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1.6煤田开发简史
新田湾煤矿于1970年2月建矿，（原为南桐煤矿三井）属市级国有煤矿企业，总投资3375万元，设计能力15万吨/年，1992年经重庆煤炭工业局重新核定生产能力为12万吨/年。
由于煤炭市场不景气，企业长期亏损，于2003年10月8日实行了政策性破产，2004年由市政府和重煤集团，对该矿井进行投资、改制，重组为南桐矿业有限责任公司新田湾煤矿。
新田湾煤矿所开采的煤炭产品主要以原煤运往南桐矿业有限责任公司南桐选煤厂作洗选用煤。
2.采区地质概况
2.1概况
2.1.1采区位置及范围
该采区位于庙顶背斜轴部及东翼，东以距F12断层50米平距为界，西以+180m水平一石门以北370米、+110一石门北460米、+40一石门北520米为界。
采区走向长+180m水平为290米，+110m水平为380米，+40m水平为460米，开采标高+42m-+186m。
对应坐标位置：
X：
-4504～-3955Y：
-2216～-2496。
2.1.2四邻关系
该区上部+320m水平在82年和84年分别试采了1505北四段和1605北四段，93年布置了+235m2605北一段机巷作为探巷后对该区弃采，现+200m标高以上划为了全兴煤矿的开采范围，但该矿短期内不进入该区，对我矿无影响。
东邻F12大断层，南邻三水平一采区仅余3501二段未采，其他煤层已回采完毕。
下邻四水平01采区尚未布置。
2.1.3井上下对照关系
对应地表为干草垭与潘家湾一带，对应地面标高+653.9-+572m,为山地丘陵地貌,无大的水体和建筑物,回采后对地表建筑无大影响。
2.1.4已有勘探钻孔资料情况
该采区有25勘探线，平6孔打在+370标高轴部，青14孔布置在庙顶背斜西翼正常区域，136地质队施工的补勘11号孔布置在26勘探线，其钻孔资料也不能利用。
1994年在+235m2605北一段机巷作为探巷后施工了两个地质钻孔，资料不详，其资料也与已揭露资料有很大矛盾，只能作参考之用。
2.2相邻采区地质、水文地质情况概述
南邻三水平一区地质构造较为复杂，煤厚及产状变化较大，构造呈现出各煤层不协调性和无规律性，顶底板小构造非常发育，水文地质简单，4#煤层采后发生突水，水量达150吨/小时，6#煤层回采有少量底板茅口水，5#煤层掘进回采无水。
2.3地质构造
该区构造复杂，东邻F12断层，在上水平临近该断层发育f304f307等断层，在+235m6#层探孔有见该断层，F12断层为东倾高角度正断层，落差50米。
该断层除在+320水硐大巷有揭露外，其他岩巷和煤巷尚未揭露。
2.4煤岩层情况
本采区据三水平生产资料与勘探资料对比分析：
岩性与整个井田岩性吻合，煤系地层属二叠系龙潭煤系（P2l），岩性重要为灰黑色页岩，砂页岩，铁质砂岩，少量灰岩和煤等组成。
煤系地层下覆地层为二叠系茅口组（P1m），岩性为棕灰色中厚层、厚层、块状灰岩，含有零星和条带状燧石，煤系地层上覆地层为二叠系长兴组（P2c），岩性为深灰色至黑色灰色灰岩，含沥青质。
煤系地层其含煤七层，可采三层。
从沉积顺序依次为K1（六号煤层），K2（五号煤层），K3（四号煤层），各煤层间距与上水平基本一致，即六号煤层距五号煤层平均14m，五号煤层距四号煤层平均为24m。
该区内煤岩层，层序、间距正常，煤层顶底板岩性均较稳定，易于管理。
六号煤层顶板为深灰色钙质页岩，底板为灰白色铝土泥岩及角砾岩，因沉积基底不平所致，呈现底突薄化现象。
五号煤层顶板为深灰色钙质页岩，含大量黄铁矿结核，底板为砂页岩，含菱铁矿结核，间夹薄层铁质细砂岩。
