1、煤业集团有限责任公司煤矿技术改造项目可行性报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月XX项目可行性研究报告建设单位：XX建筑工程有限公司建设地点：XX省XX市编制单位：XX工程咨询有限公司20XX年XX月70可行性研究报告编制单位及编制人员名单项目编制单位：XX工程咨询有限公司资格等级： 级证书编号：（发证机关：中华人民共和国住房和城乡建设部制）编制人员： XXX高级工程师XXX高级工程师XXX高级工程师XXXX有限公司二XX年XX月XX日目 录前 言1第一章 矿井概况- 3 -第一节 矿井基本情况- 3 -第二节 地质特征- 4 -第三节 矿井生产现状及主要生产系统- 6 -第二章 井田开拓-2、 11 -第一节 井田境界及储量- 11 -第二节 矿井设计生产能力及服务年限- 12 -第三节 产能提升实施步骤- 12 -第四节 井田开拓- 13 -第五节 井筒、井底车场及大巷运输23第三章 采区布置与装备25第一节 采煤方法25第二节 采区布置26第三节 采区参数及开拓方式27第四章 采区开拓工程排队37第一节 井巷工程成巷进度指标37第二节 采区开拓工程排队37第五章 采区、工作面接替安排43第六章 地面生产系统47第一节 产品方案47第二节 生产能力47第三节 选煤方法48第四节 地面生产系统工艺流程综述49第五节 地面生产系统工艺布置50第六节 工业场地平面布置51第七节 生产辅3、助工程52第八节 建筑物与构筑物56第七章 矿井瓦斯灾害防治57第一节 瓦斯抽采57第二节 防 突61第八章 存在问题和建议65前 言一、项目的提出xx煤矿设计生产能力150万t/a，服务年限105年，矿井于1989年12月建成投产，开拓方式为立井单水平分区开拓，井田范围内原划分为17个采区，2008年进行了深部井田采区优化设计，调整后矿井共划分为9个采区，其中东翼5个，西翼3个，北翼1个。初采采区为西一采区，采煤方法为综采放顶煤一次采全高采煤法。近年来，xx煤矿在“双突”矿井条件下，通过不断地探索与实践，成功应用了综采放顶煤开采技术、煤巷锚网支护技术等先进的主导性采掘技术，攻克了制约矿井生产4、的主要技术难题，综放单产水平不断提高，矿井生产稳步发展。特别是2004年以来通过逐年实施安全改造项目，加大生产系统技术改造，不断改善装备条件和安全基础设施，矿井生产能力不断提升，2008年核定生产能力为200万t/a。根据xx集团公司1000万t矿井建设方案，从2010年开始集团公司整体产能将达到1000万t/a以上，但随着红会四矿、宝积山煤矿等矿井相继资源枯竭闭坑，将出现较大的产能缺口。xx煤矿作为公司高产高效骨干型矿井，煤炭资源储量丰富，技术装备条件先进，具有产能提升的潜力和空间。为了保持xx集团公司的健康稳定发展，提高企业市场竞争能力，进一步提升矿井产能是非常必要的。二、设计依据1.设计5、委托书。2.煤炭工业矿井设计规范、矿井抽采瓦斯工程设计规范、防治煤与瓦斯突出规定。3.煤矿安全规程（2009年版）。4.兰州煤矿设计研究院1985年3月编制的甘肃省煤炭工业总公司xx矿务局xx竖井修改初步设计。5.xx煤业集团有限责任公司1000万t矿井建设方案。三、设计指导思想本次设计的指导思想是：坚持实事求是、安全高效、规范合理的原则，矿井产能按三年内达到240万t/a、六年内达到300万t/a的总体思路，分步进行实施；从提升、运输、“一通三防”及开拓开采系统等进行综合考虑，合理增加矿井生产区域；优化矿井生产系统，因地制宜地推广应用新技术、新设备、新材料和新工艺，提高矿井安全装备水平，对不6、能满足矿井规划生产能力要求的设备、设施进行提升改造，实现矿井集约化高效安全生产。四、设计的主要特点根据设计委托要求，xx煤矿产能提升方案设计具有以下特点：1.本次设计立足矿井长远发展，依靠科技进步和装备水平的提高，科学合理提升矿井产能。2.在中后期采区设计时，合理加大采区和工作面几何尺寸，降低万吨掘进率，提高采区和工作面生产能力，减少煤柱损失，也符合采矿技术的发展方向。3.长征-红会铁路从xx煤矿境内通过，横贯井田东西走向的全长，影响范围大。本次设计不考虑铁路影响，井下不留设铁路保护煤柱，开采后根据地表塌陷情况进行路基整修加固，并依此原则对井田内采区进行重新划分。4.根据xx煤矿瓦斯含量高且突7、出的特点，在采区、工作面接替时考虑了6个月以上的瓦斯预抽时间。第一章 矿井概况第一节 矿井基本情况一、交通位置xx煤业集团有限责任公司xx煤矿位于甘肃省白银市平川区东南约10km，井田东西长约8.5km，南北宽约2.5km，井田面积约21.04km2。本区交通便利，矿区铁路专用线由此经过在长征站与其接轨。矿内公路与308省道相连，交通极为便利。二、地势及地形地表为沙川、黄土、丘陵、山地。井田南有红山，标高1730m。区内无常年流水，在井田中部有党家水沙河和其它沟状沙河，均为季节性河流。三、气象及地震本区属大陆性气候，最低气温为-23.8，最高气温为37.4，平均气温18左右。冰冻期为11月至次8、年2月，冻结深度0.95m，年平均降雨量为238.2mm，多集中在6-9月份，年蒸发量为1500mm以上。全年多北风，次为东南风，最大风力可达8级。根据中国地震动参数区划图，本区内地震基本烈度为8度。四、水源、电源水源：黄河供水系统，矿区供水管网已形成；电源：矿区35/6kV变电所已建成，矿区供电网络已形成。五、区内经济及工农业、建材概况本区经济以农业为主，农产品主要有小麦、谷物，玉米等。由于干旱多风，产量均较低。工业方面，xx集团公司所属各煤矿以及矿区辅助和附属企业、事业单位等，还有xx县所属厂矿及定西地区陶瓷厂、煤矿等企业，国家重点建设工程xx电厂已竣工投入生产，xx矿区供水工程正常使用，9、并正在进行扩能改造。矿区水、电、路、通讯等都已形成系统和综合能力。主要建筑材料，除钢材外，水泥、砖、砂、石、白灰为当地生产材料，就地均可买到。第二节 地质特征一、地质构造（一）褶皱构造xx煤矿井田从西向东由1号背斜、2号向斜、3号背斜及4号向斜组成较宽缓的褶皱构造。从剖面上看整个井田为一锲形上升的条带状地质体。1.1号背斜位于F3断层以北，西起于X线107号钻孔附近，轴向由S70E经线后急转N60E，又转为近东西向后在加线以西被F46断层切断，延展长度3.5km左右，两翼倾角1020，为一宽缓背斜。2.2号向斜位于1号背斜的南侧，基本与1号背斜平行，全长5.3km，向斜轴被F3、 F48断层切10、割成不等的三段，两翼倾角1025，为一宽缓的向斜。3.3号背斜轴向近东西逐渐转为S60E，并向东继续延伸出井田外，井田内的长度2.2km，两翼倾角1115，为一宽缓的背斜。4.4号向斜位于3号背斜的南翼，轴向基本与3号背斜轴向平行展布，两翼倾角北缓南陡，北翼11，南翼25，井田内的长度1.2km。（二）断裂构造断裂构造主要有F1-2断层组、F3断层、F48断层、F46断层等，另外还有F1-2断层的派生斜向小断层F49、F50断层等。二、地层井田内中生代地层发育，有白垩系和侏罗系。白垩系分为上、下白垩统，主要出露于井田西南红山一带。侏罗系分为上侏罗统和中下侏罗统，主要出露于宝积山向斜北翼和F1-11、2断层组的西南盘。中下侏罗统是含煤地层，上三叠统是含煤地层的基底。井田大部分为第四系黄土所覆盖，基本隐蔽。三、煤层xx煤矿井田含煤地层为侏罗系，井田内含煤五层，由上至下为未1煤层、1煤层、2煤层、未2煤层及3煤层。可采煤层为1煤层、2煤层、3煤层。1煤层较稳定，全区分布，局部不可采，厚度0.23-37.78 m，平均13.08m，结构为简单-较复杂，夹矸1-3层，夹矸厚0.2-1.5m，夹矸不稳定，为主要可采煤层；2煤层不稳定，分布在井田中部、零乱不规则，面积小，厚度0.23-14.37m，平均3.84m，结构非常复杂，夹矸1-8层，夹矸厚0.2-0.7m，为局部可采煤层；3煤层比较稳定，厚度12、0.29-15.03m，平均5.58m，煤层结构简单或较简单，夹矸1-8层，夹矸厚0.2-1.0m，为主要可采煤层。四、煤质xx煤矿井田内煤的灰分平均为14.58%，挥发分为32.74%，硫分为0.42%，水分为2.76%，发热量平均值为28.25MJ/Kg，比重为1.39t/m3。属低-中灰、低硫、低-中磷，具有较高发热量的动力用煤，亦可作为气化用煤，煤的工业牌号为弱粘煤及不粘结煤。五、水文地质本井田水文地质条件简单，区内无常年性水流和地表水体，主要断层是良好的隔水层，矿井涌水主要来自于富水性极弱的、含水层。目前矿井涌水量为120.7145.3m3/h，随着矿井开采规模和范围的扩大，矿井涌水13、将有增大的趋势。六、瓦斯、煤尘及煤的自燃性瓦斯：煤层瓦斯含量9.22-10.17m3/t，2007年鉴定矿井相对涌出量为13.92m3/t。1989年12月14日原中国统配煤矿总公司以（89）中煤基字678号文批复该矿为煤与瓦斯突出矿井，1煤层和3煤层为突出煤层。煤的自燃倾向性：煤层属自燃煤，自然发火期4-6个月，最短21天。煤尘爆炸性：煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为29.25%。第三节 矿井生产现状及主要生产系统一、矿井生产及接续现状矿井采用立井开拓方式，共有五条井筒，一对中央主、副立井，一条中央回风立井和一对边界回风斜井，中央回风立井即为北风井，边界回风斜井即为南风井。生产水平为+107014、m，现生产采区为西一采区和西二采区，开拓采区为东一采区。二、矿井主要生产系统（一）矿井提升系统1.主井装备主井装备一对TDG-16/1504型4绳16t底卸式箕斗，自重17.8t，担负原煤提升任务，提升机选用德国“GHH”公司生产的f44多绳摩擦轮提升机，塔式布置。提升机以直流低速电动机直联方式拖动，配套GLC-8165.79/16型直流电动机，额定功率2100kW，额定转速47.75r/min，电枢电压900V，额定负荷时电动机效率87.3%，电动机采用强迫通风冷却，通风机为LD71/ZE1120R型，配AM250MW-4型，功率为55kW，1475r/min电动机，随主机成套配备。提升钢丝15、绳选用德国三角股钢丝绳，直径37.7mm，单重5.15kg/m，抗拉强度180kg/mm2，钢丝绳破断总拉力102600kg。提升钢丝绳4根；左捻右捻各2根。尾绳为镀锌扁丝绳，单重10.3kg/mm2，抗拉强度140kg/mm2，共2根。主绳轮径与导向轮径均为4m。2.副井装备副井装备一对1t双层4车4绳罐笼，自重11.191t。担负人员升降、提升矸石、下放材料和设备等任务。提升机为洛阳矿山机器厂生产的JKM-2.8/4（）型摩擦轮提升机，塔式布置。提升机主绳轮径2.8m，导向轮径2.5m，最大静张力30t，最大静张力差9.5t，减速器为ZHD2R-140型，减速比10.5。配套电动机为YR116、18/44-8型,630kW，额定转速741rmin，电压6kW，2台。提升钢丝绳选用6A(34)甲-28-170-特-光-左右同型，直径28mm，单重3.214kg/m，钢丝绳破断总拉力51300kg。提升钢丝绳4根；左捻右捻各2根。尾绳选用637-43-140-I-甲-镀-左右同型，单重6.553kg/mm2，共2根。（二）井下运输矿井大巷主运输方式为胶带输送机运输，辅助运输采用8t蓄电池电机车牵引1t固定式矿车运输。（三）矿井通风矿井采用中央并列与中央分列混合抽出式通风方式，主、副井进风，北风井和南风井回风。北风井主扇采用G4-73-1129.5型离心式通风机两台，配套电动机为T011817、/49-10型，800kW。南风井现安装BD-8-24弯掠组合正交型隔爆对旋轴流式主通风机，配YBF450S-8型,2200kW三相异步隔爆电动机，共两台，其中一台工作，一台备用。（四）矿井排水现井下使用两个水泵房，即中央水泵房和西一采区水泵房，均设在1070水平。1.中央水泵房：中央水泵房设在副井井底车场，安装3台250D6010型水泵，1台工作，1台备用，1台检修。