1、北部地层走向为北北西至北北东，向东倾斜，地层倾角10左右。中部F9、F24、F28断层之间局部地层倾角较大，在25-28断层是井田内主要构造，包括井田边界断层在内共见落差大于5米的断层45条。地面观察和钻孔控制以及在矿井生产过程中发现的褶曲有5个，即贾垣背斜、牛腰向斜、后马岭背斜、燕南庄向斜、郑家庄背斜。白龙矿井柱状陷落十分发育，生产中已揭露柱状陷落532个。井田内无岩浆岩。三、主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种：主要可采煤层情况：平峒的主要含煤地层为上石炭统太原组。太原组主要可采煤层10#、11#煤层。6#、9#、10#下平均厚度在0.7米，局部可采煤层暂不
2、可开采。主要可采煤层特征如下：10#煤层是个独立的单一煤层。煤层厚度为0.8-3.0米，平均厚度为1.84米，含夹石1-2层。10#煤煤岩类型以条带状镜煤、亮煤质和木质、丝炭质的亮煤为主。煤层风氧化比较严重，在风化带内，不仅煤质恶劣，厚度也显著变化。10#煤原煤含硫较高，范围也广，平均值为3.7%，属高硫煤。11#煤层厚度为1.58-3.19米，平均厚度为2.34米，含夹石1-3层，结构比较复杂。11#煤则为连续的条状全亮的镜煤质和半亮的丝炭木质暗煤质的亮煤。本区的变质程度属于II阶段。煤中硫、磷含量，各煤层差别较大。11#煤原煤硫分含量在0.36-1.46%，平均0.82%，有个别高达2.5
3、9-2.38%之间，属低硫煤到中硫煤。四、水文地质情况，开采技术条件：本井田含水层大体划分为5套，自上而下为：第四系砂砾岩层孔隙潜水中等含水层、第三系泥灰岩砂砾岩层裂隙承压中等含水层、二叠系砂岩层裂隙弱含水层、石炭系石灰岩裂隙溶隙承压极弱含水层、奥陶系石灰岩层裂隙溶洞承压强含水层。井田内主要含水层为山西组K8砂岩、太原组K2灰岩和奥陶系O2含水层，O2水的静水位标高区为+520m，矿井生产水平+525，在静水位以上，矿井水文地质条件中等复杂。根据矿井采掘布置及开采情况，结合矿井生产地质报告，平硐正常涌水量80m3/h,最大涌水量180m3/h。第二节 矿井建设情况一、设计时间及单位龙顶山煤矿是
4、高平市科兴集团开发沁水煤田的项目之一，是科兴集团的第一座大型矿井。1981年11月，由罗马尼亚彼德罗山设计院进行了初步设计，1983年5月国家计委、煤炭部在太原组织山西煤炭设计院等单位，对罗方提供的初步设计进行了技术审查。二、立项、批准时间及单位，建设期及投产期，设计生产能力，原批准的核定生产能力1984年1月3日国家计委以计签字（1984）003号文批准龙顶山矿井的初步设计，设计能力120万吨/年平硐60万吨/年、斜井60万吨/年（现已关闭），服务年限44年。1985年6月15日由科兴集团建井工程处施工，正式开工建设。三、技术改造、改扩建矿井设计能力及有关立项、开竣工、投产验收情况1983年
5、9月原霍县大沟、柏木沟两个地方煤矿接受后进行改扩建，1985年6月15日正式开工建设，矿井1988年12月23日投产。第三节 煤矿生产现状一、开拓方式和开采方法，水平、采区划分矿井采用平峒开拓，集中工业广场的生产方式。现井田沿倾斜方向划分为：+525一个生产水平，主要开采10#煤层。矿井目前3个井口，其中工业广场内布置平峒1个井口，平峒承担525水平的进风，二号风井为回风井，一号风井为进风井。具体如下：龙顶山矿 井 各 井 口井口名称标高（底板）（m）断面（m2）坡度长度支护方式平峒561.3910.0431400砌碹二号风井6807.0713.5605锚网喷一号风井766.757.06立井2
6、00混凝土碹 矿井不存在下山开采、剃头开采。采掘工艺采、掘、开采用“三八”制作业，交叉班检修，全部实现正规循环，从达到均衡生产的目的，每班实行定人员、定任务、定岗位、定时间的工种岗位责任制，合理进行劳动组织。采煤工艺为综采:采煤拉架移溜开掘工艺：1、炮掘：准备工作打眼瓦检装药洒水瓦检放炮瓦检临时支护洒水装渣运输永久支护2、综掘: 准备工作破、装煤临时支护支护实现正规循环为目的的劳动组织中工作面最多人数，在各队采掘开作业规程中均进行了明确规定。二、机电主要系统 平硐井上、下变电所均采用双回路电源供电，地面有一座35KV变电站，一趟电源引自李雅庄矸石电厂35KV变电所；另一趟引自圣佛110KV变电
