雷公山煤矿开采系统优化研究

贵州世纪资源勘查开发有限责任公司 科学技术报告

复杂条件下近距离煤层群

开采系统优化研究

工作完成时间：二〇一一年十二月 提交报告时间：二〇一一年十二月

摘 要

按照建设高产高效和本质安全型矿井的要求，在雷公山煤矿原设计开采系统存在问题进行分析研究的基础上，通过对采区区段划分调整、工作面布置参数优化、采区上山布置层位调整、掘进及运输机械化水平提升、矿井煤矸储运系统优化，使雷公山煤矿开采系统布置更趋合理，掘、运机械化水平大幅提升，采掘接替在投产就紧张局面得到缓解，生产效能得到全面提升，矿井建设工期和投资得到大幅度缩短和降低，为雷公山煤矿早日建成高产高效矿井奠定了基础，为类似条件下近距离煤层群的开采系统布置方式进行了新的探索。

关键词 近距离 煤层群 开采 系统 优化

目 录

前 言 ................................................... 1 1 矿井地质条件 ........................................... 4 1.1 地质概况 .............................................. 4 1.2 水文地质 ............................................... 6 1.3 瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性及地温 ...................... 9 1.4 资源储量 .............................................. 9 2 矿井概况 .............................................. 10 2.1 原设计概况 ........................................... 10 2.2 矿井施工现状 ......................................... 13 3 开采系统存在的问题 .................................... 14 3.1 采区系统布置 ......................................... 14 3.2 矿井煤、矸储运方式 ................................... 19 4 开采系统优化 .......................................... 20 4.1 优化原则及目标 ....................................... 20 4.2 采区系统布置优化 ..................................... 20 4.3 采区煤、矸储运系统优化 ............................... 26 4.4 采区人员运输系统调整 ................................. 29 4.5 主平硐煤炭运输方式调整为胶带运输机.................... 29 4.6 排矸斜井运矸方式调整 ................................. 31 4.7 煤巷（半煤巷）掘进工艺调整为综掘 ..................... 32 4.8 规范个别设计取值和选型 ............................... 33 5 项目优化及实施效果 .................................... 34 5.1 区段划分及工作面参数优化 ............................. 34 5.2 采区上山布置层位调整 ................................. 34

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5.3 采区煤矸储运系统优化 ................................. 36 5.4 采区人员运输系统调整 ................................. 37 5.5 矿井主运输系统优化 ................................... 37 5.6 综掘机械化 ........................................... 37 5.7 排矸斜井运矸方式调整 ................................. 37 5.8 规范个别设计取值 ..................................... 37 6 经济和社会效益 ......................................... 39 6.1 经济效益 ............................................. 39 6.2 社会效益 ............................................. 40 7 结论 .................................................. 41

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前 言

雷公山煤矿位于贵州省黔西县北东部，属黔西县花溪彝族苗族乡和中建苗族彝族乡管辖，整个井田大致为以南北走向的长条形，南北长约5km，东西宽约1km～2km，面积约8.168km2。矿井有可采煤层6层，全井田地质储量52520kt，设计可采储量32615kt。

雷公山煤矿原属民营企业，于2007年6月完成项目初步设计及安全专篇的编制和审批工作，于2008年3月开始开工建设。由于资金周转的原因，矿井在2009年中停工等待资金注入。2010年5月，广能公司正式进驻世纪公司，雷公山煤矿项目再次启动。

在雷公山煤矿设计之初，因业主技术力量薄弱，加之矿井地质勘探程度不高，再受项目资金缺口影响，矿井设计中未能充分考虑开采系统布置对地质条件的适应性，未注重重机械化配置对矿井安全高效的保障性，未顾及单产提升对矿井达产稳产以及后期扩能的促进性，致使矿井开采系统存在较多问题，主要是：

①区段划分及首采区段选择不合理。矿井首采区顶部煤层露头标高起伏较大，采区上区段只能划分为三角块段。原设计中未考虑区段尺寸偏小对综采单产及采掘接替的影响，采区上区段尺寸划分过大，中、下区段尺寸划分较小。将上区段为矿井首采区段，因首采区段走向较短，采用综采，搬家频繁，且采掘接替紧张；中、下区段斜长较短，综采工作面难以高产、稳产。