配JSQ1512-4型，1050kW,6kV电动机。两趟排水管路沿副井井筒敷设，管径为27310mm、2737mm无缝钢管，一趟工作，一趟备用。2.西一采区水泵房：安装2台6GD-679型水泵，配JBD30M2-2型，450kW18、，6kV电动机。两趟排水管路为2198，2196mm无缝钢管。清仓绞车选用JD-11.4型调度绞车，配JBJ-25型，11.4kW，660V电动机。管路沿南风井敷设到地面。井下井底水窝排水用2台4DA-87型水泵，1台工作，1台备用，配BJQ282-4型，40kW，660V电动机。（五）矿井压风矿井地面设有两处压风机站。副井压风机站设4台5L-40/8型空压机，3台工作，1台备用。南风井压风机站设3台5L-40/8型空压机，2台工作，1台备用。（六）黄泥灌浆系统矿井设有两座地面灌浆站，一座设在南风井广场西南侧，另一座设在北风井东南侧。南风井灌浆站设有600t灌浆水池和泵房，泵房设有2台125T19、SW5型水泵，配55kW电动机，灌浆管路采用1595无缝钢管，经回风斜井入井。北风井灌浆站设有1200t污水池和泵房，泵房设有2台125TSW5型水泵，配备55kW电动机。灌浆管采用1595mm无缝钢管经北风井入井。（七）注氮系统地面南风井井口设固定制氮站，安装1台DQ1000Nm3/99型变压吸附制氮机，设计制氮量1000m3/h,氮气由1595mm无缝钢管经南风井入井，然后引入工作面采空区进行注氮。（八）瓦斯抽采系统瓦斯抽采泵站设在矿井北部边缘，设SKA-420型水环式真空泵2台，一台运转，一台备用，抽气量120m3/min，绝对排气压力为90000Pa-110000Pa，电机功率为16020、kW，电压660/1140V。其管路系统：泵房北风井1181回风石门中央一号运输石门中央二号石门区段中巷抽采钻场。（九）电气1.电源：矿井电源取自地方电网黑水110kV变电所。以两回35kV架空线路向本矿井供电，导线截面为LGJ-120，长度5.3km。2.供电系统：在矿井工业广场内设35kV变电所一座，主变压器为两台SFL1-10000/35，35/6kV。并从该变电所以两回35kV线路向红会矿区供电。工业场地内及井下6kV设备用电均由35kV变电所配出，变电所安装396台YY6.6-10-1型移相电容器进行无功功率补偿。3.井下供电：在1070井底车场设中央变电所，与井下中央水泵房联合布置21、。中央变电所安装两台KSJ2-180/6,6/0.69kV型变压器，担负中央水泵房和井底车场全部负荷。西一采区设两个采区变电所：一个上部采区变电所和一个下部采区变电所，上部采区变电所内安装两台KSJ2-320/6，6/0.69kV变压器，担负上山绞车和采区上部所有采掘设备负荷。下部采区变电所内安装三台KSJ2-320/6，6/0.69kV变压器，担负采区下部所有采掘设备负荷。在中央2号运输石门旁设一充电硐室，担负2.5t蓄电池电机车充电任务。由地面变电所经副井以四回ZQD130-6000型3120mm2电缆向井下中央变电所四段母线上分别供电，四回下井电缆全部分列运行。由中央变电所至充电硐室采用22、一条ZLQD120-6000，335mm2电缆，至西一采区下部变电所采用两条ZLQD120-6000，3120mm2电缆，至西一采区上部变电所采用一条ZLQD120-6000，395mm2电缆，同时西一采区上、下部变电所采用一条ZLQD120-6000，395mm2电缆进行联络。（十）地面生产系统煤炭从主井箕斗提出地面，在筛选楼经过三级筛分后，分为两部分：一部分直接上仓装车，另一部分通过推土机进入储煤场存储。回煤系统由漏斗、回煤暗道胶带输送机运输回煤。副井在井口进、出车侧各设两道电动防寒门，在进车侧设两台600mm轨距1t矿车列车推车机。长材料由罐顶插入，在罐底吊装下井，大件设备亦在罐底吊装入23、井。副井系统采用气动集中操作，特殊情况下也可单独操作。矿井的排矸系统：工业广场副井口附近建有矸石装车点，井下矸石提升出井后在矸石装车点装汽车。地面手选矸石也在矸石装车仓装汽车，运输到南风井区填沟排矸。另外矿井还设有机修厂、设备材料库房、坑木加工厂、煤质化验室等。第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界xx煤矿井田南部边界为煤层与F1-2断层的切割线，北以F46断层与宝积山井田为邻，西以9勘探线与大水头矿分界，东以19勘探线为界。井田东西长约8.5km，南北宽约2.5km，井田面积约21.04km2。二、储量截止2008年末，矿井剩余工业储量26778.6万t，可采储量18576.6万24、t，详见下表。表1-3-1 2008年末矿井储量汇总表 单位：万t煤层时代煤层编号资源储量备 注地质资源量工业储量设计储量设 计可采储量中下侏罗统1煤层19664.6718792.2713172.552煤层1016971.27623煤层6097.936124.964642.05总 计32658.926778.625888.4318576.6表1-3-2 2008年末矿井各采区储量构成表 单位：万t采区名称工业储量（万t）可采储量（万t）平均走向长（m）平均斜长（m）平均煤厚（m）采区布置方 式备注西一采区12536611350900煤1：6.3煤3：6.7双翼2008年底剩余西二采区2077125、5582200700煤1：4.5煤3：5.97双翼东一采区1356776.71020700煤1：14.62单翼北一采区32662449.516501370煤1：6.6煤3：4.4双翼东二采区5767.64325.720001845煤1：12.18煤3：1.38双翼东三采区4093.73070.33200650煤1：9.89煤3：1.60双翼东四采区4630.83473.119401700煤1：11.05双翼西三采区3196.42262.320301180煤1：5.3煤3：7.9双翼合 计18576.6第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日为330天，井下一线采用“四26、六”制作业，井下辅助单位及地面生产单位采用“三八”制作业，每日净提升时间为16小时。二、矿井设计生产能力及服务年限根据xx煤矿目前生产实际，矿井产能按三年后（2013年）达到240万t/a、六年后（2016年）达到300万t/a进行规划，预计2015年末矿井剩余可采储量17091.6万t，矿井达300万t/a生产能力后，服务年限按下式计算：式中：T矿井服务年限，a；Z可预计2015年底矿井剩余可采储量，17091.6万t；K储量备用系数，取1.4；A矿井设计生产能力，300万t/a； T=40.7年第三节 产能提升实施步骤xx煤矿设计生产能力为150万t/a，核定生产能力200万t/a，根据矿27、井生产系统现状、采区巷道布置及井田地质特征，产能提升分两步进行实施，稳步达到最终的规划生产能力。一期规划生产能力为240万t/a。在加快接续采区开拓巷道施工进度的基础上，进一步完善井下开拓开采和瓦斯抽采系统，合理提升采煤工作面生产能力，并对主、副提升系统等进行少量的改造后，力争在3年内先期达到240万t/a产能。与一期规划的实施同步，进行300万t/a产能的相关配套建设与施工，至2016年达到300万t/a的最终生产能力。第四节 井田开拓一、240万t/a产能井田开拓方式保持现有矿井开拓方式不变，即利用现有井筒进行全矿井开拓，对主、副井提升系统进行局部改造，使之能够满足矿井生产能力增大后煤炭运28、输及人员、材料、矸石等辅助提升任务；加快东一采区、北一采区开拓巷道施工，完善与之相配套的主要系统，随着东一、北一采区先后于2011年、2014年投入生产，矿井生产格局完成由“一井两区”经“一井三区”到“一井四区”的稳步过渡，全矿井西一采区、西二采区、东一采区和北一采区四个采区同时生产（2014年）；利用南风井和北风井回风，形成中央并列与中央分列混合抽出式通风系统。二、300万t/a产能井田开拓方式通过核算，现有主立井最大提升能力仅为240万t/a，富裕系数很小（仅1.07），要达到300万t/a的规划生产能力，必须改造或配备新的主提升系统。提出以下三个方案：方案：新掘主立井方案设计新掘一条主立29、井作为矿井主提升井，独立承担全矿井300万t/a的煤炭提升任务，原主立井、副立井作为辅助提升井兼主要进风井，用以担负人员升降、提升矸石、下放材料和设备等任务。该方案根据井口位置的不同，提出三个子方案：方案1：立井井口位置选择在地面铁路以南250m位置，地面开口标高+1650m，井筒落底标高+990m，井筒长度660m。将中央一号石门原方位延伸93m后布置主煤仓，煤仓垂深30m，在+1040m标高通过装载胶带输送机巷与箕斗装置硐室连接，装载胶带输送机巷长度44m；西三采区运输大巷通过采区煤仓与主煤仓相接，北一1070运输石门、中央一号石门皮带运出的煤炭直接落入主煤仓；将原中央石门皮带拆除后作为专30、门的轨道运输巷，用以进风和轨道运输。地面生产系统原煤筛分与选煤厂结合考虑，流程为：井下原煤经主井提升井口箕斗仓上缓冲仓胶带机缓冲仓上准备车间胶带机准备车间筛选 50mm以上大块煤手选胶带机大块煤煤仓汽车外运。 50mm以下的原煤（按照筛分和选煤不同工艺叙述）。如果进入筛分系统：50mm以下的原煤翻板溜槽原煤二级筛分分成5013mm 中块煤和13mm以下的沫煤。5013mm中块煤上主厂房中块煤胶带机翻板溜槽中块煤上仓胶带机仓上分级筛 5025mm 中块煤中块煤配仓胶带机5025圆筒仓装火车外运。2513mm 小块煤小块煤配仓胶带机2513圆筒仓装火车外运。13mm以下沫煤上主厂房沫煤胶带机翻板溜31、槽沫煤上仓胶带机沫煤配仓胶带机13mm以下沫煤圆筒仓装火车外运。如果进入选煤系统：50mm以下的原煤翻板溜槽上主厂房沫煤胶带机翻板溜槽进入洗煤厂精选 5013mm块精煤。 13mm以下沫精煤。5013mm块精煤中块煤上仓胶带机仓上分级筛 5025mm 中块精煤中块煤配仓胶带机5025圆筒仓装火车外运。2513mm 小块精煤小块煤配仓胶带机2513圆筒仓装火车外运。13mm以下沫精煤沫煤上仓胶带机沫煤配仓胶带机13mm以下沫煤圆筒仓装火车外运。手选矸石和选煤厂生产矸石均为汽车外运排弃。储煤和回煤改造原有系统的胶带机可满足要求。方案2：立井井口位置选择在地面铁路以南310m位置，井下装载胶带输送机32、巷长度20m，其它方面同方案1。地面生产系统原煤筛分与选煤厂结合考虑，流程为：井下原煤经主井提升井口箕斗仓上准备车间胶带机准备车间筛选 50mm以上大块煤手选胶带机大块煤煤仓汽车外运。50mm以下的原煤（按照筛分和选煤不同工艺叙述）。如果进入筛分系统：50mm以下的原煤翻板溜槽原煤二级筛分分成5013mm 中块煤和13mm以下的沫煤。5013mm中块煤中块煤上仓胶带机仓上分级筛 5025mm 中块煤中块煤配仓胶带机5025 mm圆筒仓装火车外运。2513mm 小块煤小块煤配仓胶带机2513 mm圆筒仓装火车外运。13mm以下沫煤沫煤上仓胶带机沫煤配仓胶带机13mm以下沫煤圆筒仓装火车外运。如果33、进入选煤系统：50mm以下的原煤翻板溜槽上缓冲仓胶带机缓冲仓上主厂房胶带机进入洗煤厂精选 5013mm块精煤。 13mm以下沫精煤。5013mm块精煤中块精煤上仓胶带机仓上分级筛 5025mm 中块精煤中块煤配仓胶带机5025 mm圆筒仓装火车外运。2513mm 小块精煤小块煤配仓胶带机2513 mm圆筒仓装火车外运。13mm以下沫精煤沫精煤上仓胶带机沫煤配仓胶带机13mm以下沫煤圆筒仓装火车外运。手选矸石和选煤厂生产矸石均为汽车外运排弃。储煤和回煤改造原有系统的胶带机可满足要求。方案3：立井井口位置选择在地面铁路以北120m、北风井以东40m位置，地面开口标高+1640m，井筒落底标高+9934、0m，井筒长度650m。原中央运输石门仍作为集中皮带运输巷，各采区的煤炭均经由中央运输石门皮带进入原主煤仓；由主煤仓下口往东布置装载胶带输送机巷及箕斗装载硐室与新主井联接，装载胶带输送巷机长度125m。