四号煤层顶板为黑色砂质页岩，夹薄层铁质细砂岩，含黄铁晶粒呈条带状分布，且水平层理发育。
底板为黑色砂质泥岩间夹薄层铁质细砂岩，直接底为灰白色粘土泥岩，含植物根部化石。
采区内煤层结构简单，四、五号煤层煤厚度均较稳定。
六号煤层由于受原生沉积变化及次生构造挤压，常出现顶压，底鼓现象，导致煤层厚度变化较大。
区内平均煤厚分别为：
六号煤层1.0m，五号煤层1.0m，四号煤层2.0m。
区内各煤层倾角37-47º
，平均为40°
。
2.5水文
由于该区上部地表无较大水系，水文地质条件较为简单，根据一采区涌水量情况预计该区回采最大涌水量150t/h，一般涌水量80t/h。
在该区进行岩巷采掘和掘进距离F12断层较近的煤巷时必须对进行探放水工作。
3.可采储量及可采期
3.1储量计算
储量计算为拟定采区范围，根据现有构造煤厚资料分区域、水平、阶段和扣除构造影响面积为块段计算地质储量，该区地质储量为45.91万t，可采储量37.86万吨，其中K3煤层地质储量22.95万t，可采储量18.36万t。
K2煤层地质储量11.48万t，可采储量9.76万t。
K1煤层地质储量11.48万t，可采储量9.75万t。
储量计算结果见表3-1。
表3-1储量估算结果
煤层
编号
块段
估算标高（m）
平面积（m2）
倾角（度）
容重（t/m3）
煤厚（m）
地质储量
（万吨）
可采储量
K3
1
+180～+110m
27946
40
1.40
2．0
10．21
8．17
2
+110～+40m
34860
12．74
10．19
小计
62806
22．95
18．36
K2
1．0
5.11
4．34
1.0
6．37
5．41
11．48
9．75
K1
5．11
合计
188418
45．91
37．86
3.2储量计算参数及方法
计算方法采用地质块段法，在煤层底板等高线图上按地质因素的不同，分水平、分勘探线、分储量等级、分煤类、划分块段计算储量。
参数中：
煤层厚度采用钻探控制和巷道实测煤层厚度并剔除夹矸；
煤层倾角直接在煤层底板等高线图上按储量计算块段量取按公式换算而得；
投影面积用求积仪在煤层底板等高线上连续测定三次，误差不超过3％，取其算术平均值。
煤层视密度在井下实测取得，其中K1、K2、K3煤层均为1.40t/m3。
3.3采区服务年限及可采期
根据该采区的开采地质条件，结合采煤方法和采煤工艺，经初步计算得出采区的年生产能力为6.3万t/a。
由此可计算出采区服务年限为：
T=Zk/（A·
K）=37.86/（6.3×
1.1）＝5.46（a）
可采期为：
5.46×
12=65（月）
式中：
T——采区服务年限，a；
Zk——采区可采储量，万t；
K——储量备用系数，取1.1；
A——采区生产能力，万t/a。
4.采区方案设计
4.1采区布置应考虑的因素
4.1.1现有的生产系统
矿井现有+180m、+40m水平茅口大巷均为矿井的主要运输系统，+180m水平零一采区以上已经开采，但还保留有回风系统，最高水平为+235m，考虑回风系统与+235m水平接通，+180m、+40m水平与现有茅口运输系统相连形成零一采区生产系统。
4.1.2区段划分
该区划分为二个段，划分为两个区段进行开采，区段垂高为70m，即第一区段开采标高为+180m～+110m，第二区段开采标高为+110m～+40m，采区巷道布置均在此基础上进行设计。
4.2采区布置方案
根据新田湾煤矿+180m水平零一区的地质条件，并结合现有的生产系统、生产部署等实际情况，在遵循《新田湾煤矿30万吨/年扩能方案设计》总体原则的基础上，确定该采区的开拓开采布置方案为：