②采区上山选择布置层位不合理。雷公山煤矿属近距离煤层群开采，顶底板条件差。采区上山原设计布置在14煤层底板（15煤层顶板）的灰岩中，因该灰岩层厚度不稳定（5m～18m），灰岩层上部的粉砂质泥岩、泥岩受水侵入后易产生膨胀性底鼓。将上山布

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2.1.9 排矸斜井排矸方式

采用一台JTP-1.2×1.0/30型矿用绞车，单钩串车提升1t矿车。 2.1.10 通系统风

矿井通风系统为混合式，分别由主平硐、排矸斜井和进风平硐进风，由回风斜井回风。通风方式为机械抽出式。

2.1.11 排水

本矿采用平硐开拓，首水平不需考虑排水设备。 2.1.12 回采工作面接替

（1）采区内煤层间的开采顺序是先采下保护层2号煤层、后采被保护层其他煤层（被保护层为先上后下）；沿倾斜方向的开采顺序是先上后下的下行式开采；煤层水平间先采上水平，后采下水平的下行式开采。

（2）综采工作面年推进度大约按800～1200m。

（3）煤层间被保护煤层工作面须待保护煤层工作面开采完毕，卸压保护后再采。

（4）矿井投产时，矿井布置一个采区一个综采工作面生产，即在+1065m水平一采区布置一个2号煤层综采工作面作为保护层开采，矿井年产煤量为337kt/a；矿井达到设计生产能力时，在+1065m水平一采区布置一个9号煤层综采工作面，矿井年产煤量为447kt/a。

2.1.13 井巷工程量及工期

（1）矿井投产移交生产时的井巷工程量为15226m，其中岩巷13176m，煤巷及半煤巷2050m。

（2）预计矿井建成投产时间为40个月。矿井9煤层1191工

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作面投产时间为矿井1121工作面建成投产后24个月。 2.2 矿井施工现状

矿井属近距离煤层群开采，按煤与瓦斯突出设计，煤层容易自燃，煤尘无爆炸危险性。矿井通风系统为混合式。

矿井自2008年3月开工以来，由于资金等原因，影响了一定的工期。截至2010年6月，井巷工程开工累计完成2989.751m，其中：+1060m主平硐完成1987m，排矸斜井及车场完成398.4m，回风斜井完成87.9m，+1320总回风石门完成117.56m，引风道完成38.8m，+1320联络绕道完成26.43m，+1320回风联络道完成11.86m，风井+1343m进风平硐及轨道上山完成266.8m，+1240进风石门完成55m。

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3 开采系统存在的问题

结合已完工巷道的实际施工情况和首采区补充地质勘探成果，分系统的对矿井原设计开采系统进行分析、研究。 3.1 采区系统布置

原设计首采区布置三条上山，分别是回风上山（长度505m、倾角31°）轨道上山（长度653m、倾角25°）和溜煤上山（长度359m、倾角31°），三条上山均设计布置在14煤层底板（15煤层顶板）的灰岩中。首采区划分为三个开采区段，自上而下分别为+1320m～+1240m区段、+1240m～+1160m区段、+1160m～+1065m区段。在各上山对应区段标高位置开口，向煤层顶板方向布置运输石门、回风石门至各煤层，构成区段开采系统。(详见矿井首采区布置平、剖面图3-1-1)

3.1.1 区段划分及首采区段选择不合理

矿井首采区位于+1060m水平以上，布置在热那沟水库安全煤柱和02勘探线之间，基本形态为一单斜构造，顶底板岩层多为砂质泥岩或泥岩，具有膨胀性。

按原设计，首采区划分为三个开采区段，自上而下分别为+1320m～+1240m区段、+1240m～+1160m区段、+1160m～+1085m区段。

根据矿井煤层储量计算图和首采区补充地质勘探成果资料推算，首采区煤层开采上限标高为(露头线位置)+1220m～+1340m，若按原设计将+1320m～+1240m区段作为矿井首采区段，在保留20m的矿井边界煤柱（露头防水煤柱）后，其工作面走向布置长度只有400m，倾斜布置长度只有120m。按综采工作面推年进度800m～

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1121煤层回风顺槽+1320m上车场及回风石门清冈风井进风平硐2#+1240m运输石门1121煤层运输顺槽回风联络巷+1160m运输石门+1320m运输石门5#9###131415#轨道上山+1085m回风石门回风山上主平硐采区变电所运输上山+1160m水平运输大巷图3-1-1 矿井首采区布置剖面