在中央一号石门以东平行布置一条1070轨道石门，往北连通原井底车场和新主立井，往南至北一1070轨道石门，作为北一、东二和东四采区服务的轨道运输巷。地面生产系统可改造现有筛分系统加以利用。现有筛分系统为：井下原煤经主井提升井口箕斗仓上筛分车间胶带机筛分车间筛选 50mm以上大块煤手选胶带机大块煤煤仓汽车外运。50mm以下的原煤转载胶带机上仓胶带机配仓胶带机圆筒仓火车外运。 需要改造的工程，现安装35、的2台SL-2型螺旋筛需要更换为SL-U150/2.5-B型标准螺旋筛；现安装的转载胶带机B=1000mm，v=1.6m/s，需要改造为B=1200mm，v=3.15m/s的可逆胶带机；现有2个矸石仓和1个大块煤仓，随着产能提升，矸石量增大，需增加拣矸位，可将现有的1个大块煤仓设为矸石仓，增加拣矸位，同时新建1个大块煤仓，安装一条大块煤转运胶带机；现有上仓胶带机，生产和回煤共用，相互影响，需新建一条B=1200mm，v=3.15m/s的上仓胶带机。地面生产系统原煤筛分与选煤厂结合考虑，流程为：井下原煤经主井提升井口箕斗仓上筛分车间胶带机筛分车间筛选 50mm以上大块煤手选胶带机大块煤煤仓汽车外36、运。50mm以下的原煤可逆转载胶带机（筛分或选煤）。如果进入筛分系统：50mm以下的原煤可逆转载胶带机上仓胶带机仓上分级筛 5025mm 中块煤中块煤配仓胶带机5025 mm圆筒仓装火车外运。25以下沫煤沫煤配仓胶带机25mm以下沫煤圆筒仓装火车外运。如果进入选煤系统：50mm以下的原煤可逆转载胶带机转载站上缓冲仓胶带机缓冲仓上主厂房胶带机进入洗煤厂精选 5013mm块精煤。 13mm以下沫精煤。5013mm块精煤中块精煤上仓胶带机仓上分级筛 5025mm 中块精煤中块煤配仓胶带机5025 mm圆筒仓装火车外运。2513mm 小块精煤小块煤配仓胶带机2513 mm圆筒仓装火车外运。13mm以下37、沫精煤沫精煤上仓胶带机沫煤配仓胶带机13mm以下沫煤圆筒仓装火车外运。手选矸石和选煤厂生产矸石均为汽车外运排弃。储煤和回煤改造原有系统的胶带机可满足要求。表2-4-1 开拓方案中各子方案比较表方案优点缺点方案11.井口位置距地面铁路位置适中，地势较为平坦开阔，土方开挖量小。2地面生产系统布置紧凑，占用面积小，缓冲仓调节作用明显。3.全矿井各采区煤炭均可直接进入主煤仓，运煤系统简单，环节少。4.西三大巷的位置更为合理，与F3断层方位基本一致，便于采区内工作面巷道布置。1.井下装载胶带输送机巷较长（44m）。2.需留设井筒保护煤柱（112.7万t）。方案21.井下装载胶带输送机巷较短（20m）。238、.全矿井各采区煤炭均可直接进入主煤仓，运煤系统简单，环节少。3.西三大巷的位置更为合理，与F3断层方位基本一致，便于采区内工作面巷道布置。1.地面生产系统占地面积大，主井口位于矿井南部山地，土方开挖工程量大。2.原煤如不进行洗选直接上产品仓，缓冲仓将起不到调节作用。3.留设井筒保护煤柱较多（139万t）。方案31.井口工业场地地势平坦，便于地面生产系统布置。2.主井筒及工业场地完全位于矿井工业场地保护煤柱中，不需另外留设井筒保护煤柱。1.地面生产系统利用现有筛分车间，改造工程较多，拣矸位置较少；部分厂房建筑需拆迁。2.井下需增加布置一条1070轨道石门（455m），箕斗装载胶带输送机巷也较长（39、125m），井巷投资较高。通过经济技术比较，本次设计推荐方案1。表2-4-2 新掘主立井方案井巷工程量统计表 序号巷道名称支护方式长 度（m）净断面（）掘进断面（）煤岩别坡度（）1主立井钢筋砼66033.1741.83岩902井底清理斜巷锚网喷2208.59.29岩253中央一号石门延伸锚网喷11312.7913.75岩44主井通路锚网喷308.59.29岩45箕斗装载硐室钢筋砼615.7519.56岩4箕斗装载胶带输送机巷锚网喷3815.7517.01岩46主井煤仓钢筋砼3012.5618.09岩907通风行人巷锚网喷908.59.29岩25合 计1187方案：新掘皮带斜井方案设计新掘一条皮40、带主斜井，作为东翼采区（东二、东三和东四采区）的主提升井，西部采区（西一、西二、西三）及东一、北一采区仍利用原主立井提升煤炭，直至西三采区（2042年）回采结束后，皮带主斜井独立承担全矿井300万t/a的煤炭提升任务。全矿井辅助提升仍利用副立井。皮带主斜井设计在地面煤场东侧开口，斜长1820m，坡度25，地面开口标高+1645m，井下落底标高+890m，与东翼920运输大巷以煤仓相联，煤仓垂深30m。主斜井设计净宽4.8m，净高3.7m，净断面14.8m2，安设大倾角胶带输送机运输煤炭，并铺设轨道作为皮带专用检修道。北一轨道下山与东翼920运输大巷相联，形成东翼采区轨道运输系统。表2-4-3 41、新掘主斜井方案井巷工程量统计表（可比部分） 序号巷道名称支护方式长 度（m）净断面（）掘进断面（）煤岩别坡度（）1皮带主斜井钢筋砼（表土段）锚网喷（基岩段）182015.817.01岩252主井清理斜巷锚网喷1358.59.29岩253主井煤仓钢筋砼3012.5618.09岩904通风行人巷锚网喷1008.59.29岩4合 计2085方案：改造原主井方案主立井按年产量300万t/a 重新选型设计。选用一台JKMD54型多绳摩擦轮提升机，设计采用落地式。该方案需改造提升机、箕斗、井塔、装卸载设备和方式，罐道、罐道梁及罐道梁套架等也需要统一更换，改动量大。通过三个方案的技术经济比较，确定方案为推荐42、方案。表2-4-3 开拓方案技术比较表方案比较方案方案方案方案主要特征矿井形成“一主井、两副井、三风井”开拓方式，新掘的主立井作为矿井主提升井，独立承担矿井300万t/a的煤炭提升任务，原主立井、副立井作为辅助提升井兼主要进风井，用以担负人员升降、提升矸石、下放材料和设备等任务。矿井形成“两主井、一副井、三风井”开拓方式，设计新掘的皮带主斜井作为东翼采区（东二、东三和东四采区）的主提升井，西部采区及东一、北一采区仍利用原主立井提升煤炭，直至西三采区（2042年）回采结束后，皮带主斜井独立承担全矿井300万t/a的煤炭提升任务。全矿井辅助提升仍利用副立井。主立井按年产量300万t/a 重新选型设43、计。选用一台JKMD54型多绳摩擦轮提升机，设计采用落地式。工期28个月35个月6个月以上（矿井停产）主要优缺点优点：1.主立井建成后，可独立承担矿井300万t/a的煤炭提升任务，开拓系统合理，生产系统简单，同时解决了矿井通风及辅助提升吃紧的问题。2.立井井筒保护煤柱部分位于原工业场地保护煤柱中，较斜井方案少留设煤柱201万吨（共留设112万吨）。3.较斜井方案开拓工程量较少，建设工期较短。缺点：1.立井井筒及井底装载系统较复杂。优点：1.斜井采用大倾角胶带输送机，运输、装载系统较简单，有利于管理。缺点：1.主斜井仅服务于东翼采区，在西三采区开采结束前，皮带斜井的提升任务仅为60-150万t/44、a左右，不能满负荷提升。2.矿井达300万t/a产能后，副立井辅助提升吃紧。3.较立井方案多留设井筒保护煤柱201万吨（共留设313万吨），井筒压煤严重。优点：1.可充分利用矿井现有的井筒和设施，减少施工工程量，节省投资。2不需留设专门的井筒保护煤柱。缺点：1.主井改造期间矿井需停产半年以上，影响产量120万吨左右。2.矿井辅助提升吃紧的问题仍没有得到解决。表2-4-4 开拓方案经济比较表（可比部分）序号项目方案（新掘主立井）方案（新掘主斜井）方案（改造原主井）投资比较（万元）工程量（m）投资(万元）工程量（m）投资(万元)工程量（m）投资(万元)比一井巷工程12972788.6920852345、02.44/486.251井筒660217818202044.56/2井底清理斜巷220182.88135112.22/3主煤仓3080.843080.84/4装载硐室及胶带输送机巷4428.52/5通风行人巷9071.1310064.82/6主井通路3019.45/7大巷（中央一号石门延伸）113117.87/8原主立井井底井巷改造110110二主井提升设备新增提升机，配备1对25t箕斗，井筒罐道安装1835.88新增2条大倾角皮带，对接3025.24改造，配备1对25t箕斗1436.21-1189.36三副井提升设备原主井提升设备改造（安装罐笼、罐道及井上下操车设备）400+400四地面生46、产系统筛分系统选煤厂40009000筛分系统选煤厂40009000筛分系统改造选煤厂10009000投资合计18024.5718327.6811436.21-303.11备 注方案虽直接投资低，但改造需停产半年以上，影响产量约120万吨，间接损失大。二、水平确定xx煤矿采用立井单水平分区式开拓，即主生产水平为+1070m，回风水平为+1260（1235）m，本次设计一个辅助生产水平，为+920m标高。三、大巷布置1.大巷数目矿井现有1070东、西运输大巷，根据矿井开拓部署、生产能力及通风瓦斯情况，为满足运输、通风的需要，还需布置西三采区1070运输大巷、东翼920运输大巷及东翼940回风大巷，47、并延伸1070东运输大巷（2570m）至东三采区内。运输大巷为机轨合一布置，担负矿井煤炭运输及材料、矸石、设备等运输任务，兼进风；回风大巷担负回风任务。2.大巷层位本矿井为煤与瓦斯突出矿井，根据防治煤与瓦斯突出规定，所有大巷均布置在煤层底板岩石中（东翼大巷在向斜位置局部穿煤）。3.大巷断面根据大巷用途、设备布置，设计大巷为半圆拱形断面，锚网喷支护，运输大巷净断面为15.75m2；回风大巷净断面为12.79m2。四、采区划分及开采顺序矿井共划分为八个采区，其中西翼三个（西一、西二和西三），北翼一个（北一采区），东翼四个（东一、东二、东三和东四采区）。矿井达300万t/a规划生产能力时，矿井为“一48、井四区”的生产格局，届时西一采区开采结束，全矿井西二采区、北一采区、东一采区和东二采区共四个采区同时生产。矿井采用中央并列与中央分列混合抽出式通风方式，其中西二采区、东一采区利用南风井回风，北一采区利用北风井回风，东二采区利用东翼回风立井（已掘出）回风。第五节 井筒、井底车场及大巷运输一、井筒新设计主立井直径6.5m，净断面33.17m2，承担全矿井煤炭提升任务。原主立井改造为辅助提升井，同原副井共同承担全矿井辅助提升任务兼进风，主要用于提矸、下料、运人。另外还有北风井（中央回风立井）、南风井及东风井（已掘出，未启用）作为矿井回风井。各井筒参数如下：表4-1-1 井筒参数表井筒名称 井口坐标总49、长（m）坡度（度）净断面（m2）掘断面（m2）支护用途主立井X:4063997.626Y:18492560.292Z:1650.000660垂直33.1741.83钢筋混凝土捣制提煤副立井（原主立井）X:4064384.070Y:18492507.030Z:1640.000650.0垂直23.831.16钢筋混凝土捣制进风、提矸、下料副立井X:4064394.553Y:18492457.114Z:1640.000598.5垂直38.547.76钢筋混凝土捣制进风、提矸、下料、运人北风井X:4064364.020Y:18492613.770Z:1640.000459.0垂直19.6326.40钢50、筋混凝土捣制回风南风井1X:4062164.114Y:18491097.857Z:1620.021877.12211.413.23砌碹回风南风井2X:4062176.800Y:18491058.001Z:1620.146886.92011.413.23砌碹回风东风井垂直19.6326.40钢筋混凝土捣制回风二、大巷运输本次设计大巷采用机轨合一布置，煤炭运输选用胶带运输机运输，辅助运输采用8t蓄电池电机车牵引1t矿车运输。三、井底车场及硐室1.井底煤仓井底煤仓为立式，垂直深度30m，容量按360m3考虑，清理撒煤的方式为人工矿车清理。2井底车场根据井筒与运输巷的相对位置以及井筒与其他巷道的运输方51、式，井底车场及调车方式不变。3井底硐室井底硐室主要有主井装载硐室、副井马头门、变电所、水泵房和水仓。