开拓巷道仍然布置在+180m、+40m水平茅口灰岩内，即分别从+180m、+40m水平一区石门向北掘进茅口运输大巷到达零一区石门位置（26#勘探线附近，零一区北边界）并布置采区石门及生产系统，+40m水平布置高、低双石门，+110m、+180m水平均布置单石门，采区内布置三条上山（+50～+120m一条下煤上山，+40~+180m一条回风上山，+40~+180m一条轨道上山），并实行由北向南单翼开采，俯伪斜掩护支架采煤法（或走向长壁采煤法），放炮落煤，单体液压支柱（或掩护支架）支护顶板和全部冒落法管理顶板。
初步确定了两套方案，运输大巷均布置在茅口灰岩内，方案一：
+180m茅口大巷布置在茅口灰岩9～11分层中，全长302;
+40m水平先在一区掘一补套回风系统，再在茅口灰岩11～12分层中布置茅口大巷，全长539m，+40m一石门处距离K1煤层44m（水平距离），处于茅口12分层中，在距+40m一石门430m处受一小断层影响，大巷稍有转向，此处距离K1煤层的水平距离为52m，处于茅口11分层中；
方案二：
+180m茅口大巷布置在茅口灰岩9分层中，全长236m，开口点距离K1煤层水平距离98m，+180m零一区石门位置距离K1煤层91m；
+40m水平先在一区掘一补套回风系统，再在茅口灰岩9～12分层中布置茅口大巷，全长487m，+40m一石门处距离K1煤层44m（水平距离），处于茅口12分层中，+40m零一石门处距离K1煤层113m，处于茅口9分层中；
两个方案底板生产系统及主干系统有所不同，其方案具体内容如下：
方案一：
单翼开采，采区布置三条上山（其中：
轨道上山+40m～+180m），底板系统位于采区西边界（即庙顶背斜轴附近）
（1）回风系统：
在茅口灰岩12～13分层中，布置一条+40m--+235m回风上山，+180m水平连接原+235m五石门回入现一采区回风系统，再进入总回风系统，+40m、+50m、+110m、+180m、+235m石门均通过回风联络平巷与回风上山连接，从而形成采区回风系统，+235m回风平巷距离K1煤层14m（水平距离），+180m回风平巷距离K1煤层22m，+110m回风平巷距离K1煤层44m，+50m回风平巷距离K1煤层38m，+40m回风平巷距离K1煤层41m。
（2）提升系统：
在茅口灰岩9分层中布置一条+40m～+180m上山作采区轨道上山，担负采区内的使用材料和设备提升任务兼作一条行人出口，上山严格按“行人不行车，行车不行人”的原则执行。
轨道上山上部通过绕道连接+180m茅口运输大巷，距离K1煤层108m（水平距离）；
下部通过下车场连接+40m茅口运输大巷，距离K1煤层94m，在+110m通过甩车场与石门连接，距离K1煤层90m，在+110m甩车道内掘进提料小上山与+120m石门连接，作为+120m的材料运输系统。
（3）溜煤系统：
在茅口10-2～11分层布置一条从+110～+50m的溜煤上山，上面连接+110m零一石门距离K1煤层63m（水平距离）处于茅口11分层，下面至+50m连接+40m采区煤仓、距离K1煤层56m；
+40m～+50m爬坡溜子道与煤仓相连，低石门与+50m零一石门通过爬坡溜子道连接，+40m储煤仓及装车站设在+40m茅口大巷的东侧。
距离轨道上山下车场以北70m处。
（4）抽放巷系统布置：
抽放布置在K2与K3煤层之间距K2煤层12m（法线距离）的硅质灰岩中，采区内共布置三条抽放巷，分别为+180m、+110m、+40m、抽放巷，在采区保护煤柱线边缘布置从+40m～+110m～+180m的硅质灰岩回风联络上山，形成独立的硅质灰岩巷通风系统。