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1200m计算，首采工作面投产半年就将开采结束，而此时矿井新接替工作面不能及时形成，矿井将出现因新工作面接替不上而停产的局面。

+1240m～+1160m区段和+1160m～+1085m区段的走向长度1300m～1450m，倾斜长度150m～160m。在留设区段煤柱后，工作面布置斜长在130m～140m。根据广能集团机械化开采发展经验，综采工作面布置斜长在180m～250m左右，有利于降低采掘率，减少搬家次数，宜于机械化开采效率的发挥，促进矿井高产高效。因此，+1240m～+1160m区段和+1160m～+1085m区段倾斜尺寸偏小。

3.1.2 采区上山选择布置层位不合理

采区上山均设计布置在14煤层底板（15煤层顶板）的灰岩中。根据原地质报告，14煤层底板（15煤层顶板）岩性主要为泥质粉砂岩和灰岩，灰岩层厚15m～20m（平均17m），其赋存厚度相对稳定。但从临近生产矿井揭露该灰岩层的实际情况和首采区补充勘探结果来看，该灰岩层厚5m～18m，厚度极不稳定，不能保证设计的上山不穿出该灰岩层。加之，灰岩上部的泥质砂岩受水侵入后易产生变形和底鼓。因此，将上山布置于14煤层底板，巷道一旦穿出灰岩层进入泥质砂岩层，其施工和维护的难度较大，施工投资和后期维护费用也较高，且巷道施工进度缓慢，影响矿井建设工期。

3.1.3 采区运煤方式落后

采区溜煤上山设计布置于+1060m～+1240m区段之间，采用内铺铸石溜槽来实现煤炭自溜运输。该上山未贯穿整个采区，无法担负+1320m标高掘进煤的运输。同时，根据以往使用经验，铸石溜煤上山还存在以下缺点：一是容易损坏造成堵塞，影响正常生产；

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总回风斜巷清冈风井S进风平硐1121煤层回风顺槽1300+1273m总回风石门2#5#9##4#31115#13501300人行上山轨道山上1250总进风斜巷及平硐12501121煤层运输顺槽1200回风山上020（°32）+1165m运输石门+1165m回风石门+1085m运输石门+1085m回风石门1200+1240m进风石门11501150110021050（00°32）瓦斯抽采巷11001050

图4-2-1 矿井首采区布置剖面

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矿井采用走向长壁采煤法，投产时，布置一个采区、一个2号薄煤层综采工作面。矿井达到设计能力时，布置为一个采区、一个9号中厚煤层综采工作面。

回采工作面生产能力按下式计算： Q=b×L×m×γ×C

式中：Q——回采工作面年产量，kt/a；

b——回采工作面长度，m； L——回采工作面年推进度，m； m——煤层平均厚度，m； γ——煤的容重，t/m3；

C——工作面回采率，取0.95、0.97。 矿井投产时，工作面年产量为： Q=190×1200×1.11×1.43×0.97=351(kt/a) 矿井达到设计能力时，工作面年产量为： Q=190×1200×1.91×1.49×0.95=616(kt/a）

按此调整后，首采工作面回采煤量由原设计223Kt提高到423Kt，回采期由0.75a增加到1.20a；工作面单产提高25%以上，能实现矿井一区一面达到预计扩能600kt/a产量。

（4）根据矿井回采工作接替部署，可适时在第一区段（首采区顶部三角块段）采用炮采（残采），回收煤炭资源。

4.2.2 合理调整采区上山布置层位

因14煤层底板（15煤层顶板）的灰岩层厚度不稳定（5m～18m），灰岩层上部的粉砂质泥岩、泥岩受水侵入后易产生底鼓，将上山布置于该层位，施工进度较慢（根据本矿井已施工巷道的经验，在煤系地

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层软岩巷道掘进度仅为30～40m/月），支护成本和后期维护费用较高，要形成2号煤层首采工作面，建井期间需多次揭煤，不利于矿井尽早建成投产。再加之，本井田煤系地层中“煤线”较多，矿井按突出矿井设计，采区区段石门应尽量先从瓦斯含量相对较低或被解放的地区施工，避免直接在瓦斯含量较高或围岩岩性较差的地段施工。故不应将采区上山布置在14煤层底板乃至整个煤系地层中。