井底中央变电所与水泵方联合布置，根据矿井预测涌水量，现有水仓容量为能够满足要求，清仓方式为清仓泵机械清仓。第三章 采区布置与装备第一节 采煤方法一、采煤方法的确定xx煤矿产能提升后，主采工作面仍采用综采放顶煤采煤法，但需进一步提高设备装备和单产水平，使工作面年生产能力达到120150万t/a；另外，配备一个辅助采煤队，主要进行薄及中厚煤层区域和边角煤的开采，年生产能力4080万t/a。二、工作面布置根据矿井生产现状及煤层赋存情况，西一、西二、北一采区沿两翼走向布置工作面，东一采区布置单翼工作面，52、工作面运输顺槽与运输上山、轨道下山相联，回风顺槽与回风上山相联，东二采区直接沿东翼920运输大巷两侧双翼布置工作面。三、采煤工艺及设备主采工作面采煤方法为走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤方法，工作面落煤方式为采煤机割煤和支架后自动放煤相结合；装煤方式为自动装煤；采用前后两部刮板运输机运输；工作面采用支撑掩护式支架支护。配采工作面采煤方法为走向长壁综采采煤法，工作面落煤方式为采煤机割煤；装煤方式为自动装煤；运输采用刮板运输机进行运输；工作面支护采用两柱式支架支护。表4-1-2 薄及中厚煤层综采工作面机电设备配备表 序号设备名称型号及规格单位数量配置地点1采 煤 机MG240/300-WB台1工作53、面2转 载 机SZD-630/90台1运输顺槽3破 碎 机LPS-1000/110台1运输顺槽4胶带输送机SSD-800/2550台2运输顺槽5刮板输送机SGZ-630/264-BW台16端 头 支 架ZY26001226组1一主两付7基 本 支 架ZY26000926架80工作面8移动变电站KBSGZY-800台2运输顺槽9馈 电 开 关BKD400台4运输顺槽10馈 电 开 关DW80350台3运输顺槽11真 空 开 关BQJZ400/690台10运输顺槽12乳 化 液 泵BRW200/31.5套2运输顺槽（两泵一箱）13照明综合保护器BZX2.5台1运输顺槽14磁力起动器BQD7838054、N台9运输顺槽15磁力起动器BQD78380N台2运输顺槽16绞 车JD11.4台6运输、回风各3台17绞 车JD25台2运输、回风各1台18绞 车JM214台1回风顺槽1台19煤电钻综保BZZ4/690/133台120电 缆UGSP-6000 335+116/3+JSm2000四、工作面顶板管理工作面顶板管理方法为全部跨落法，采用液压支架支护顶板。第二节 采区布置根据xx煤矿铁路、村庄压煤严重的实际情况，采区规划布局从大的原则上提出两个方案：方案一：在采区划分、采区接替时不考虑地面铁路的影响，不留设铁路、村庄保护煤柱，主要采用铁路路基加固整修、村庄整体搬迁等措施保证安全回采。方案二：在采区划55、分、采区接替时充分考虑地面铁路的影响，井筒煤柱、井下主要开拓巷道煤柱也最大限度地与铁路煤柱统筹兼顾，铁路、村庄影响地段采用留设煤柱的方法进行设计开采。根据近年来“三下”开采技术的发展方向和大水头煤矿在铁路下开采方面积累的经验，本次采区规划设计采用方案一，即不考虑地面铁路的影响。依此原则，矿井共划分为八个采区，其中西翼三个（西一、西二和西三），北翼一个（北一采区），东翼四个（东一、东二、东三和东四采区）。第三节 采区参数及开拓方式一、西一采区西一采区为矿井首采区，截止2009年10月份，采区剩余可采储量558万t，其中1煤层剩余可采储量219万t，3煤层剩余可采储量339万t。根据煤层赋存条件，56、1煤层剩余三个工作面（1114、1115、1111）块段，3煤层剩余七个工作面块段。二、西二采区西二采区平均走向长2200m，倾斜宽700m，设计可采储量1558万t，其中1煤层平均厚度4.5m，可采储量704万t，3煤层平均厚度5.97m，可采储量854万t。根据煤层赋存状况，西二采区1煤层可布置9个工作面，其中西翼的2106、2108和2110为薄煤层工作面，煤层厚度0.81.5m；3煤层可布置10个工作面。西二采区设计生产能力120万t/a，服务年限9.3年，预计于2022年回采结束。三、西三采区（一）采区边界划分西三采区平均走向长2030m，倾斜宽1180m(三层煤600-850m)，57、采区东部以矿井工业广场保护煤柱为界，西部以9勘探线与大水头矿为界，南部以F3断层与西二采区为界，北部以井田边界为界（一煤层在F46断层以北尚有薄煤层区域）。地面有xx村。（二）煤层赋存及储量西三采区主要煤层有三层，自上而下依次为1煤层、2煤层和3煤层。采区保有储量3196.4万t，可采储量2262.3万t。其中1煤层保有储量1917.1万t，平均煤厚5.3m，三煤层保有储量1279.3万t，平均煤厚7.9m，二煤层仅有局部分布，不可采。（三）采区服务年限采区生产能力按120万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK =2262.3/1201.4=13.5(年)式中58、 T西三采区计算服务年限，年；ZK西三采区可采储量，万t；A西三采区年生产能力，万t；K储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案西三采区设计为双翼下山开采，为解决西二采区通风、运煤能力不足问题，同时兼顾西三采区开拓，先期施工西三采区运输大巷（机轨合一布置）。西三采区运输大巷布置于3煤层底板岩石中，与F3断层方位基本一致，东部以采区煤仓（20m）与主煤仓相接，往西与西二采区1070零号石门的延伸段相连。根据西二采区巷探资料，F3断层面整体往北移76m，故本次设计将西二1070零号石门延伸330m,距上盘断煤交线150m。西三采区1070运输大巷总工程量2270m（包括煤仓、1070车场、进风行59、人巷等）。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：副井南车场（新鲜风流）西三1070运输大巷采区轨道（输送机）下山工作面运输顺槽工作面回风顺槽西三采区回风下山西二回风上山1235、1260西回风大巷南风井。2.运煤：经采区输送机下山西三1070运输大巷西三煤仓主煤仓新主立井运出。四、东一采区（一）采区边界划分东一采区位于西一采区东部。南部被F1-2断层组切割，北部以F3断层和F48断层为界，东部到F49断层，西部为西一采区边界煤柱。平均走向长1020m，倾斜宽700m。区域2/5的面积位于1-2断层组构造影响带。地表为山间丘陵和盆地，无民用建筑物。有两条季节性沙河穿过地表。地表中部为狼沟，60、东部为小南沟。（二）煤层赋存及储量1.煤层赋存情况东一采区主要煤层有两层，自上而下依次为1煤层、3煤层。1煤层在东一采区全区分布，较稳定，大部分可采，煤层厚度4.2838.31m，平均厚度为14.62m，其中F1-2构造影响带内煤层厚度为12.2838.31m，平均厚度为26.66m；3煤层赋存形态极不稳定，为局部分布，厚度0.372.15m，平均厚度1.36m，仅在195号钻孔厚度为4.84m，本次设计只考虑回采1煤层。东一采区1煤层基本为单斜构造，呈西高东低之势，北部较陡，南部较缓，煤层倾角为635。2、储量东一采区地质储量1356.03万t。其中F1-2断层组构造影响带（表外储量）地质储61、量893.42万t，煤层平均厚度26.66m，表内储量462.61万t，煤层平均厚度11.42m。（三）采区设计生产能力及服务年限考虑到F1-2断层及其它构造带影响，以及现东一采区储量多为表外储量的实际情况，东一采区工业储量按1173万t，可采储量按776.7万t计算，采区生产能力为120万t/a，储量备用系数取1.4，东一采区设计服务年限为：T=ZK/AK=776.7/1201.4=4.6(年)式中 T东一采区计算服务年限，年；ZK东一采区可采储量，万t；A东一采区年生产能力，万t；K储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案东一采区设计为单翼上山开采，沿采区西部边界布置三条上山，采区总开拓62、工程量2342m。（五）采区主要生产系统1.通风：采区内为“两进一回”通风系统，通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）1070东运输大巷采区轨道（输送机）上山工作面运输顺槽工作面回风顺槽采区回风上山1150边界上山上段1260总回风东巷南风井。2.运煤：经采区输送机上山1070东运输大巷中央1号运输石门主立井运出。五、北一采区（一）采区几何尺寸及边界划分北一采区因受到工业广场煤柱限制，采区为一不规则多边形。平均走向长1650m，倾斜宽1370m，东部以15勘探线与东三、东二采区为界，西部以矿井工业广场保护煤柱为界，南部以F3断层为界，北部以1煤层可采界限为界。（二）煤层赋存及储量北一采区主要煤层63、有三层，工业储量3266万t，其中1煤层工业储量1776.9万t，2煤层工业储量426.6万t，3煤层工业储量1062.5万t。采区可采储量为2449.5万t。各煤层的赋存状况如下：1煤层在全区范围内分布，煤层厚度特点是：采区南部煤层较厚，最厚12.93m(靠F3断层)，往北逐步变薄至尖灭，平均煤层厚度6.6m，煤层倾角313。2煤层主要分布在地面铁路以南，即采区南部地区，煤层厚度0.714.41m,平均2.2m，靠1号背斜以南和F3断层以北块段较厚，往北逐渐变薄至尖灭，煤层倾角712。3煤层分布范围较大，除采区东部加14勘探线附近有一片无煤区外，其它地段均有分布。煤层厚度1.299.14m，64、平均4.4m，南部煤层较厚，往北逐渐变薄，铁路以北地区基本为1.43.4m的中厚煤层。煤层倾角418。（三）采区服务年限采区生产能力按120万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK =2449.5/1201.4=14.6(年)式中 T北一采区计算服务年限，年；ZK北一采区可采储量，万t；A北一采区年生产能力，万t；K储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案北一采区设计为双翼开采，石门结合下山进行开拓，共布置三条石门及下山，即1070轨道石门及轨道下山、1070运输石门及输送机下山和1070回风石门及回风下山。运输石门及输送机下山为胶带输送机巷，担负采区煤炭运输65、任务。轨道石门及下山为辅助运输巷，担负采区运料、运矸等辅助运输任务，兼进风。具体内容为：将原北一采区1070运输石门作为采区轨道运输巷，以石门原方位延伸450m后，在1煤层底板施工轨道下山，与东翼920运输大巷相连，坡度15，斜长630m；由主煤仓上口位置开口，与北一采区1070轨道石门同方位施工1070运输石门730m后，沿3煤层底板岩石施工输送机下山，至15勘探线位置以煤仓与东翼920运输大巷相连，坡度9，斜长1140m。同样，从原采区绕道位置同方位施工采区回风石门，沿1煤层底板施工采区回风下山至15勘探线以西约135m处。北一采区首采工作面布置在采区上山南翼1煤层中，工作面走向长990m66、，倾斜宽150m，平均煤层厚度12.2m，煤层倾角12.5，块段内地质储量251万t。(五)采区主要生产系统1.通风：采区通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）北一采区1070轨道石门采区轨道（输送机）下山工作面运输顺槽工作面（污风）回风顺槽采区回风下山采区回风石门及上山1180总回风巷北风井。2.运煤：工作面运输顺槽经采区输送机下山北一1070运输石门主煤仓新主立井运出。六、东二采区（一）采区几何尺寸及边界东二采区位于东三采区以北，北一采区以东，设计走向长度为2000m，倾斜宽1845m，东部以加17勘探线与东四采区为界，西部与北一采区相邻，北部以1煤层可采界限为界，南部与东三采区为界。