另外再根据生产需要来考虑是否补掘硅质灰岩回风联络上山。
双翼开采，采区布置三条上山（其中：
轨道上山+110m～+180m）底板系统位于采区中部（即庙顶背斜轴部）
在茅口灰岩9～12分层中布置一条+40m--+235m回风上山，+180m水平连接原+235m五石门回入现一采区回风系统，再进入总回风系统，+40m、+110m、+180m、+235m石门均通过回风联络平巷与回风上山连接，+235m回风平巷距K1煤层28m（水平距离）处于茅口12分层；
+180m回风平巷距距离K1煤层54m处于茅口10-1分层；
+110m回风平巷距离K1煤层41m，+40m回风平巷距距离K1煤层66m；
从而形成采区回风系统。
在茅口10-1分层布置一条+110m～+180m上山作采区轨道上山，担负采区中部的使用材料及设备的提升任务兼作一条行人出口，上山严格按“行人不行车，行车不行人”的原则执行。
轨道上山上部通过绕道连接+180m茅口运输大巷距离K1煤层80m（水平距离），下部通过甩车场与+110m石门连接，距离K1煤层72m；
上下区段均采用一个低石门布置（即+110m零一石门、+40m零一石门）。
在茅口灰岩9～10-2分层中布置一条从+110m～+50m的溜煤上山，上面连接+110m零一石门距离K1煤层70m（水平距离）处于茅口10-2分层中，下面至+50m连接+40m采区煤仓、距K1煤层87m处于9分层中，+50m抬高石门与煤仓相连，低石门通过运输平巷+爬坡溜子道连接煤仓，+40m煤仓及装车站设在+40m茅口大巷的西侧。
抽放巷系统布置：
抽放布置在K2与K3煤层之间距K2煤层12m（法线距离）的硅质量灰岩中，采区内共布置三条抽放巷，分别为+180m、+110m、+40m、抽放巷，在采区F12断层以西保护煤柱线边缘布置从+40m～+110m～+180m的硅质灰岩回风上山，形成独立的硅质灰岩巷通风系统。
另外再根据生产需要来考虑是否补掘硅质灰岩回风上山。
方案一
方案二
序号
巷道名称
长度（m）
+180m茅口大巷
302
236
+180m～+40m轨道上山
298
+180m～+110m轨道上山
149
3
零一区+40m～+235m回风上山及联络巷
596
419
4
零一区溜煤上山、爬坡溜子道及+40m煤仓
197
168
5
+40m、+110m、+180m硅质灰岩抽放巷及钻场
1133
1047
6
+40～+110～+180m硅质灰岩回风上山
238
349
7
+40m茅口运输大巷
539
+40m茅口运输大巷
487
8
+180m/+110m/+50m/+40m零一石门及+40m变电所、通道
462
+180m/+110m/+40m零一石门及+40m变电所、通道
665
9
+180m上车场及绕道、+110m甩车场、+40m下车场
201
+180m上车场及绕道、+110m下车场
85
10
信号硐室、躲身硐
44
11
+40m一区提料上山
19
12
+50m一石门
47
13
+40一区回风平巷及下矸眼
73
14
+40m、+50m提料上山平巷
46
15
+40m一区煤仓
16
+40m一区提料上山躲身硐
工程量合计
4022
3806
4.3方案比较及选择
4.3.1工程量统计及比较
工程量统计及比较，见表4-1。
表4-1井巷工程比较表
4.3.2综合比较（见表4－2）
综合比较结果见表4-2。
表4-2综合比较表
方方案
优点
缺点
方
案
一
1、系统较为完善，有利于增加区段划分。
2、采区为单翼采区，工作面连续推进，与方案二相比减少工作面的搬家次数。