（1）调整上山布置层位。

井田煤系底板为茅口灰岩，为强含水层，溶洞裂隙发育，另考虑到井田所在地区水文地质条件属复杂类型，将上山布置在茅口灰岩中，风险较大，故也不应将采区上山布置在煤系底板茅口灰岩中。本井田煤系顶板的长兴组灰岩，为灰色、深灰色薄至厚层细－微晶石灰岩、燧石石灰岩，局部夹泥灰岩，岩性较好，其灰岩厚度稳定（25m～35m），设计能保证将上山全部布置于灰岩中；另根据本矿井穿长兴组施工的情况，长兴组灰岩含水性相对茅口灰岩弱，溶洞裂隙相对少，岩层中的含水疏干较快，故应将采区上山调整布置到煤系顶板的长兴组灰岩中。采区（矿井）煤仓相应调整到采区上山下部+1085m抬高石门之间。

（2）区段石门布置

在各区段垂直于煤层方向布置双反石门（运输石门、回风石门）自上而下依次揭穿各煤层。为了便于工作面的运输、回风顺槽开口定位，便于上下区段石门统一留设煤柱和共用一套运煤采区溜煤系统，将各区段石门在走向平面上重合布置。为了便于布置钻场，抽采瓦斯，将底板瓦斯抽采巷布置在9号和13号煤层之间。采区上山及反石门的保护煤柱可在采区回采末期回收。

（3）减少区段石门揭煤次数，缩短矿井建设工期。

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采区上山布置层位调整到煤系顶板的长兴组灰岩后，其施工进度较在煤系软岩中将大幅度提高，促使矿井提前贯通，尽早形成全负压通风系统。

采区上山布置层位调整到煤系顶板的长兴组灰岩后，施工石门60m便可揭开2号煤层，施工首采工作面的运输、回风顺槽。相对于原布置层位，为形成2号煤层首采工作面，每个区段每一石门少揭煤4次（原来需先依次揭开14、13、9、5煤层后，才能揭2煤层）。

矿井按煤与瓦斯突出设计，瓦斯含量除在+1320m~+1265m露头附近较低外，在+1165m和+1065m石门瓦斯含量都较高，加之现未具体掌握各点瓦斯参数，揭煤难度大，所需时间较长。上山层位调整后，以形成首采面为基准，减少了瓦斯含量较高的+1165m石门揭煤8次（运输、回风石门各4次）、+1085m抬高石门揭煤2次、+1065m揭煤8次（运输、回风石门各4次），相对于原设计的34次揭煤，少揭煤次数累计达18次。(具体详见优化后首采工作面形成需揭煤次数统计 表4-2-1)。

表4-2-1 首采工作面形成需揭煤次数统计

揭煤巷道 +1320m总回风石门及斜巷 总进风巷及+1240m进风石门 +1273m总回风石门 +1265回风石门 +1165运输石门 +1165回风石门 +1085运输石门 轨道上山 主平硐 合计

所揭煤层（按揭煤顺序） 15 15、14、13、9、5、2 14、13、9、5、2 2 2、5、9 2 2、5、9 25

揭煤层次数 1 6 5 1 1 1 1 0 0 16

4.3 采区煤、矸储运系统优化

4.3.1 采用溜煤立眼取代铸石溜煤上山

采区煤矸储、运系统是影响采区乃至矿井高产高效的关键环节之一，往往是影响工作面和矿井单产单进的瓶颈。

原设计溜煤上山未贯穿整个采区，无法担负+1320m标高掘进煤的运输。同时，使用缺点和安全隐患较多，严重制约矿井安全生产。本次研究认为应采用其他运输方式取代铸石上山溜煤。从川煤集团多个矿井对上山运煤方式应用现状来看，斜巷胶带输送机和溜煤立眼(竖直反井)都比较可行，现对该两种运输方式作如下方案比较：

（1）胶带输送机上山方案

从+1085m抬高石门向上布置专用上山贯穿于整个采区。为保证上山全部位于煤系顶板的长兴组灰岩内，并便与区段石门和其他上山联系，上山倾角应设计在22°左右。上山长度480m，配置DTⅡ大倾角胶带输送机。各采掘工作面的煤炭通过区段运输石门胶带输送机转运到胶带输送机上山，再运至采区集中煤仓。