（二）67、储量东二采区主要煤层有三层，自上而下依次为1煤层、2煤层和3煤层。采区工业储量5767.6万t，可采储量4325.7万t。其中1煤层工业储量5567.8万t，三煤层工业储量199.8万t。1煤层在东三采区全部分布，较稳定，煤层厚度1.2518.21m,平均12.18m，南部较厚，西北角及往东变薄。煤层倾角较缓，一般为210。2煤层赋存形态极不稳定，仅局部分布，为0.61.2m的薄煤层，不可采。3煤层主要分布于加1516勘探线间，平均煤层厚度1.38m，倾角一般为411。（三）采区服务年限采区生产能力按150万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK =4325.768、/1501.420.6(年)式中 T东二采区计算服务年限，年；ZK东二采区可采储量，万t；A东二采区年生产能力，万t；K储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案采区开拓方案为：在采区中部自西向东布置东翼920运输大巷（机轨合一）和940回风大巷，西部以煤仓与北一输送机下山相接，东部至矿井西部边界，工作面直接沿大巷两侧条带式布置，不再布置采区集中下山。东翼920运输大巷与北一轨道下山相联，形成东二、东四采区的轨道运输系统。两条大巷在2号、4号向斜位置穿煤，其它地段位于一煤层底板岩石中。东二采区首采工作面布置在采区南部的1煤层中，工作面走向长940m，倾斜宽150m，平均煤层厚度13.5m，煤层69、倾角2-7，块段内地质储量265万t。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）北一采区1070轨道石门及轨道下山东翼920运输大巷工作面进风行人巷工作面运输顺槽工作面回风顺槽（污风）940回风大巷东三采区回风上山总回风巷东回风立井。2.运煤：经工作面运输顺槽东翼920运输大巷东翼煤仓北一输送机上山北一1070运输石门主煤仓主立井地面。3.运料：中央1号石门北一采区轨道下山东翼920运输大巷工作面运输顺槽工作面。七、东三采区（一）采区几何尺寸及边界划分东三采区设计平均走向长3200m，倾斜宽650m，东部以1煤层可采界限为界，西部与东一采区为界，南部以F1-2断层组为70、界，北部以与东二、东四采区相邻。（二）储量东三采区主要煤层有三层，自上而下依次为1煤层、2煤层和3煤层。采区工业储量4093.7万t，可采储量3070.3万t。其中1煤层工业储量4022.4万t，三煤层工业储量71.3万t。1煤层在东三采区全区分布，较稳定，煤层厚度5.818.65m，平均9.89m，西部、南部煤层较厚，往东逐渐变薄。煤层倾角1430，南部倾角较大，往北逐渐变小。2煤层仅局部分布，赋存形态极不稳定，为0.61.2m的薄煤层，不可采。3煤层主要分布在采区西北的1516勘探线间，平均煤层厚度1.60m,煤层倾角最大35（靠南部），最小12，平均20以上。（三）采区服务年限采区生产能71、力按120万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK =3070.3/1201.4=18.3(年)式中 T东三采区计算服务年限，年；ZK东三采区可采储量，万t；A东三采区年生产能力，万t；K储量备用系数，取1.4。（四）开拓方案采区开拓方案为：将原1070东运输大巷由1070车场延伸2570m进入东三采区，由1070东运输大巷开口，沿走向方向的中部布置三条集中上山，沿上山两翼布置工作面。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）1070东运输大巷东三轨道石上山工作面运输顺槽工作面回风顺槽（污风）东三采区回风上山总回风巷东回风立井。2.运煤72、：经工作面运输顺槽东三输送机上山1070东运输大巷中央一号石门主煤仓新主井地面。3.运料：中央1号石门1070东运输大巷东三轨道上山工作面运输顺槽工作面。八、东四采区（一）采区几何尺寸及边界划分东四采区设计平均走向长为1940m，倾斜宽1700m，西部以加17勘探线与东二采区为界，东部、北部以1煤层可采界限为界，南部以920运输大巷与东五采区为界。（二）储量东四采区主要煤层为1煤层，采区工业储量4630.8万t，可采储量3473.1万t。1煤层在东四采区全部分布，较稳定，煤层厚度5.819.87m,平均11.05m，西部、南部较厚，往东变薄。煤层倾角217.5。（三）采区服务年限采区生产能力按73、150万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK =3473.1/1501.416.5(年)式中 T东四采区计算服务年限，年；ZK东四采区可采储量，万t；A东四采区年生产能力，万t；K储量备用系数，取1.4。（四）开拓方案采区开拓方案为：与东二采区相同，工作面直接沿大巷两侧条带式布置，不再布置采区集中下山。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）北一采区轨道下山东翼920运输大巷工作面运输顺槽工作面回风顺槽（污风）940回风大巷东三采区回风上山总回风巷东回风立井。2.运煤：经工作面运输顺槽东翼920运输大巷主斜井煤仓皮带主斜井地面。3.74、运料：中央1号石门北一采区轨道下山东翼920运输大巷工作面运输顺槽工作面。第四章 采区开拓工程排队第一节 井巷工程成巷进度指标根据煤炭工业矿井设计规范及其它有关规定，并结合本矿井的实际施工水平，对各类主要巷道平均成巷进度指标确定如下：立井：65m/月；岩石平巷：锚网喷支护，钻爆法掘进，70m/月；岩石斜巷：锚网喷支护，钻爆法掘进，60m/月；煤巷综掘：锚网喷支护，160m/月，半煤岩巷：锚网喷支护，120m/月。第二节 采区开拓工程排队一、西三采区先期掘进西三采区1070运输大巷，合计工程量2380m（包括车场、煤仓、通风行人巷、西二1070零号石门延伸等）。安排两个岩掘面进行双头对掘施工，预75、计工期20个月，2010年2月开工，2011年9月完成。二、东一采区东一采区设计为单翼上山开采，采区总开拓工程量2342m，截止2009年10月底，开拓工程量已完成811m，剩余1531m，预计2011年1月开拓工程量全部竣工。 东一采区首采工作面部分巷道已形成，还剩余运输顺槽750m，开切眼150m，安排一个综掘面施工，预计2011年8月首采工作面系统形成。表4-2-1 东一采区开拓、准备巷道明细表 序号巷道名称长 度（m）净断面（）煤岩别坡度（）11070东运输大巷56114.8岩42东一采区煤仓407.1岩903东一采区1070车场18013.28岩44输送机上山、回风上山联巷459.176、4岩45东一采区轨道上山4339.14岩256东一采区输送机上山4859.14岩167东一采区回风上山3349.14煤258轨道上山绞车硐通风道713.97岩149东一采区输送机上山通风道503.97岩410输送机上山1070联巷1439.14岩11东1101运输顺槽75012.9煤沿煤层12开切眼15010.1煤沿煤层合 计3242三、北一采区北一采区设计总开拓、准备工程量6610m（形成首采工作面），其中岩巷4593m,煤巷2130m。安排两个岩掘面、两个综掘面进行施工，预计工期44个月，2010年5月开工，2013年12月完成（2014年7月开始生产，接续正常）。表4-2-2 北一采区开77、拓巷道明细表 序号巷道名称长 度（m）净断面（）煤岩别坡度1北一采区1070轨道石门延伸46010.2岩42北一轨道下山6309.14岩153中央一号石门延伸11312.79岩44北一采区运输石门7309.14岩45北一输送机下山11409.14岩96输送机下山清理斜巷1358.5岩2577北一采区回风石门4509.14岩48北一回风下山3659.14岩129联 巷809.14岩1610920水泵房、变电所5012.28岩411920水仓2407.86岩212920车场、运输大巷17015.8岩413北一采区1101工作面运输顺槽99012.9煤沿煤层14北一采区1101工作面回风顺槽990178、0.1煤沿煤层15北1101开切眼15018.2煤沿煤层16溜煤眼308.1岩90合 计6723四、东二采区东二采区设计总开拓、准备工程量8957m（包括新主立井、井底硐室等，并形成首采工作面），其中岩巷6927m,煤巷2030m。详见附表。先期外委施工新主立井及井底硐室、清理斜巷等，工期需20个月，2010年5月开工，2011年12月完成。在北一轨道下山形成后（需20个月，2011年12月完成），再安排两个岩掘面分别施工东翼920运输大巷和940回风大巷，施工到煤巷时安排两个综掘面，预计工期55个月（4.6年），从2012年1月开工，2016年7月完成（2017年2月开始生产，接续正常）。表79、4-2-3 东二采区开拓巷道明细表 序号巷道名称长 度（m）净断面（）煤岩别坡度1主立井66033.17岩902井底清理斜巷2208.5岩253中央一号石门延伸11312.79岩44主井通路308.5岩45箕斗装载硐室615.75岩46箕斗装载胶带输送机巷3815.75岩47主井煤仓3012.56岩908通风行人巷908.5岩259东翼920运输大巷160015.8岩410东翼940回风大巷168512.79岩411东三采区回风上山14409.14岩1212总回风巷91512.79岩413东二采区避难所609.14岩414溜煤眼408.1岩9015东二采区2101工作面运输顺槽94012.9煤80、沿煤层16东二采区2101工作面回风顺槽94010.1煤沿煤层17开切眼15018.2煤沿煤层合 计8957五、东三采区东三采区设计总开拓、准备工程量7175m（形成首采工作面），其中岩巷3870m,煤巷3305m。详见附表。先期安排一个岩掘面施工1070东运输大巷，预计工期为42个月，施工至采区上山位置后，再安排两个岩掘面施工轨道上山和输送机上山，之后安排两个综掘面施工回采巷道，预计工期22个月，即合计工期为64个月，2015年1月开工，2020年4完成（2020年10月开始生产，接续正常）。表4-2-4 东二采区开拓巷道明细表 序号巷道名称长 度（m）净断面（）煤岩别坡度11070东运输大81、巷延伸257015.8岩42东三采区轨道上山6209.14岩123东三采区输送机上山6209.14岩104联巷309.14岩205溜煤眼308.1岩906东三采区3101工作面运输顺槽157512.9煤沿煤层7东二采区3101工作面回风顺槽158010.1煤沿煤层开切眼15018.2煤沿煤层合 计7175表4-2-5 采区开拓、准备工程接替安排表采区名称总开拓工程量（m）巷道性质支护方式单 头平 均月进尺（m）施工工期（月）施 工时间段接续计划（2010年-2020年）备 注2010年2011年2012年2013年2014年2015年2016年2017年2018年2019年2020年西三采区282、270m（前期）岩巷锚网喷70（岩）160（煤）202010年2月2011年9月两个岩掘面施工，工程外委。东一采区3242m（剩余）岩巷煤巷锚网喷60（岩）160（煤）202010年1月2011年8月两个岩掘面施工北一采区6610m岩巷煤巷锚网喷65（岩）160（煤）442010年5月2013年12月两个岩掘面、两个综掘面施工东二采区8957m岩巷煤巷锚网喷65（岩）150（煤）742010年5月2016年7月立井工程外委，另安排两个岩掘面、两个综掘面施工东三采区7175m岩巷煤巷锚网喷65（岩）160（煤）642015年1月2020年4月两个岩掘面、两个综掘面施工说明1. 西三采区前期开拓工83、程系西三采区运输大巷等，先期掘出用以解决西二采区的通风、运煤等系统能力不足问题。2. 东二采区存在先期制约工程，即只有在北一轨道下山掘出后，方可施工东翼运输大巷和回风大巷。