1、井巷工程量大，投产时间与方案二相比较长;
2、增加了巷道掘进的工程量和采区辅助设施的经济投入。
二
1、采区为双翼采区，有利于集中生产。
2、巷道工程量较一方案小。
3、系统环节简单。
1、不利于采区东翼工作面的回采与收尾。
2、采区两翼走向短，煤炭资源的损失量较大。
3、增加了工作面的搬家次数。
经过比较，虽然方案一工程量较大，经济投入高于方案二，但从系统的全面性、安全、技术等综合考虑，方案一具有采区布置更符合该区总体布局，故推荐采用方案一。
5.采煤工艺
5.1采煤方法及工艺
5.1.1煤层概况
该采区煤层结构简单，煤层稳定，可采煤层有三层，分别为K1煤层、K2煤层和K3煤层，其中K2煤层为设计开采煤层（保护层），K3煤层为主采层，K1、K2煤层平均厚度1.0m，K3煤层平均厚度2.0m，煤层倾角为越靠近背斜轴越缓、呈37°
～47°
变化，平均倾角40°
，属倾斜煤层。
5.1.2采煤方法
根据上水平的开采经验，结合采区煤层的赋存情况，因大部分区域达到45°
，故对采区后续开采设计采用俯伪斜柔性掩护支架采煤法为主，在轴部若遇煤层倾角较缓时，采用走向长壁采煤法为辅。
工作面回采方式均采用后退式，即从采区东（北）翼向西（南）翼方向回采，最后在采区石门边界收尾。
劳动组织方式采用“三·
八”作业制度，三采三准，班内准备。
5.1.3采煤工艺
由于矿井属于突出矿井，由此对采区选择采煤工艺：
（1）K1、K2煤层较薄，采用炮采，工作面采用塘瓷溜槽（在庙顶背斜轴部采用刮板运输机运煤）自溜运煤；
运输巷采用刮板运输机或皮带输送机运煤。
（2）K3煤层为中厚煤层，因技术设备的限制，未考虑机采，根据长期的开采经验，也采用炮采，工作面采用塘瓷溜槽（或刮板运输机运煤）自溜运煤；
5.1.4采煤工作面主要设备
根据采煤工作面所选择的采煤方法和工艺，配备相应的工作面设备。
K2煤层采煤工作面设备见表5-1。
表5-135001一段工作面设备
设备名称
规格型号
单位
数量
备注
带式输送机
SPJ-B650
台
运输巷、石门用
乳化泵
XRB2B（A）
1台备用
煤电钻
ZMS--12
工作面打钻用
回柱绞车
JH-14
刮板输送机
SGB-40T
工作面
5.1.5、采区及工作面回采率
按《煤矿安全规程》及相关规范规定，结合矿井煤层赋存条件和工作面布置方式，采区回采率K1、K2煤层按85％，K3煤层按80%，工作面回采率K1、K2煤层按97％，K3煤层95%。
5.2采面顶板管理与支护设计
5.2.1采煤工作面顶板管理
根据不同的采煤方法和采煤工艺，分别采用相应的顶板管理方式。
（1）走向长壁采煤法（炮采）工作面的顶板管理
支护方式：
设计采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，“四·
五”排控顶，最大控顶距为5排支柱4.0m，最小控顶距为4排支柱3.2m。
采空区处理：
采用直线切顶，全部垮落法管理顶板。
工作面随采煤回柱放顶，让顶板自然垮落充填采空区，两巷则用回柱机拉厢放顶。
（2）掩护支架采煤法（炮采）工作面的顶板管理
采用多边型掩护支架配单体液压支柱支护顶板。
（掩护支架的型号：
K1、K2煤层为1.0m，K3煤层为2.0m，采用11#矿用工字钢自制加工）
工作面随采煤后支架移动，顶板自然垮落充填采空区，两巷则用回柱机拉厢放顶。
5.2.2采煤工作面支护设计
根据不同的采煤方法和采煤工艺，分别采用相应的顶板管理方式,采用掩护支架采煤
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