方案优点：运输能力大，连续运输，易于安全管理，不存在堵塞； 方案缺点：斜巷施工进度慢，设备安装工期较长，初期投资和后期维护费用较高。

（2）溜煤立眼方案

立眼溜煤主要通过在区段门石门和采区（矿井）集中煤仓之间布置竖直立眼来实施煤炭自溜，立眼内部无需设置其他装置。

采区上山层位调整到煤系地层顶部的长兴组后，各区段运输石门在顺煤层走向平面上重合布置。从+1265m回风石门到1085m抬高石

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门煤仓上口之间，作一段或两段立眼，便可兼顾+1265m、+1240m和+1165m采区所有区段的煤炭运输。立眼总长185m。

方案优点：采用反井钻机施工、施工进度快、无其他设备安装、初期投资较省、后期便于管理维护、不易堵塞和无运行费用；

方案缺点：需选择较稳定的岩性层位来布置。 （3）方案比选

通过对以上两种运输方式比较，两种方式都具备运输能力大、连续运输、易于安全管理等优点；但鉴于胶带输送机上山施工进度慢，设备安装工期较长，初期投资和后期维护费用都较高的缺点，且在煤系地层附近能选择到适合布置溜煤立眼的层位。加之，溜煤立眼在川煤集团内部矿井（广能集团的龙滩煤矿，攀煤集团的花山煤矿、大宝鼎煤矿等）广泛使用，且效果较好，施工及使用技术成熟。故研究确定溜煤立眼方案作为采区煤炭运输方式。

（4）溜煤立眼方案细化

若整个采区只布置一条溜煤立眼实现煤炭运输，存在以下问题：立眼垂高185m，常规的井下反井钻机难以满足施工；各区段运输石门向煤层顶板方向延长工程量较大，（+1265m运输石门需延长300m，+1165m运输石门需延长150m）；需加大采区主干系统保护煤柱的走向尺寸。如此，也就失去了选择溜煤立眼的意义。

若分阶段布置溜煤立眼，不但能实现整个采区的煤炭运输，也能很好的回避一条溜煤立眼布置存在的众多问题。第一条溜煤立眼布置于+1265m回风石门与+1165m运输石门之间，高度100m，+1320m区段、+1265m区段的回采及掘进煤，都可通过该立眼运出。+1165m运输石门向顶板方向延长150m至采区（矿井）集中煤仓垂上方对应位

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置，将第二条溜煤立眼布置于+1165m运输石门延长段末端与+1085m采区（矿井）集中煤仓之间，高度80m。两条立眼都按90°倾角垂直布置，直径1.4m，采用反井钻机施工。

两条溜煤立眼系统形成后，首采工作面煤炭运输线路为：

+1265m掘进胶带运输→第一溜煤立眼→

+1165m机巷胶带运输（或综掘机胶带运输）→ +1165m运输石门→第二溜煤立眼→采区（矿井）集中煤仓。

4.3.2 加大区段及采区煤仓容量

矿井开采初期，设计布置有2个区段中转煤仓和1个采区集中煤仓，容量共520t。矿井平均每天产量达到1360t，一旦井下运输系统和地面生产系统出现故障，井下煤仓只能满足一个班的煤炭储存。因煤仓储存缓冲能力不足，造成采面停产，严重制约矿井生产。

为加大区段及采区煤仓的容量，对煤仓布置作如下调整：一是将溜煤立眼下部按仓体形式布置，并安装给煤机，让溜煤立眼兼作区段缓冲煤仓，上下两个区段溜煤立眼容量分别达到260和280t；二是采区（矿井）集中煤仓按10m直径、20m高度直立圆柱体布置，容积1590t。

通过设计调整，煤仓总容量达到1590t，满足矿井1天的回采煤量储存，能有效的减少运输对生产的影响，促进工作面单产的提高。

4.3.3 增加掘进煤仓

矿井所采6层煤层中，有4层为薄煤层。工作面机巷和风巷都采用综掘以半煤巷方式掘进，掘进煤中含矸量较高。为避免掘进煤混入回采煤，不影响煤炭洗选及煤质控制，掘进煤与回采煤应分装分运。为此，增设掘进煤仓。

在+1085m抬高石门内增设掘进煤仓。掘进煤仓按6m直径、20m

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高度、60°倾角斜柱体设计，容积520t，满足矿井2天的掘进煤储存。在主平硐运输和地面生产系统出现故障时，还可以将掘进煤仓临时改作回采煤仓，进一步减少运输对生产的影响。 4.4 采区人员运输系统调整