第五章 采区、工作面接替安排一、240万t/a产能根据产能提升规划方案，达到240万t/a产能时，全矿井2011年形成“一井三区”生产格局，西一采区、西二采区、东一采区进行生产，2014年形成“一井四区”生产格局，西一采区、西二采区、东一采区和北一采区进行生产，各采区设计生产能力均为120万t/a。配备“两主一辅”共三个回采工作面，主采工作面采用综采放顶煤采煤法，年生产能力800-120万t/a，辅助回采工作面采用综采采煤法84、，年生产能力40-70万t/a，主要开采薄及中厚煤层区域和边角煤。240万t产能时共配备五个综掘队，三个开拓队（不包括外委工程）。二、300万t/a产能矿井2016年达到300万t/a产能，到2017年，西一采区回采结束，北一、东二采区相继投入生产（分别在2014年、2017年投产），形成“一井四区”生产格局，全矿井西二采区、东一采区、北一采区和东二采区四个采区同时生产，其中东一、西二、北一采区设计生产能力120万t/a，东二采区设计生产能力150万t/a。不增加回采工作面个数，仍配备“两主一辅”共三个回采工作面，根据东二、东三采区及北一部分块段煤层赋存条件较好的特点，提高工作面生产能力，以工85、作面产量的提升来保证矿井300万t/a产能的实现。主采工作面采用综采放顶煤采煤法，年生产能力120-150万t/a，配采工作面采用综采，年生产能力40-70万t/a。共配备五个综掘队，三个开拓队（不包括外委工程）。另外，xx煤矿作为煤与瓦斯突出矿井，在采区和工作面接替上考虑了至少6个月的瓦斯预抽时间，“一井四区”生产格局时，始终保持一个采区专门用于瓦斯预抽。一、三层煤均有分布并可采的采区，先采1煤层，再采3煤层，并合理进行搭配，保证均衡生产。表5-1-1 xx煤矿2010年2020年采区及分队接续计划表年度生产采区及能力产量分解合计产量主立井提升量皮带斜井提升量2010年西一采区:90万t综放86、一队：90万t180万t180万t/西二采区:90万t综放二队：90万t2011年西一采区:62万t；东一采区:30万t综放一队：92万t180万t180万t/西二采区:68万t综放二队：68万t西一采区:20万t综采队：20万t2012年东一采区:100万t综放一队：100万t200万t200万t/西二采区:60万t综放二队：60万t西一采区:40万t综采队：40万t2013年西一采区:100万t综放一队：100万t240万t240万t/西二采区100万t综放二队：100万t东一采区:40万t综采队：40万t2014年西一采区:100万t综放一队：100万t240万t240万t/北一采区：687、0万t（投产）综放二队：60万t西二采区:80万t综采队：80万t2015年西一采区:70万t综放一队：70万t240万t240万t/北一采区：110万t综放二队：110万t西二采区:60万t综采队：60万t2016年西一采区:76万t（采区开采结束）综采队：76万t300万t196万t104万t东一采区：120万t综放二队：120万t西二采区:104万t综放一队：104万t2017年东二采区:130万t综放一队：130万t300万t230万t70万t东一采区:110万t综放二队：110万t西二采区:60万t综采队：60万t2018年北一采区：120万t综放一队：120万t300万t240万688、0万t东一采区:120万t综放二队：120万t西二采区:60万t综采队：60万t2019年东二采区:100万t（接北一采区）北一采区:30万t综放一队：130万t300万t200万t100万t东一采区:120万t综放二队：120万t西二采区:50万t综采队：50万t2020年东一采区:109万t（开采结束，接东三采区）；东三采区:21万t综放一队：130万t300万t239万t61万t北一采区:80万t（接东二采区）东二采区:40万t综放二队：120万t西二采区:50万t综采队：50万t表5-1-2 xx煤矿2010-2056年采区接替计划表采区名称可采储量（万t）平均煤厚（m）生产能力（万t89、/a）服务年限（a）采区布置方式接续采区开采时间接续计划（2010年-2056年）2010年-2015年2016年-2020年2021年-2025年2026年-2030年2031年-2035年2036年-2040年2041年-2045年2046年-2050年2051年-2055年2056年西一558煤1：6.3煤3：6.71204.4（剩余）双翼东二1989年2016年西二1558煤1：4.5煤3：5.971209.3双翼西三2009年2022年东一776.7煤1：14.01204.6单翼东三2011年2020年北一2449.5煤1：6.6煤3：4.412014.6双翼东二2014年2037年90、东二4325.7煤1：12.18煤3：1.3815020.6双翼/2017年2056年东三3070.3煤1：9.89煤3：1.6012018.3双翼东四2020年2038年西三采区2262.3煤1：5.3煤3：7.912013.5双翼东四2022年2042年东四采区3473.1煤1：11.0515016.5双翼/2039年2056年表5-1-3 xx煤矿2010年-2020年采区开拓、准备及开采接续情况综合表采区名称可采储量（万t）设 计生产能力（万t）设 计服务年限（年）开拓、准备工 程 量（m）开拓、准备巷道施 工 工 期(月)开拓时间开采时间接替采区西一采区5581204.4（剩余）/191、989年12月2016年12月东二采区西二采区15581209.3/2009年1月2022年2月西三采区东一采区7761204.63242m（剩余工程量）202010年1月2011年8月2011年10月2020年9月东三采区北一采区2449.512014.66610m442010年5月2013年12月2014年7月2037年12月东二采区东二采区4325.715020.68957m742010年5月2016年7月2017年2月2056年12月/东三采区3070.312012.87175m642015年1月2020年4月2020年10月2038年12月东四采区西三采区2262.312013.5292、270m（前期开拓工程）202010年2月2011年9月2022年3月2042年12月东三采区说 明1.开拓、准备工程量包括形成首采工作面巷道系统，东二采区还包括主立井、井底硐室等矿井开拓工程量。2.西三采区前期开拓工程系西三采区1070运输大巷等，先期掘出用以解决西二采区的通风、运煤等系统能力不足问题。第六章 地面生产系统xx煤矿现地面生产流程为：主井筛选煤仓手选车间配仓/储煤回煤配仓。设2级螺旋筛分选，50mm、25mm分级，手工拣矸，装车煤仓12个，储煤场1个，列车、汽车外运销售，目前生产能力264万t/a。产能提升后，生产系统原煤筛分与选煤厂结合考虑。第一节 产品方案根据选煤厂生产的煤93、质和市场预测，产品以化工用煤和动力煤为目标市场，化工用煤要求块煤为主，动力煤则粒度要求不高，但目前该矿煤仅用作动力煤，根据矿井煤的牌号及煤质特征，该矿煤经洗选，除可作动力用煤外，还是优质的化工用煤。因此设计增加了产品粒度品种， 确定产品方案如下：筛分：大块：粒度+50mm；中块：粒度50-25mm；小块：粒度25-13mm；混煤：粒度13-0mm。选煤厂入洗时，入洗上限为50mm，入洗下限为0.5mm。产品方案：洗中块：粒度50-25mm；洗小块：粒度25-13mm；洗混煤：粒度13-0mm。第二节 生产能力选煤厂生产能力与矿井生产能力一致为3.00Mt/a。年生产能力：3.00 Mt/a；日94、生产能力：9090.9t/d；小时生产能力：568.18t/h。第三节 选煤方法常用的选煤方法可分为三类：重介分选、跳汰分选和风选。1.风选是近年来新兴的选矸方法，对6mm以上、全水分在7.00%以下的煤有较好的分选效果。与重介和跳汰相比，同一分选密度下的精煤灰份要高得多，同时矸石灰份也低得多，它的特点是不需要水，不产生煤泥，系统简单，缺点是分选效果差，是上述三种选煤方法中分选指标最差的一种，适应于干旱缺水地区的小型动力煤选煤厂。应用于大型现代化选煤厂，从技术领先的角度看不是最佳选择。2.跳汰分选是传统的选煤方法，经过不断地技术改进和实践，已经达到了很高的工艺指标，分选易选煤时，工艺指标已经接95、近重介分选。它的特点是工艺简单，选矸效果好，次生煤泥量小，相对生产成本较低、生产管理方便。3.重介分选是目前世界上工艺指标最先进的选煤方法，它最大的优势是分选效率高，精煤产率高，适合于中等可选或难选煤。当分选易选煤时，其优势不突出，分选效果与跳汰分选差别不大。当前应用较多的有重介旋流器和重介浅槽两种方法。重介旋流器适合于末煤和混煤分选，它的特点是工艺先进、分选精度高、精煤产率高、系统易于实现自动化。重介浅槽适合于13mm以上的块煤分选，它的特点是工艺先进，分选精度高、精煤产率高、次生煤泥量低、系统简单、生产成本较低。由于重介浅槽不适合混煤分选，因此重介分选只能考虑重介旋流器分选。从xx原煤浮沉96、资料分析知，1.501.80kg/l的中间密度物很少，故设计考虑采用两产品重介旋流器，工艺系统不出中煤。根据上述分析，xx选煤如果选用重介旋流器分选和跳汰分选两个方案比较，重介选的吨煤投资及吨煤加工费较跳汰分选高，但精煤产率增加所创造的价值大于吨煤投资及吨煤加工费增加值之和，采用重介选在经济上优于跳汰选，故采用有压二产品重介旋流器分选。第四节 地面生产系统工艺流程综述根据拟定的产品方案和推荐的选煤方法，最终确定的工艺为原煤经过50mm分级，+50mm人工拣矸后，作为最终产品，-50mm的末煤，选煤时，经0.5mm脱泥筛脱泥后进入两产品重介旋流器分选。洗块煤经25mm分级后分为2550mm的洗中97、块和1325mm的洗小块产品，130.5mm的洗末煤与分级旋流器回收的粗煤泥混合作为洗混煤，加压过滤机回收的细煤泥作为煤泥。矸石作为最终产品与矿井排矸统筹处理。-50mm的末煤，筛分时，分为2550mm的中块、1325mm的小块产品和130.5mm的末煤。1.原煤分级矿井原煤含有铁器、木棒等杂物，入洗时，影响各环节工艺设备的正常工作，需要设置除铁器和手选系统。鉴于原煤筛分与选煤厂结合考虑，矿井原煤首先以50mm分级，+50mm的块煤经过手选拣杂后，以最终产品入产品仓，手选矸石入矸石仓。-50mm级混煤如果入洗，直接经带式输送机进入主厂房，主厂房所出产品为13-50mm洗混块、-13mm洗混煤和98、洗矸石三种产品，分别经三条带式输送机运到产品煤仓和矸石仓，在产品仓上设有圆振动筛一台，孔径25mm，主厂房出来的13-50mm洗混块上仓后，经振动筛分级，产品可分成13-25mm、25-50mm两级；分别存入块煤产品仓；-13mm洗混煤通过配仓带式输送机配至末煤产品仓。在末煤仓和块煤仓下均设有给煤机，装火车外运，也可经堆煤机运至储煤场存储，漏斗回煤或供锅炉房用煤，推土机辅助作业。洗矸石通过带式输送机卸入矸石仓，仓下设手动闸门，装车外运。-50mm级混煤如果筛分，通过转换溜槽进入筛分系统，按照13 mm分级，分成13-50mm、0-13mm两级，再分别经两条带式输送机运到主厂房，直接转至上产品仓99、的两条带式输送机。 2.重介分选-50mm级混煤经过脱泥进入有压两产品重介旋流器分选，重介分选出精煤和矸石两种产品。3.产品脱水脱介洗精煤经过精煤分级、脱介筛，分为+13mm的块精煤和130.5mm的末精煤。+13mm的块精煤又经25mm筛分级得到最终的1325mm的洗小块和2550mm的洗中块。130.5mm的末精煤进入离心脱水机进一步脱水后，与分级旋流器回收的粗煤泥混合作为洗混煤。洗矸石通过矸石脱介筛脱水、脱介后，作为最终矸石。4.介质回收产品通过脱介筛脱介，稀介质和部分合格介质进入磁选机磁选，磁选精矿进入合格介质桶循环使用，磁选尾矿进入煤泥水系统。5.粗煤泥回收为减轻煤泥脱水系统的压力，100、降低煤泥水系统成本，需要设置粗煤泥回收系统。煤泥水通过分级旋流器分级，旋流器底流进入弧形筛预先脱水后进入TBS分选机脱水，产品与洗精煤混合作为洗混煤产品。