第三章开拓开采

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1、第三章井田开拓第一节开拓方式及井口位置一、项目设计、施工概况1、本项目前期设计概况贵州五轮山煤业有限公司五轮山煤矿为在建矿井，于2003年底开工建设。贵州五轮山煤业有限公司由兖矿贵州能化有限公司（占有五轮山煤矿50%的股权）、贵州能发电力燃料开发有限公司（占有五轮山煤矿30%的股权）、贵州水城矿业（集团）有限责任公司（占有五轮山煤矿20%的股权）三家股东共同出资组建。本矿井初步可行性研究报告、可行性研究报告均由中煤国际工程集团南京设计研究院2004年1月一4月完成并通过审查；贵州省煤矿设计研究院2004年12月一2005年6月完成初步设计及安全专篇，以上设计首采面均布置在6-3煤层中，安全专篇

2、审查会中领导及专家提出首采6-3煤层不利于安全生产，因此，贵州省煤矿设计研究院根据专家意见，通过与业主协商对安全专篇煤层开采顺序进行调整，即遵循从上至下的开采顺序，先开采3煤，然后依次为5-2、5-3、6-3、8煤层”，于2005年7月通过贵州工业大学采矿工程科技咨询服务公司评审，修改后的专篇于同年10月提交国家煤矿安全监察局待审。2006年3月26日，矿井在建设过程中，由于在揭穿5-1煤层施工过程中发生煤与瓦斯突出事故，导致安全条件发生改变，2006年底一2007年4月贵州省煤矿设计研究院根据煤与瓦斯突出鉴定报告重新编制了初步设计（修改）和安全专篇（修改），并报送相关部门审查。国家煤矿安全监

3、察局以文件关于贵州省五轮山煤业有限公司五轮山矿井一期工程安全设施设计的批复（煤安监函【2007】45号）批复了本矿井安全设施设计。2008年5月贵州省煤矿设计研究院根据审查通过的安全设施设计对初步设计（修改）再次做了调整，并通过中煤国际工程集团南京设计研究院评审，贵州省发展和改革委下发了关于五轮山矿井一期（240万吨/年）初步设计（修改）的批复（黔发改能源20082368）文件。五轮山矿井环境影响报告书和水土保持方案报告书2005年编制完成，并获得国家环境保护总局和中华人民共和国水利部批复。2006年3月21日国家发展和改革委员核准了该项目。2006年12月，中华人民共和国国土资源部颁发了本矿

4、井采矿许可证2006年3月国家发展和改革委员核准了本项目。2、矿井施工建设现状五轮山煤矿于2003年底开工建设，矿井采用斜井开拓，至2011年12月底，地面土建工程、机电安装工程（包括瓦斯抽采泵房及管道安装、风机、绞车等）已基本完成。原设计22374.5m井巷工程量，现已施工巷道8152.9m。其中：主斜井、副斜井、回风斜井在+1330m水平已落平且与回风斜井贯通，原11301材料斜巷、11301运输斜巷已形成，水仓、泵房、中央变电所、机车充电硐室等已施工完成，瓦斯抽采进、回风巷已施工900m左右，1801运输、回风斜巷（原瓦斯抽采试验巷道）已分别施工400m、180m。+1330m水平运输大

5、巷、轨道大巷和北回风大巷已分别施工450m、225m和250m。井下设备已安装部分。二、矿井开拓方式、井口位置及工业场地本项目从2003年底开工建设至今，矿建、土建、设备订货及安装基本按设计施工。但本项目由于设计、施工跨越时间较长，随着工程的不断推进，从而导致原初步设计与现场情况部分不太吻合，本次设计变更根据现场实际施工情况进行修改，主要为首采煤层的变更和补充、完善井下“六大系统”相关内容。且已完成的矿、土、安工程能够满足本次设计变更安全要求，本设计不对矿井开拓方案和井口位置进行比选，均利用现有工业场地、风井场地，利用已施工的开拓巷道、地面设施、设备等，设计对已施工的工程、设备进行校核、验算，

6、对不满足安全要求的提出处理方案。矿井开拓方案：井口及工业场地位于位于坐拱村北侧，以斜井开拓全井田。利用已建成的主斜井（井口标高+1601.0m，倾角13，方位角225）作主井，利用已建成的副斜井（井口标高+1601.0m，倾角14，方位角225）作副井。为减少工程量、缩短建井工期并利于场地布置和建井施工，回风斜井（已施工完成）井口与主、副井井口分开布置，一分区回风斜井位于主斜井以北约800m，首采分区选择在靠近井田走向中部的F23与F43之间，三条井筒在+1330+1330m标咼贯通。在副斜井井底+1330m标咼布置有井底车场、水仓、泵房及中央变电所。全井田划为两个水平、四个分区开采，一水平标