原采区设计未布置行人上山及架空乘人装置，采用轨道上山提升斜巷人车的方式来运输人员，其系统使用缺点较多，安全管理难度大，未能体现“以人为本，安全至上”新矿井建设理念。为此，对采区人员运输方式及系统作如下优化调整。

增设专用行人上山。与轨道上山同层位、同倾角、同方位布置，贯穿整个采区。行人上山倾角25°、长度415m。在各区段布置行人通道联系到各区段石门。行人上山内设置一台/套RJY22-25/460型矿用防爆架空乘人装置，配置BYWZ4B型电力液压块式制动器。选用18ZBB6×19S+FC1670ZZ重要型钢丝绳，提人时安全系数mr=8.5>6。 4.5 主平硐煤炭运输方式调整为胶带运输机

主平硐煤炭运输原设计为1t矿车运输，存在较多使用缺点，不能兼顾矿井后期扩能需要。井下煤仓经过设置优化，保有足够缓冲能力。主平硐煤炭输送能力应与矿井后期扩能规模、煤仓缓冲能力一致。本次优化研究认为应将主平硐运输方式由1t矿车调整为胶带运输机。 选型计算如下：

（1）运输能力

Q=kpQa/T=130.68t/h，取131t/h。 式中：kp——运输不均衡系数，取1.15 Qa——年运量，取600000t(矿井后期扩能规模) T——年运输时间，为330d，每天16h

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Q——每小时运量。 （2）胶带输送机参数

考虑到主平硐为机轨合一，原有断面尺寸较小（净宽4.0m），且已经施工了1987m难以改造，根据带式输送机设计原始数据表(表3-5-1)，主平硐带式输送机选择DTⅡ型，带宽B=650mm，带速V=2m/s（验带速度V0=0.63m/s），输送带选用钢绳芯阻燃防纵向撕裂带，带强为1000N/mm，传动滚筒直径为630mm，采用单滚筒驱动，计算轴功率106.6kW，装备电动机功率为160 kW。

表3-5-1 带式输送机设计原始数据表 项目 矿井井型 工作制度 水平运距 单位 kt/a 班/天 m 参数 600 3 2123 项目 单位 参数 原煤类型 混煤 Kg/m3 1000 堆积密度 mm ≤200 粒度 最大块度比m 4 总提升高度 率 ° 3.55 水分 最大倾角、 ℃ ≥40 ° 40 环境温度 静堆积角 含矸率 主平硐从井口至井底煤仓处井巷长度2056m，平均倾角0～0°6’30”，采用机轨合一，带式输送机的检修较为方便。

（3）安全保护及监测

根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业带式输送机工程设计规范》的要求，输送带选用阻燃胶带，并在输送机沿线设紧急拉线开关、输送带跑偏监测装置，在机头设输送打滑监测装置，在机尾上料处设纵向撕裂保护装置，并设相应的料流监测装置、物料堵塞、溢料保护装置以及过载保护、温度保护、烟雾保护、自动洒水装置，在机头和机尾处设相应的防护栏等等安全保护措施。

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主平硐胶带输送机（160kW 0.38kV）的电源由工业场地10/0.4kV变电所提供，通过动力配电箱配至胶带机成套变频电控装置，对胶带机配电、控制。胶带机配电装置设有微机综合保护，控制装置采用PLC控制系统，配备跑偏、断带、打滑、纵向撕裂等保护，该控制系统通过局域网将信息传送至设置在调度室的矿井自动化集中控制系统，既能在胶带机房控制，又能在矿井调度室集中控制。 4.6 排矸斜井运矸方式调整

排矸斜井原设计的排矸方式为单钩串车提升，存较多使用缺点，且不符合煤矿机械化发展趋势。本次优化研究认为应将排矸运输方式调整为带式输送机。选型计算如下：

（1）运输能力

Q=kp kgQa/T=22.7t/h，为提高设备效率，取Q=40t/h。 式中：kp——运输不均衡系数，取1.15 Qa——年运量，取600000t(矿井后期扩能规模) kg——矸石产生系数，取2.0

T——年运输时间，为330d，每天16h Q——每小时运量。 （2）胶带输送机参数

排矸斜井带式运输机选用DTⅡ型，带宽B=800mm，机长L=390m，带速v=2.0m/s，驱动装置选用DCY280-25型减速器+Y225M-4型电机，功率P=45kw。矸石扩散选用10台B=800mm，v=1.0m/s，L=21m，α=0°～6°，Q=40t/h的移动式矸石胶带输送机。矸石带式运输机均由一台DTYⅡ75-100-8050型防爆电动滚筒驱动，功率P=7.5kw。