6.煤泥分级脱水旋流器溢流和弧形筛筛下水及离心液混合后通过浓缩机分级，浓缩机底流进加压过滤机脱水。产品作为最终的煤泥产品。第五节 地面生产系统工艺布置地面生产系统生产能力与矿井生产能力相同，即为3.0Mt/a。工作制度为年工作330d，每天工作16h。为降低投资，设计尽可能利用矿井现有的地面生产设施。1.原煤缓冲仓建设矿井选煤厂后，为了调节选煤厂的生产，建有原煤缓冲仓一座，容量10000t，约为矿井一天产量。2.准备车间根据原煤筛分分级及综合101、考虑重介选煤入洗粒度，筛分车间与大块产品仓、矸石仓联合建筑。在准备车间设原煤分级、除铁拣杂、+50mm的大块煤拣矸环节，并设圆振动筛两台，其中一台筛孔50mm，一台筛孔13mm，可满足生产的要求。3.主厂房主厂房设备采用钢结构独立基础，模块化布置。厂房内共布置了两个工艺模块，一个重介分选模块，一个煤泥脱水模块。各工艺设备间紧密衔接，阶梯式分层布置，生产管理方便。所有大型工艺设备均暴露在外，用一台桥式起重机就可以提升装卸设备和部件，设备检修、维护十分方便。4.产品仓为了减少投资，设计利用原装车仓及回煤系统，但现生产系统设计增加了产品粒度品种，现有产品仓及装车能力不能满足产能提升后的要求，需增加产102、品仓，在现有装车仓的西面扩建与原相同能力的产品仓，同时在新建产品仓上设有圆振动筛一台，孔径25mm，13-50mm混块上仓后，经振动筛分级，产品可分成13-25mm、25-50mm两级，两级产品分别储存。-13mm末煤上产品仓后，通过仓上设置的末煤配仓带式输送机配入末煤仓。第六节 工业场地平面布置根据总平面设计要求和选煤工艺布置，以及实际地形进行平面布置。布置原则是在所规定的场地内，满足使用功能的基础上力求做到：平面布置紧凑，功能分区合理，尽量节约用地；利用自然地形条件，选择适宜的竖向布置方式，减少土石方工程量；注意绿化及环境美化。目前矿井地面生产设施已经形成，外运煤铁路站场系统已经形成，本次103、设计利用矿井原有的铁路站场、装车点及部分皮带走廊。原煤从主井直接提升进入地面生产系统；生产工艺作环形布置；产品煤利用原有铁路上及新建的装车仓外运；场内采用公路运输方式，矸石利用公路运输至矿井矸石山。建（构）筑物及道路布置规整，给人以简洁、明了的视觉感受。辅助生产建构筑物围绕主厂房采用集中布置，有利于生产管理；场内布置一定量的绿化，以起降尘作用，改善工作环境。 第七节 生产辅助工程一、给水1.给水水源选煤厂生产、日用、消防用水由矿井的给水管网上接引管道至xx矿井选煤厂给水管网。2.厂区内给水系统：（1）生活用水接矿井工业场地给水管网。（2）生产清水接矿井工业场地给水管网。（3）管网形式及敷设给水104、系统采用枝状管网；埋地管道采用给水铸铁管，油麻石棉水泥接口，管顶最小埋深为1.0m。明设管采用钢管焊接。二、排水1.生活排水系统选煤厂内的生活污水中含油类污染物较高，须经隔油池处理后排入厂内部的排水系统。选煤厂内的生活污水经化粪池处理后排入厂内部的排水系统。最终污水经一体化处理后作为绿化用水或排至厂外排水管网系统。2.生产废水排水系统（1）扫地水、设备滴漏水等均自流入集水坑，经扫地泵提升进入煤泥水处理系统进行回收。（2）全厂事故排放水进入事故浓缩机贮存，静止沉淀后，上部清液入循环水池作为生产循环水复用，底流入煤泥水处理系统处理，最终实现闭路循环。三、供配电1.电源及供电方式本矿井现有一座35k105、V变电所,有两台SFL1-10000/35、35/6kV、10000kVA变压器。地面生产系统电源引自矿井35/6kV变电所不同母线段，以两回6kV架空线路向地面生产系统供电。2.供配电系统地面生产系统用电设备主要分布在提升机房、主厂房、准备车间、浓缩池、办公楼等处，其负荷相对集中，在主厂房附近设一座6kV变电所。6kV侧采用单母线分段接线，正常两回电源同时工作。当一回电源故障时，另一回仍能保证正常生产。除部分高压用电设备由6kV直接供电外,低压负荷选择两台变压器。两台主变同时运行，正常情况下，能满足地面生产系统负荷的需要，但当一台主变故障检修时，另一台变压器可以保证二级及以上负荷的运行。根据106、地面生产系统的用电设备分布及中等容量的电机数量占少数的情况，确定本厂低压配电电压采用380V。低压配电系统采用放射式供电方式，向准备车间、浓缩车间及化验办公综合楼等处的配电点供电。提升机房、主厂房电动机由变电所直接供电各配电点向其附近用电设备放射式配电其中提升机房内的提升机、主厂房内的混合入料泵、分级旋流器入料泵等高压电动机由变电所以6kV供电。6kV变电所，采用分散式微机保护监控装置，就地安装，该装置具有通信接口，并能与主厂房控制室通过通信电缆连接，实现控制室对变电所遥信、遥测、遥控。高压电缆选用交联聚乙烯电缆，低压选用全塑电缆。车间内电缆沿桥架敷设，工业场地电缆沿栈桥或埋地敷设。照明电源采107、用两个独立电源交叉供电，照明电压为220V。变电所、配电室、控制室、办公楼等采用荧光灯，多尘潮湿场所采用防水防尘灯，高大厂房采用混光灯，其余车间采用广照型、配照型工厂灯，厂区照明采用高压纳灯。选煤厂高出地面15m的建构筑物装设防雷保护装置，保护装置以避雷带为主。全厂防雷接地、保护接地和工作接地采用共用接地体，接地电阻不大于1。四、自动控制1.控制范围及控制方式地面生产系统自动控制范围，包括准备车间、主厂房、浓缩车间以及装车仓等系统。系统采用DCS分布式控制方式。现场控制器采用带工业以态网接口的PLC,上位机采用高可靠性工业微机，所有微机均配液晶显示器。在办公楼设监控中心一间，设置有主控PLC、108、UPS电源和生产在线服务器等设备。在准备车间、主厂房、浓缩车间以及装车仓等系统处设置PLC分系统；在各电动设备现场设置就地操作箱。利用工业以太网，实现主控PLC、分系统PLC之间的通讯联系。通过系统组态，整个控制系统可以在控制室通过网络浏览设备状态、发布启停指令、进行远方参数设定、测试和故障诊断。该控制系统使地面生产系统的控制、管理系统在硬软件的配置上相互关联。功能上各分系统既能独立的控制本车间的电气设备，又能互相通讯，协调运行。在其联合工作下，完成所有设备运行及工艺参数控制；控制系统配置灵活、扩展容易、可靠性高。此外，就地操作不通过PLC，避免就地检修、调试时，对集控系统的影响。本系统设有多109、种控制方式：集中联动控制、集中手动控制和就地控制，集中控制用于正常生产，就地控制用于调试和检修。各控制方式互为闭锁。各生产流程，既能相互联锁工作，又能独立运行。2.重介悬浮液密度调节系统采用PLC加PID调节模块、密度检测仪、介质桶液位检测、清水及浓介质电动调节阀等构成介质密度闭环自动调节系统。密度检测装置选用射线密度检测仪，液位检测装置选用激光物位计，人机介面软件完成本调节系统模拟系统图显示，各工艺参数的修改、显示、打印、超限报警，自动调节等功能。能与主PLC进行通讯。3.工业电视为监视主要地点状态和主要设备运行，设置矿用工业电视系统。在地面生产系统主出入口、原煤输送系统转载点、选煤主要设备110、装车等处，设置一体化带夜摄功能的彩色摄像机。在监控中心，设置彩色显示器组合而成的电视墙，用于工业电视信号的24小时显示。五、计算机管理系统在厂办公室内设置计算机信息管理系统网络，实现办公管理和生产信息自动化。通过网络与主厂房控制室内的监控计算机联网，便于矿领导和有关人员及时掌握生产动态，指挥生产。六、通信选煤厂通信系统，包括行政管理电话和生产调度电话系统。行政电话总机利用矿办公楼内总机，选煤厂设保安配线箱，通过电话电缆与矿井办公楼总机连接。在洗煤厂主控中心室设生产调度总机一台，选用矿用程控电话交换机，对全厂各主要生产环节和管理岗位设有调度电话分机,构成以主控室为中心的调度通信系统。厂区电话线111、网,采用塑料电话电缆和绝缘线与照明线,沿同一路径敷设。七、采暖对经常有人工作或休息及生产工艺对室内温度有一定要求的建筑物，均设置集中采暖，热源为矿井工业场地内原有的锅炉房。八、通风主厂房设计拟采用自然通风方式；煤样室等产生有害气体的建筑物设机械通风，通风换气次数为3次/h；原煤转载点、精煤产品仓换气次数为1次/h.。生产系统在生产过程中会有很多粉尘产生，为了抑制粉尘扩散，保证室内安全生产环境和生产人员的身体健康，设计考虑对有粉尘产生的设备及工艺环节尽量加以密闭，再辅以洒水防尘。九、生产技术检查选煤厂设有计量、采样、化验等技术检查手段，为生产管理提供技术数据，提高产品质量和企业经济效益。1.化验112、选煤厂设有化验室，进行常规化验项目，如灰份、硫分、发热量等。化验室与办公楼合建。2.数量检查出厂产品采用轨道衡计量，入厂原煤采用核子皮带秤计量。3.质量检查为了精确控制选后产品煤质，在带式输送机上设置在线测灰仪。主厂房内设快灰、快浮试验室，与在线测灰仪配合使用。第八节 建筑物与构筑物1.主厂房，根据工艺布置的要求采用钢结构，钢支架与局部钢筋砼框架相结合的结构形式从而减轻结构自重，缩短施工工期。2.浓缩车间、原煤缓冲仓，均采用钢筋砼结构。3.准备车间、变电所、提升机房、介质库、皮带走廊，均采用钢筋砼框架结构。4.综合办公楼，两层，框架结构。第七章 矿井瓦斯灾害防治第一节 瓦斯抽采xx煤矿属煤与瓦113、斯突出矿井，预抽煤层瓦斯是治理瓦斯灾害及防治突出工作的主要手段。一、煤层瓦斯参数及瓦斯储量(一)煤层瓦斯参数xx煤矿现生产采区为西一采区和西二采区，开拓采区为东一采区。西一采区煤层瓦斯经过多年的抽采，瓦斯含量已降低，其它采区煤体均未受采动影响，属末解除突出危险的原始煤体，在未取得瓦斯实测资料前，区域煤层瓦斯参数参考xx煤矿煤与瓦斯突出修正初步设计和煤科总院重庆分院提交的xx矿务局xx煤矿西一采区煤与瓦斯突出危险性的评价，并结合该矿历年来的实测值，具体如下：1.煤层瓦斯压力：1.88MPa2.煤层瓦斯含量：9.3m3/t3.煤层透气性系数：0.2130.7m2/MPa2d4.百米钻孔自然瓦斯涌出114、量：0.1520.278m3/min5.百米钻孔瓦斯流量衰减系数：0.0320.053日-1(二)瓦斯储量区域煤层瓦斯储量按下列公式计算：W=AqC式中：W区域煤层瓦斯储量，m3；A区域煤层工业储量，t；q煤层原始瓦斯含量，m3/t。C邻近不可采煤层及围岩瓦斯储量增加系数，取1.1；经计算，西二采区煤层瓦斯储量为16335104m3，东一采区煤层瓦斯储量为13872104m3，北一采区煤层瓦斯储量为33411104m3，东二采区煤层瓦斯储量为69460104m3。二、瓦斯可抽量的计算瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中可抽出的极限瓦斯量，采用下式计算。W抽=WcK可式中：W抽采区瓦斯可抽量，104m3；115、Wc采区瓦斯储量，104m3；K可可抽系数；K可=K1K2Kg；式中：K1煤层瓦斯排放系数K1=(W含-W残)K3/W含式中：W残参照修正初步设计，经计算为 2.73m3/t；K3瓦斯涌出程度系数，取K3=0.95；W含吨煤瓦斯含量，取9.3m3/t；K2负压抽采时的抽采作用系数，取K2=1.2；Kg采区抽采率，本设计采用综合抽采方法，取Kg=0.4。 则：K可=(W含-W残)K3K2Kg/W含=()0.951.20.4/9.3=0.32经计算，西二采区瓦斯可抽量为5227104m3，东一采区瓦斯可抽量为4439104m3，北一采区瓦斯可抽量为10692104m3，东二采区瓦斯可抽量为2222116、7104m3，三、抽采服务年限xx煤矿抽采系统扩容改造后，预计纯瓦斯抽采量可达50-60m3/min，结合矿井生产接续，按300万t/a产能四个采区同时生产时的抽采量考虑，西二采区抽采量取10m3/min，东一采区抽采量取12m3/min，北一、东二采区抽采量取15m3/min。采区抽采服务年限按下式计算： n=W抽/W年抽式中：n抽采服务年限，年； W抽瓦斯可抽量，104m3；W年抽预计采区每年抽采量，考虑连续抽采。经计算，西二采区瓦斯抽采服务年限为9.9年，东一采区7.0年，北一采区为13.5年，东二采区25.2年，与采区服务年限相适应。