7、高+1330m，二水平标高暂定为+1120m。矿井开拓方案平、剖面详见图311、312o第二节开拓部署一、井筒数目本矿井为煤与瓦斯突出矿井，每个分区均设置有专用回风井。根据矿井前期的开拓部署，井筒施工和通风要求，设计认为矿井初期采用3个井筒可满足生产需要。其中：主斜井主要任务为运输煤炭、进风、人员下井及管线的铺设；副斜井的主要任务为提升、下放材料、设备、矸石及矿井部分进风及管线的铺设。回风斜井斜井已施工，为专用回风井。因此矿井移交生产时共布置3条井筒，其中主斜井、副斜井在一个场地内，回风斜井位于主、副井工业场地以北约0.7km风井场地。后期考虑到通风要求，需在各分区布置进风井和回风井。二、水平

8、划分及标高确定1、煤层分组五轮山煤矿可采及局部可采煤层共11层，上煤组为3号煤层至9号煤层，中煤组为14上至20号煤层，下煤组为32、33号煤层。因中煤组14上、20煤硫分大于3%，而16煤本身为局部可采煤层，平均厚度仅0.97m，硫分含量为2.5%，储量不大、开采困难、利用价值不大。且由于9煤至16煤平均间距达86.16m左右，16煤至32煤平均间距达101.89m，下煤组开采后对中煤组无影响。根据国家环保政策，本次设计中煤组暂不开采。由于上、下煤组间距约190m左右为有利于采区巷道布置、支护和瓦斯抽放，根据煤层层间距及其岩性，将煤层分为2组进行开采，即9号煤层以上为上煤组，32、33号煤层

9、为下煤组。2、水平划分及标高确定井田内煤层露头标高在+1600+1800m之间，上组煤主要赋存在+1250m标咼1800m标咼之间，下组煤王要赋存在+1100m标咼1600m标咼之间。浅部200300m深度之间煤层为大角度赋存；深部煤层倾角平缓，面积大。根据以上分析，上下煤组间距大，宜采用分组联合开拓方式。煤层浅部在深部煤层开采完毕后再回采（采用高档普采），。井田上煤组以一个水平上下山分区开拓全井田，水平标高+1330m。水平上山垂高（浅部大倾角段除外）25200m，下山垂高230m。下组煤以一个水平开拓全井田，水平标高+1120m。上山垂高230m，下山垂高220m。水平延伸采用暗斜井延伸方

10、式。三、大巷布置煤层走向在一分区中南部为西南一东北，至北部变为西北一东南。根据这一特点，同时尽可能减少井巷揭穿突出煤层的次数和保证采掘面实行独立进、回风，一分区布置四条大巷，大巷与主斜井、副斜井方位角一致，分别为轨道大巷、运输大巷和南、北回风大巷，同时作为一分区的准备巷道。现场实际施工情况为+1330m水平轨道大巷沿6-3煤层顶或底板穿层布置，水平标高+1330m，出井底车场后已施工225m;+1330m水平运输大巷沿6-3煤层顶板或底板穿层布置，水平标高+1335m，已施工450m;分区南、北回风大巷沿轨道、运输大巷两侧分别布置，原设计标高为+1350m。但实际施工过程中，北回风大巷已布置在

11、K4标志层中，已施工250m，标高为+1290+1350m之间；南回风大巷未施工，为便于排水和煤层间联系，南回风大巷标高为+1345m。后期沿西北一东南方位布置北翼大巷开拓二分区；沿初期大巷方位布置下山作为三、四分区开拓的集中开拓巷道。并在+1250m标高设辅助水平大巷开拓三、四分区。对于一分区浅部小采区开拓，可从井底车场附近布置南翼大巷或直接布置上山开拓。大巷断面见图32-1、2、3四、煤层开采顺序井田内可采煤层分为上组煤和下煤组，上、下煤组间距约190m左右。因此开采顺序为：煤组之间，先开采上组煤，后开采下组煤。煤层的开采顺序： 上煤组因本矿为突出矿井，各煤层瓦斯含量高，设计坚持“安全第一

12、”的方针和技术上可行性分析，一分区上煤组煤层的开采顺序为先采8号煤层，在其被保护区域依次开采6-3、3、5-2、5-3等煤层。其余二、三、四分区上煤组若没有煤与瓦斯突出危险鉴定结果，遵循从上至下的开采原则，即先采3号煤层，在其被保护区域依次开采5-2、5-3、6-3、8号等煤层。若有煤与瓦斯突出危险鉴定结果，在不影响上部煤层开采的前提下，可以先开采无突出危险煤层或突出危险性较小的煤层。 下煤组下煤组遵循从上至下的开采顺序，同一条带内先开采32号煤层，再开采33号煤层。五、分区划分与接替井田分区划分主要以较大的断层以及开拓大巷为边界，划分为四个大的分区，各分区内上下煤组各为一个采区。煤层露头附近