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4.7 煤巷（半煤巷）掘进工艺调整为综掘

因原设计煤巷（半煤巷）的掘进工艺为普掘，存在较多缺点，为提高掘进进度，保证采掘接替及时性，将煤巷（半煤巷）掘进工艺由炮掘调整为综掘，投产后全矿井配备2个综掘掘进头。其主要装备见表4-7-1。

表4-7-1 半煤岩综掘工作面主要设备配备

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13

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设备名称 型号及规格 单位 数量 1 1 1 1 2 2 1 1 1 1 1 1 1 半煤岩巷掘进EBZ160，最大掘进高度4.8m，最台 机 大掘进宽度5.5m。 掘进转载机 JZP-100A，转载能力200t/h。 台 掘进胶带输送SSJ-800/2x40，长度900m，能力台 机 200t/h。 ZY24，耗风量2.82m3/min ，气压气腿式凿岩机 台 0.4～0.6MPa。 湿式除尘风机 局部扇风机 小水泵 侧卸式装岩机 SCF-5，功率11kw。 台 FBD №6.0/2×15，功率2×15kw,风台 量401-277m3 /min。 KWQX15-18-1.5，功率1.5kw，流台 3量20m/h，扬程35m CZ-2，功率30kw，生产能力台 3390m/h，铲斗容积0.75m。 锚杆打眼安装MYT-120C，功率11kw 台 机 湿式混凝土喷HPJ-Ⅱ，功率5.5+3.0kw，耗气量台 3 射机组 7～8m/min MLC-Ⅲ，功率4kw，处理风量70～喷射机除尘器 台 390m/min，耗水量20L/min MAZ，功率11kw，钻孔直径开孔探水钻 110mm，终孔75mm，钻孔深度台 200mm。 SDJ-8，功率7.5kw，容绳量200m，双速多用绞车 台 牵引力13-100KN 4.8 规范个别设计取值和选型 4.8.1 优化区段运输石门断面尺寸

单区段达产时区段运输石门进风量计算如表4-8-1。

表4-8-1 单区段达产时区段运输石门进风量计算明细表 配风量 （m3/s） 时间 用 风 地 点 后期 回采工作面 18（9号煤层） 回采 备用工作面 9 一 掘进 掘进工作面 2×8 采区配电点 2 采 硐室 底板瓦斯抽采巷 8 其它 区 其它地点 4 合计 57 运输石门按机轨合一布置，巷道断面采用直墙半圆拱，净宽4.5m，墙高1.8m，净高4.05m，净断面积16.04m2，除去胶带输送机所占断面（1.0m2），其有效过风净断面积15.04m2；根据煤矿安全规程规定，机轨合一巷道风速上限为4m/s，其最大过风量为60.1m3/s，因此，运输石门断面优化后，能满足单区段达产时生产进风需要。

4.8.2 按规范选取轨型

矿井采煤工艺为综采，按《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》（GB4019-2007）第10.1.1条关于运送综采支架巷道应选择30kg/m轨道的规定，对区段石门、工作面顺槽及相关联络巷所进行轨型选取。

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5 项目优化及实施效果

5.1 区段划分及工作面参数优化

在维持采区区段划分个数（三个）不变，适当调整各区段开采标高，使矿井首采区段工作面布置走向长度由400m增加到1350m，斜长由120m增加到200m；首采工作面回采煤量由原设计223Kt提高到423Kt，回采期由0.75a增加到1.20a；工作面单产提高25%以上。有效避免了工作面频繁搬家，提高了生产的可靠性和连续性，能保证矿井采掘接替正常有序和产量的持续稳定。

适时在第一区段（首采区顶部三角块段）布置炮采工作面（回收边角余煤），能提高矿井资源回收率。 5.2 采区上山布置层位调整

5.2.1 上山施工进度大幅度提高、施工单价大幅度降低 采区上山的布置层位，由14煤层底板（15煤层顶板）调整到煤系顶板的长兴组灰岩中。采区上山巷道掘进进度，由原在煤系地层软岩的30～40m/月，到长兴组灰岩中的60～100m/月，提高幅度达120%左右。采区轨道上山和回风上山已于2011年6月贯通，其时间较原设计贯通时间提前4个半月。矿井提前形成全负压通风系统，提前具备了分头施工的条件。同时，因巷道施工支护方式由锚网喷调整为锚喷，施工单价由6500元/m下降到5000元/m，下降23%。