四、瓦斯抽采方法根据xx煤矿多年的生产实践，采用开采117、前预抽、边掘边抽、边采边抽及采空区抽采等综合瓦斯抽采方法，保证各原始煤层中回采工作面的瓦斯预抽时间达到6个月以上，回采前吨煤残存瓦斯含量降到5.85m3/t以下，矿井瓦斯抽采率不低于40%，工作面瓦斯抽采率不低于30%；煤巷掘进采用条带区域预抽煤层瓦斯，回采工作面采用顺层倾向钻孔、穿层钻孔抽放瓦斯，区域内采用采区开拓岩巷实施穿层钻孔抽采瓦斯。1.采前预抽新设计采区不再布置专门的瓦斯抽采中巷，主要利用水平运输大巷、采区集中上（下）山及石门向煤层打穿层钻孔进行抽采，在两帮每隔50m施工抽采钻场，两帮钻场错距25m。钻场规格为长5m宽4m高2.5m，在每个钻场内沿煤层倾斜方向施工200m大直径上穿层118、钻孔提前预抽煤层瓦斯，每个钻场施工3个钻孔，钻孔呈扇形布置，穿过1层煤顶板0.5m左右；穿层钻孔在工作面掘进前12年就可以施工抽采。2.边掘边抽 工作面上下顺槽开口掘进时，在掘进巷道两帮每隔50m施工抽采钻场，两帮钻场错距25m。在钻场内沿倾斜方向施工94mm，深70m的顺层钻孔提前对工作面煤层预抽瓦斯，每个钻场施工8个钻孔。钻孔分两排施工，每排4个孔，上排见煤层顶板，下排见煤层底板。工作面两顺槽外侧的钻场沿倾斜方向施工的顺层抽采孔主要对相邻工作面煤体提前预抽。在工作面掘进中，瓦斯涌出量大，通风无法解决时，在掘进巷道两帮的钻场内沿工作面走向（掘进迎头方向）各施工94mm、深80m抽采孔5个，钻119、孔终孔距巷帮外廓58m，对掘进工作面前方煤体提前预抽，随着工作面掘进每50m施工一组10个孔，始终保持30m的抽采超前距，以减少掘进工作面瓦斯涌出量，减轻风排瓦斯的负担。3.顶板岩石走向钻孔代替走向高抽巷抽采在工作面集中上（下）山中施工顶板钻场，钻场内错回风巷1015m布置，距1层煤顶板垂直距离5m左右。在钻场内向煤层顶板岩石中施工近水平走向大直径钻孔一组3个，钻孔深度600m，试验以大直径钻孔代替走向高抽巷抽采瓦斯。钻孔施工在距煤层顶板3050m的裂隙带，随着工作面推进可以抽采采空区裂隙带瓦斯。4.边采边抽采煤工作面正常回采时，两顺槽钻场内的钻孔继续抽采，减轻风排瓦斯的压力。5.采空区瓦斯抽120、采采空区瓦斯抽采主要为试验的顶板走向岩石钻孔抽采和采后封闭抽采，工作面正常回采时利用顶板岩石走向钻孔抽采采空区裂隙带瓦斯，工作面回采结束后，利用回风及顶板排放巷密闭插管抽采，以提高矿井瓦斯抽采量。五、瓦斯抽采措施1.工作面两道掘出后，利用巷道内钻场布设钻孔进行瓦斯抽采，抽采时间不少于6个月。2.利用负压调节方法使各区域抽采负压分配合理，对1260西大巷等较远区域加设移动抽采泵，以增加抽采能力。3.采用先进的大孔径、深钻孔技术，尽可能提高抽采浓度。4.无中巷开采时，煤层顺层钻孔抽采时间短，不能进行有效长期抽采，因此要施工走向大直径深孔对工作面进行集中预抽，确保达到40%以上的抽采率并解出突出危险121、后方可生产。5.在煤层中掘进顺槽时，采取边掘边抽和试验以大直径岩石走向钻孔代替走向高抽巷抽采技术，边掘边抽的瓦斯浓度较低，并影响瓦斯发电利用时，设置移动抽采泵抽采并排入总回风，浓度超过20%时可并入永久抽采系统抽采。6.采用孔板流量计和抽采监测装置计量，为防止孔板流量计对抽采系统增加阻力，在安装孔板的位置加装同等管径的旁通管，在旁通管上安装闸阀控制，当测定孔板压差时关闭旁通阀门，正常抽采时打开旁通阀，以减小孔板形成的阻力。7.增配井下打钻设备。选用MK-7型全液压矿用钻机1台，澳大利亚VLD1000型煤层定向钻机系统1套。表9-1-1 瓦斯抽采系统设备器材配备表序号名 称规格型号单位数量1抽放122、管路5008.5无缝钢管m35002液压矿用钻机MK-7型台23瓦斯抽放移动泵BJW-25YJ台24煤层定向钻机VLD1000型套1表9-1-2 瓦斯抽采巷道工程量明细表 序号巷道名称长 度（m）净断面（）煤岩别坡度1北一采区1101工作面运输顺槽99012.9煤沿煤层2北一采区1101工作面回风顺槽99010.1煤沿煤层3北1101开切眼15018.2煤沿煤层4东二采区2101工作面运输顺槽94012.9煤沿煤层5东二采区2101工作面回风顺槽94010.1煤沿煤层6东二采区2101工作面开切眼15018.2煤沿煤层合 计4160第二节 防 突根据防治煤与瓦斯突出规定，防突工作坚持区域防突措123、施先行、局部防突措施补充的原则，做到不掘突出头，不采突出面。制定“四位一体”的综合防突措施，做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标。一、开拓及准备期煤与瓦斯突出防治在各个采区揭煤前向揭煤区域的原始煤层施工测压钻孔测定瓦斯压力，并在揭煤工作面进行前探测压，取煤样分析测定煤的坚固性系数f值和瓦斯放散初速度P，用综合指标法测定揭煤工作面的突出危险性。防突措施采用穿层钻孔、排放钻孔和揭煤工作面抽采瓦斯措施，当效果检验有效时采取远距离放炮揭穿煤层。二、煤巷掘进时期煤与瓦斯突出防治1、突出危险性预测掘进煤巷的突出危险性预测方法采用钻孔钻屑指标法，在煤巷掘进工作面施工3个直径42mm，深度10m的钻孔，124、钻孔应布置在软分层中，一个位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其它两个钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外24m处，利用WTC突出预测仪测定每米钻孔最大钻屑量Smax和钻孔解析指标K1值，采用钻屑指标法判定掘进工作面突出危险性。2、防治突出措施掘进煤巷的防治突出措施主要用超前钻孔排放瓦斯，并利用巷道两帮抽采钻场向迎头施工的钻孔抽采工作面前方条带区域煤层瓦斯。3、防突措施的效果检验效果检验方法和预测方法相同，在掘进头软分层中布置检验孔进行防突预测，当效果检验措施有效时方可继续掘进。4、安全防护措施煤巷掘进时，按防治煤与瓦斯突出规定的要求设置压风自救系统、反向风门等可靠的安全防护措施。三、工作面形成后的125、解突xx煤矿采煤方法为综采放顶煤采煤法，因此在工作面回采前必须排除工作面煤层的突出危险性方可综放开采。具体采取下列措施：1、充分利用区段瓦斯抽采巷向工作面煤层施工穿层、顺层抽采深孔提前预抽煤层瓦斯。2、在煤巷掘进中收集边掘边抽、突出预测的资料，研究探索瓦斯赋存规律，评价各工作面煤层突出危险程度，尤其是地质构造和断层影响带工作面的瓦斯赋存及突出危险程度。3、严格执行“抽、灭、掘、采”生产关系，对工作面煤层进行“长时间、多钻孔、大孔径、严封闭”的抽采，只有当预测为无突出危险后方可进行采掘生产。4、工作面形成回采前，通过大量煤层走向、倾向钻孔的抽采，使其抽采率达到30%以上，再经走向和倾向钻孔残余瓦126、斯压力的测定，用综合指标法判定工作面区域突出危险性，提交排除突出危险性的报告。5、在工作面回采前，提前利用靠近工作面附近两道向工作面施工的抽采孔进行煤层预注水，以减轻回采时的瓦斯、煤尘危害。第八章 建设工期一、施工准备内容开工前的施工准备工作主要包括技术准备、工程准备、物资准备及劳动力组织准备等。其中技术准备的主要内容为调查研究和收集资料、学习矿井地质说明书和初步设计及有关技术文件、编制施工组织设计、作业规程以及做好施工图的供应；工程准备主要是完成采区开拓施测定位、供电、供水、排水、通讯的畅通工作；物资准备主要是开工需要的设备、材料和仪器劳保等的供应，要以施工组织设计和施工图预算为依据，编制供127、应计划，组织按时到货；施工劳动力的准备主要是按施工各阶段的需要，编制劳动力需用计划，做好调配、培训工作，并根据施工准备工作和工程进展情况组织进场，以免造成窝工。二、建设方式xx煤矿现有技术力量及设施不能满足矿井产能提升建设的要求，主要工程采取对外招标建设。三、井巷工程成巷进度指标根据煤炭工业矿井设计规范及其它有关规定，并结合本矿井的实际施工水平，对各类主要巷道平均成巷进度指标确定如下：立井：65m/月；岩石平巷：锚网喷支护，钻爆法掘进，70m/月；岩石斜巷：锚网喷支护，钻爆法掘进，60m/月；煤巷综掘：锚网喷支护，160m/月；半煤岩巷：锚网喷支护，120m/月；交岔点及硐室为300m3/月。128、三、主要连锁工程及关键路线根据确定的矿井开拓方案及巷道布置情况，矿井建设的主要连锁工程为：主立井主井清理斜巷主井煤仓装载胶带输送机巷及箕斗装载硐室主立井提升设备安装原主立井提升设备改造。四、建设工期预计建设总工期为28个月，各分部工程及工期安排如下：1.井巷工程（包括立井井筒、清理斜巷、主煤仓、通风行人巷、箕斗装载硐室等及原主井井底改造，1187m）：工期21个月，2010年5月2012年1月，外委施工。2.新掘主立井提升设备的安装工程：3个月，2012年2月2012年4月，外委施工。3.原主井井底井巷改造，110m，2个月，2012年5月2012年6月。4.原主立井提升设备改造更换，箕斗提升129、改造为罐笼提升：2个月，2012年7月2012年8月，外委施工。5.地面生产系统（筛分系统、选煤厂）：12个月，2010年5月2011年4月，外委施工。第九章 存在问题和建议一、地质保障方面1.xx煤矿地质构造（主要是断裂构造）情况仅局限于矿井精查阶段的地质分析，而没有做到定量的分析，没有确定断层构造的具体位置及其影响范围，而断裂构造的具体位置及其影响范围关系到工作面的合理布置，影响着矿井生产规模的扩大和生产能力的提升。建议对井田宏观地质构造采用先进的地质勘探手段进行勘探，准确确定断层位置。2.矿井东部采区地质钻孔偏少，推断的内蕴经济资源量（333）达54.1%，地质勘探程度尚显不足，需进一步130、补充勘探，提高勘探级别，为采区合理设计及优化采区、工作面几何参数提供可靠的依据。二、生产接续方面1.矿井2010年2020年开拓工程量很大，矿井接续紧张，目前的实际施工水平及掘进队伍配备数量远不能满足生产接续的需要，为保证300万t/a产能的按期顺利实施，部分开拓工程需外委施工，并增加本矿掘进队伍，共配备五个综掘面，三个开拓面（不包括外委工程）。2.受井下瓦斯大、煤层松软破碎、地压大等多种因素的共同影响，掘进单进水平低，“抽、灭、掘、采”关系紧张，是矿井产能提升的一大制约因素。矿井应继续加大快速掘进技术的研究工作，首先要从原始煤层的瓦斯预抽解突着手，推广应用先进的大孔径、长距离钻孔设备，提高瓦131、斯抽放、排放效果，消除掘进时的瓦斯影响；改进掘进装备水平，在煤巷掘进中配备全自动掘锚一体机，岩巷掘进中配备岩巷综掘机等，提高单进水平。三、工作面产能方面1.矿井目前的单产水平远不能满足要求，需要进一步提高设备装备和管理水平，建议在煤层赋存条件较好的东二采区，装备一套全自动化综放工作面，采用高强度、高可靠性掩护式电液控制支架，实现回采工作面落煤、支护、运输的全程自动化生产，使工作面产能达到150200万t/a。2.xx煤矿井田范围内煤层厚度变化大，薄煤层、中厚及厚煤层均有分布且极不规律，因而造成了采煤方法的复杂性。在提高现有综放单产水平的基础上，应尽快研究应用薄及中厚煤层开采技术，提高资源回收率132、。3.继续大力研究和改进工作面两道支护技术，改善上下端头支护，减少端头影响，保证工作面的安全快速推进。四、瓦斯抽采及解突1.突出软煤层钻孔施工易出现喷孔、夹钻、顶钻等现象，钻孔长度受到一定限制，是制约瓦斯抽采的主要因素之一。需进一步完善松软煤层钻孔施工技术研究，装备先进的钻孔设备，增大抽采钻孔长度；解决开采层、相邻层和低透气性煤层瓦斯高效抽采问题。 2.松软煤层预测孔、措施孔施工量大，占用时间多，无非接触式的防突预测预报技术，影响工作面正常掘进。应探索应用非接触式电磁辐射仪器预测工作面前方1060m范围内的煤层突出危险性，研究确定与构造复杂程度和突出危险程度相适应的防突技术参数，形成工作面防突综合配套技术。五、其它1.根据煤炭工业矿井设计规范，改扩建后达300万t/a矿井服务年限不宜小于50年，xx煤矿产能提升至300万t/a，矿井服务年限为40年，不符合规范规定。