13、再单独划分辅助采区，其中一分区浅部划分四个辅助小采区。分区划分详见开拓方式平面图，图311。开采顺序安排为：煤组之间，先开采上组煤，后开采下组煤。分区接替，本着先近后远、先简单后复杂原则进行安排；分区内的回采单元由近及远前进式接替。露头附近大倾角块段由于开采条件较差、受小窑等影响，安排在后期开采。分区内各煤层工作面的区段之间，从防突角度考虑均采用“U”型通风方式，连续前进回采，不考虑跳采。工作面为倾斜长壁后退式回采。分区特征参表见321。分区特征表序号分区名称可采/我日储量-万士主采煤层煤层倾角采区尺寸走向长度倾斜长度面积一分区3、5、5匸、6匸、8、32、3300*0*+二分区$00-3、5

14、-3、6-3、338、9、05+O0孑*00+口0/0.学三分区./-+-33、5、6-3、8、330a*+OOO0“四分区OO/O3、5-3、6-3、338、9、oa*+000+亍.00*_分区接续：分区开采顺序本着由近到远，先易后难的原则，并考虑接替工程量少，运输、通风费用省，薄、厚煤层搭配，采掘工作面数量及矿井产量长期稳定等因素，分区接替见表322。表322分区接替计划表序号分区名称可采储量（万t）设计生产能力（万t/a）服务年限（T）分区服务年限申0*0.0C00000一分区0+-+二分区/*-11三分区./*+*11四分区oo/O+2+/第三节井筒一、井筒的用途、布置及装备五轮山煤矿

15、已施工3条井筒，分别为主斜井、副斜井和一分区回风斜井。矿井设计生产能力为240万t/a，经分析计算一分区利用已施工的主斜井、副斜井、一分区回风斜井可以满足矿井原煤、人员、矸石、材料及设备的运输和通风的需要。二、三、四分区考虑到通风要求，需在各分区布置进风井和分区回风井。主斜井井口标高+1601.0m，半圆拱，井筒净宽4600mm，墙高1500mm，净断面15.2m2，掘进断面16.2m2,明槽开挖段采用钢筋砼碹支护，岩性正常段采用锚喷支护，井筒内铺设架空人车和宽1200mm、DTn（A）型钢绳胶带输送机，担负矿井煤炭的运输、人员进出及进风、管线（瓦斯抽放管、洒水灭尘管）铺设任务。副斜井井口标高

16、+1601.0m，半圆拱，井筒净宽4800mm，墙高1800mm，净断面17.6m2，掘进断面18.8m2,明槽开挖段采用钢筋砼碹支护，岩性正常性采用锚喷支护，井筒内铺设双轨，钢轨型号30kg/m，轨距900mm，采用双钩提升1.5t的固定式矿车担负矿井材料、设备、掘进矸石的运输和矿井部分进风及管线（排水管、压风管及消防洒水管）铺设任务。一分区回风斜井担负矿井一分区回风任务，井筒净宽5200mm，墙高1800mm，净断面19.9m2，掘进断面22.0m2，明槽开挖段采用砼碹支护，岩性正常段采用锚喷支护。井筒断面见图331、2、3、4、5、6。各井筒特征见表331。表331井筒特征表顺序名称单位

17、主斜井副斜井一分区回风斜井1井口座标Xm2943025.02943081.572943910.0Ym35529040.035529040.035528900.0Zm+1601.0+1601.0+1670.02方位角2252252623净宽度m4.64.85.24净断面2m15.217.619.95掘进断面2m16.218.821.96总长度m1182124411607倾角度1314168井底水平标高m+1335.0+1330.0+1350.010支护锚杆mm丄20x2000主20x2000Q20x2000喷厚mm10010010011井筒装备胶带输送机、架空人车等双钩提升、排水管路、压风管等生

18、活、防尘洒水管路12用途煤炭、人员运输、进风辅助运输、进风回风、井筒施工方法（一）井筒穿过地层情况主斜井、副斜井和一分区回风斜井位于上煤组煤系地层煤层露头附近，穿过的主要地层为第四系表土层和龙潭煤组上段（P2I上）及中段（P21中）。龙潭组为近海型（海陆交互相）含煤岩系，主要岩性为细砂岩、粉砂岩、泥岩夹薄层灰岩与泥灰岩。（二）井筒施工方法矿井主斜井、副斜井、一分区回风斜井已施工，已施工井筒及将来各分区增加的进、回风井均遵循以下原则：井筒穿过第四系表土层时，采用明槽开挖、混凝土砌碹支护。在井筒进入龙潭组（P2I）含煤地层，进入基岩（要求巷道顶部中等风化岩石的厚度不能低于锚杆长度，且沿井筒方向向中