5.2.2 矿井主体工程量减少

采区上山的布置层位调整到煤系顶板的长兴组灰岩后，由于采区上山施工进度加快，要形成2煤层工作面所需区段石门工程量及揭煤次数减少。矿井投产时所需的剩余开拓、准备等主干巷道工程量（除去2010年6月前已完成施工巷道和不作比较的煤层回采巷），经优化，

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由5020m减少到4516.4m。(详见矿井投产前主干巷道工程量对统计对比表5-2-1)。

表5-2-1 矿井投产前主干巷道工程量对统计对比

优化前 巷道 主平硐及车场 轨道上山 回风山上 运输上山 +1320m回风石门 +1240运输石门 +1240m回风石门 +1160m运输石门 +1160m回风石门 +1085m回风石门 合 计 揭煤 次数 5 1 0 0 5 6 5 5 5 2 34 长度（m) 2288 653 505 359 295 230 150 275 145 120 5020 角度 巷道 优化后 揭煤 次数 0 0 0 0 6 5 1 1 1 1 1 16 长度 （m) 1955.9 469 492 505 224.1 218.9 160.5 127 127 123 114 4516.4 角度 25° 25° 25° 主平硐及车场 25° 31° 31° 轨道上山 回风山上 运输上山 +1240m进风石门 +1273m总回风石门 +1265运输石门 +1165运输石门 +1165回风石门 +1085运输石门 +1085回风石门 5.2.3 区段石门揭煤次数大幅度减少

首采区段石门工程量由设计的800m减少到537m；揭煤次数由原来的34次，减少到16次，减少18次。(详见优化前、后首采工作面形成需揭煤次数统计对比表5-2-2)。

表5-2-2 优化前、后形成首采工作面需揭煤次数统计对比

类 别 揭煤巷道 总回风巷 +1320m上车场及回风石门 +1240m运输石门 +1240m回风石门

优化前 所揭煤层 （按顺序） 15 14、13、 9、5、2 15、14、13、 9、5、2 14、13、9、5、2 35

优化后 揭煤 次数 1 5 6 5 所揭煤层 （按顺序） 15 15、14、13、 9、5、2 14、13、9、 5、2 2 比较 揭煤 揭煤 次数 次数 1 6 5 1 0 1 -1 -4 +1160m运输石门 +1160回风石门 +1085回风石门 轨道山上 主平硐 合计 14、13、9、5、2 14、13、9、5、2 13、14 15 2、5、9、13、14 5 5 2 1 5 34 2、5、9 2 2、5、9 1 1 1 0 0 16 -4 -4 -1 -1 -5 -18 5.2.4 矿井投产主要连锁工程施工时间大幅度缩短

由于开采系统的优化，采区上山的布置层位调整，采区上山施工进度加快，首采区段石门工程量及揭煤次数减少，截至2011年10月，矿井主要连锁工程中的岩巷工程基本结束，首采工作面运输顺槽和回风顺槽都开始施工，该节点工期较原设计缩短18.7个月。(详见优化前、后矿井主要连锁工程中的岩巷工程施工工期统计对比表5-2-3)

表5-2-3 优化前、后矿井主要连锁工程中的岩巷工程施工工期对比表

揭煤 次数 5 1 5 16 优化前 揭长度 进度 施工时间（月） 煤 （m) (m/月) （包括揭煤） 次数 388 653 295 1336 130 50 60 8 14 6 28 0 0 5 6 优化后 长度 进度 施工时间（月） （m) (m/月) （包括揭煤） 155 469 127 751 130 80 60 1.2 6 2.1 9.3 巷道 +1065m下车场 轨道上山 首区段回风石门 合 计 5.3 采区煤矸储运系统优化 5.3.1 溜煤立眼优点较多

采区煤炭运输方式由原设计溜煤上山改为溜煤立眼(竖直反井)，彻底解决了溜煤斜巷施工难度大、容易堵塞、安全威胁大和维修工作量大等问题。

溜煤立眼分段布置，贯穿整个采区，能同时兼顾回各区段回采煤

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