杂，位置重要。设计采用端头支架支护，综采工作面选用与综采支架相配套的端头支架。每个工作面配备4架。
3、其他辅助设备
9+10煤工作面各配备有PRB5-80/31.5型乳化液泵站一台，两泵一箱、WPB-320/6.3型喷雾泵站一套，两泵两箱、MYZ-200型煤层注水钻机一台、7BZ-4.5/160型注水泵一台等。
五、工作面回采方向与超前关系
回采工作面采用后退式开采，首采工作面布置在采区边界，9+10煤工作面顺槽采用双巷布置。
第三节 回采工艺
1、回采工艺
9+10号煤综采放顶煤工艺：
根据综采放顶煤的实际生产工艺，目前放煤工艺主要有单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤以及多轮间隔放煤。
单轮顺序放煤容易混入矸石，如果实行“见矸关门”的原则，煤炭损失太大。
多轮顺序放煤和多轮间隔放煤统称为多轮放煤。多轮放煤顶煤丢失严重，放煤时间长，影响开机率，不利于工作面实现高产高效。
根据本矿井煤层的赋存条件及厚度、煤层结构和顶底板岩性，设计选择分段放煤，段内采用单轮间隔多口放煤工艺。
2、回采率
9+10号煤首采工作面及采区回采率的计算
9+10号煤为综采放顶煤工作面，机采回采率为93%，顶煤可放部分的回收率为85%，顶煤不可放部分包括起始线不放煤长度（取6m），距离停采线不放煤长度（取9m），工作面上下端头各有3架支架不放顶煤，长度共计11.2m。
第七章 井下运输与提升
第一节 运输方式
地面材料、设备等从副斜井JK-3.5/20型单滚筒提升机牵引矿车→井底车场JD-2.5型调度绞车牵引矿车→集中轨道运输大巷JD-2.5型调度绞车牵引矿车→9+10号层车场JD-2.5型调度绞车牵引矿车→9+10号层轨道运输大巷JD-2.5型调度绞车牵引矿车→9+10号
层工作面轨道运输顺槽JD-2.5型调度绞车牵引矿车、掘进工作面JD-11.4型调度绞车牵引矿车。
矸石运输与材料运输系统方向相反。
第二节 矿井提升
本矿井主井采用斜井开拓，矿井设计生产能力为90万t/a，工作制度为330d/a，提升时间16h/d，每天三班生产，一班检修。主斜井安装带式输送机，担负原煤的提升。
根据矿井生产能力、开拓方式、采区及工作面布置等条件，主斜井原煤提升采用钢绳芯深槽角强力胶带输送机。
井底煤仓的原煤通过大型给煤机、经主斜井胶带输送机输送至主斜井井口房，再转载至地面生产系统。
（2）带式输送机选型计算
输送物料：原煤，粒度0～300mm、散密度：ρ=0.9t/m3、输送量：Q=250t/h、主斜井井筒总长472m，提升高度：197米；倾角24.5°。
副斜井提升设备(一)设计资料
1、提升任务
（1）最大班下井人数 91人（2）矸石 20车/班（3）设备 10车/班（4）材料 12车/班
2、最大件为液压支架，最大件重24 t（包括特制平板车重）。
3、提升容器：选用MG1.7-9B，1.5吨固定矿车。自重974kg，取1000kg。升降液压支架采用特制平板车。
4、井筒倾角30°，斜长410m，单钩提升，机械提人。(二)方案概述
经验算，设计选用一台JK-3.5/31.5型提升机可以满足升降最大件等辅助提升任务，选用绳速3.0m/s。根据目前常用的电动机及电控类型，本提升机配套电动机选择直流电动机，型号为Z560-2A 630kW，660V 520r/min。
固定天轮：TSG-3000。
钢丝绳：40—NAT—6×19S＋FC—1670—ZZ—881—590 GB8918－2006。
(三)选型计算
井口、井底为平车场，每钩设计限挂3辆矿车。
人员上下采用斜井人车，选用XRB8-6/4型，首车1辆（自重1800 kg），尾车2辆（自重950 kg），每节乘座8人。
(四)选型及校验结果
1、提升机及电动机校验结果：
新选JK-3.5/20型提升机，配套直流电动机，型号为Z560-2A 630kW，660V 520r/min。满足矿井辅助提升任务及现行《煤矿安全规程》的要求。
2、钢丝绳选型结果：
选用国标钢丝绳：40—NAT—6×19S＋FC—1670—ZZ—881—590。
3、电源及电控设备：
副斜井提升机10kV电源引自工业场地35kV变电所10kV配电装置，双回路进线，一用一备，电缆引入。
整个电控系统包括：高低压配电设备、电动机电枢回路的整流变压器、变流设备及全数字控制、操作及监控系统。
第八章 矿井通风与安全
第一节
风量的计算
矿井日平均产量3000吨，矿井为低瓦斯矿井，矿井按最多入井人数200人计算，矿井所需总风量为：Q总=4×200
m/分=800 m/分
第二节 矿井通风系统和风量分配
矿井通风方式：中央边界式；通风方法：抽出式。
矿井通风系统：主斜井、副斜井→井底→运输皮带巷、运输轨道大巷→北采区皮带巷、北采区轨道巷→2401进风巷→8401工作面→5104回风巷→北采区回风巷→回风立井→地面
其它用风地点通风系统：主斜井、副斜井→进风大巷、采区进风巷→用风地点→回风大巷、采区回风巷→回风立井→地面
33第三节
矿井负压、等积孔和扇风机
矿井现有主扇两台一台使用；一台备用，主扇风机型号：FBCDZ——NO18(D);主扇功率2×75KW；负压水柱152mmH2O;矿井实测总风量2843 m3 /min；矿井总风阻R=h/Q2 =152/(2843/60)2 =0.0677(千繆)
等级孔：A=Q/√h=47.38/√152=1.46m 2 矿井通风难易程度为中等。
参考文献：
（1）徐永圻等，《煤矿开采学》，中国矿业大学出版社，1999；（2）冷金龙等，《矿山井巷工程量计算手册》，河北科学技术情报研究所出版，1984；
（3）陈炎光等，《中国采煤方法》，中国矿业大学出版社，1991；（4）徐永圻等，《中国采煤方法图集》，中国矿业大学出版社，1990；（5）刘吉昌等，《倾斜长壁开采》，煤炭工业出版社，1993；（6）张荣立等，《采矿工程设计手册》，煤炭工业出版社，2003；（7）张国枢等，《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2000；（8）王家廉等，《煤矿地下开采方法》，煤炭工业出版社，1985；（9）杨坚等，《矿井提升运输选型设计》，煤炭工业出版社出版，1981；
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