19、等风化岩层延深的长度不低于5m）时，采用普通钻爆法施工，支护方式改为锚网喷支护，在穿煤层时可采用可缩性金属之架支护或其它有效的联合支护方式加强支护（具体可根据现场围岩情况确定，加强支护段为进入煤层前后5m范围及煤层中）。三、井壁结构根据工业场地的初勘资料，井口所处场地位置为冲沟迴流区，冲积表土层较厚，基础较差。井口后方的山体由于受采空区的影响，有蠕动现象。井口大面积的明槽开挖和受雨水的影响，可能引起山体滑坡。为保证主、副井筒的安全，穿过表土明槽开挖段井壁采用C25钢筋砼碹支护，其基础在换填片石后，亦采用C25钢筋砼浇灌，厚400mm;井筒穿过强风化基岩段井壁采用C25砼碹与U型钢联合支护，基岩

20、段采用锚网喷支护。一分区回风斜井场地的地质情况好于主、副井场地，穿过表土明槽开挖段井壁采用C25砼碹支护，基础采用C25砼浇灌，厚400mm;井筒穿过强风化基岩段井壁采用C25砼碹与U型钢联合支护，基岩段采用锚网喷支护。明槽开挖段施工方法在采取可靠的临时支护和临时排水措施后，实行机械开挖，边坡根据开挖岩性确定放坡角度，基岩段采用光面爆破。后期增加的进、回风井表土段暂考虑井壁采用C25钢筋砼碹支护，正常段采用锚网和C25砼碹支护。第四节井底车场及硐室一、井底车场的选择根据五轮山煤矿的开拓布置，井底车场主要担负矿井的辅助运输及人员的进出，轨道大巷与井筒方位一致，空、重车线设在大巷内，故选斜井折返式

21、车场，井底车场调车均在直线上进行，调车简单、管理方便，其车场施工工程量小。+1330m井底车场平面布置图见C1096G21211。二、空重车线长度的确定副斜井采用双钩串车提升，每钩车提升5个1.5t的矿车，根据煤矿井底车场设计规范规定，井底车场空、重车线有效长度不应小于一次提升串车长度的23倍。本设计考虑设置高、低道，空、重车线的长度确定为20m。三、井底车场硐室及位置五轮山煤矿已在井底车场附近、沿+1330m轨道大巷施工了中央变电所、机车修理硐室、机车充电硐室及整流室、水仓及泵房、井下消防材料库、避难硐室、等候硐室等，以上硐室基本按施工图设计，满足安全及功能要求。1、水仓、泵房硐室主排水系统

22、硐室与中央变电所硐室采用联合布置。主排水系统硐室主要由主排水泵硐室、管子道和主、副水仓组成。设计布置在+1330m轨道大巷的一侧。主、副水仓设置各自的配水井，清理水仓绞车房设在水仓通道内。主水仓的容量根据煤矿安全规程规定，主水仓的有效容量能容纳8h的正常涌水量，即3200m3。2、井下爆炸材料库及通风方式井下爆炸材料库位于原13轨道石门处，为单独回风系统。采用壁槽式布置，其容量不得超过矿井3d的炸药需要量和10d的电雷管需要量。本矿机械化程度高，但岩巷和半岩巷掘进头多，经计算井下爆破炸药库炸药容量取5t，电雷管容量3.2万个四、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料根据井筒检查孔资料，井底

23、车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料见表341。施工中根据岩性的实际情况已局部改变支护形式加强支护。表341井底车场、硐室工程量表序号工程名称倾角()岩性支护方式巷道长度(m)断面(m2)掘进体积(m3)建设性质备注净掘进1井底车场3?岩砼碹2602021.25512已施工双轨2泵房3?岩砼碹4639.351.02344已施工单轨3水仓7?岩砼碹26413.616.24264已施工单轨4中央变电所3?岩砼碹6315.218.91189已施工单轨5变流室3?岩砼碹3015.216.7501已施工单轨6机车充电硐室3?岩锚网喷22.419.220.9468已施工单轨7机车修理硐室3?岩锚网喷222123.0506已施工单轨8井下爆炸材料库3?岩砼碹657.610.1657新建9井下消防材料库3?岩锚喷4010.111.0440新建单轨10永久避难硐室(2个)3?岩锚喷807.612.25980新建111号、2号溜煤眼90岩砼碹208.09.1182121号、2号溜矸眼90岩砼碹208.09.1182