7、站，35KV变电站安设两台主变压器，型号为SFZ-16000/35。从35KV变电站分别向平峒2#风井主风机、井下和地面变电所供电。35KV变电站降压至6KV供地面2#、3#、6#、平峒整流室变电所用电。平峒2趟供电线路由35KV变电站沿575水平运输大巷到一采区变电所，再从一采变电所103#、104#高开引出双回路，沿525轨道巷到三采区变电所供采掘开以及辅助系统用电。其中3#、6#变电所供电地面生产和生活用电。目前井下共有3个变电所，为平峒一采区1#变电所、三采区1#、2#变电所，电源引自地面35KV变电站6823、6824、6812、6819柜，担负平峒生产供电。平峒主通机设在地面2#风
8、井，电源从35KV变电站沿山体架空线2185 mm2铝芯钢绞线，长度2.8Km，到2#风井地面变电所专供平峒主通风机。二、通风系统：龙顶山煤矿矿井通风方式为中央边界式，通风方法为机械抽出式。1#风井和平硐为进行井，2#风井为回风井，风井安装两套同功率主扇，其型号为FBCDZ-8-27，功率为电机功率2450Kw，主扇叶片角度为4220，排风量5706m3/min,负压3600Pa，等积孔为1.82m2。井下所有分区都实现独立通风，可满足矿井生产供风需求。二、15109掘进工作面第一章 地质概况一、概况：15109工作面位于平峒525皮带巷前进方向右翼，其东北部以+520m静止水位为界，北为10
9、下-314工作面采空区，西南部以525皮带巷保安柱为界，本工作面顺槽长750820m，地面无任何建筑设施。地面标高：+755m+835.4m；煤层底板标高+520m +558m；盖山厚度：245m292m。二煤层情况：15109工作面回采10下煤,10下煤层厚度2.2m3.0m，均厚2.6m。煤层倾角414，顶板为灰色泥岩，厚1.5m，块状，易冒落。老顶为灰白色细砂岩，厚68m。煤层地板为灰色泥岩，厚2.5m。具体见顶底板岩性柱状图。（见附图1）三、煤质情况：本工作面10下煤层为1/3JM，煤质光泽为半亮型.Mad（%）：1.03 Ad（%）：28.6 Vdaf（%）:30.9Std（%）:0
10、.64 Qgrd（kcal/kg）7942四、地质构造情况从本工作面邻近揭露的地质构造情况，推测在本工作面正巷、副巷及切巷将遇落差为H=0.53m断层约10条，其走向为N15E，倾向NW.在10下-3121巷口前195m和320m处将分别遇No82、No89无炭柱，以上无炭柱内充填有砂岩及泥岩碎屑，胶结松散。当掘进以上各构造位置工作面煤层及顶板破碎，给顶板生产造成困难。五水文地质情况：本工作面水文地质情况简单，主要水源为煤层上部砂岩裂隙水，局部低洼处有淋水，预计涌水量为Q正=10m3/h，最大涌水量50m3/h。六、影响掘进的其他地质情况：10下-3121工作面瓦斯相对涌出量一般为1.75m3
11、/t，绝对涌出量为2.35m3min，属低瓦斯；煤尘具有爆炸性，爆炸性指数为32.78，属类自燃。本工作面掘进过程中严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。探水放时，要严格贯彻执行10#下-3121探水放设计安全技术措施。第二章 工程概况第一节 巷道用途及工程量一、 巷道用途及工程量：巷道名称巷道用途工程量10下-3121联巷用于10下-3121工作面进料、行人60m10下-3121巷回采工作面正巷，用于运煤进风750-820m10下-312切巷回采工作面开切眼55-120m第二节 巷道平面布置图（见附图2）第三节 工程施工安排1、先自525皮带巷10-3111巷口正对面施工10下-312
12、1联巷，开口平走10m后，以坡度13252下山追煤，见煤后，沿煤层顶板向前施工10m。工程量为60m。 2、先施工10下-3121联巷，待10下-3121联巷下山追到煤，沿煤层顶板施工10m后右拐以（巷道内帮）方位角2241829施工10下-3121巷，右拐平走5m，再以坡度104753上山施工20m后，再平走15m与525皮带巷贯通。贯通后，将原10-3111联巷密闭后，再以方位角441829施工10下-3121巷。工程量为750820m。3、10下-312切巷沿10下煤顶板施工，工程量为55-120m。 第四节 矿压观测15109掘进工作面锚杆巷道每50m建立一个监测站，在顶板上安装一组顶
13、板离层检测仪和液压枕，对顶板进行监测。要求验收员每班汇报监测数据，并填写上验收表，每天汇总报生产科监测组分析顶板情况。每施工50m打眼分析直接顶顶板岩性。第三章 巷道断面及支护形式第一节 巷道断面一、巷道特征表支护形式形式掘进净断面备注金属梯形棚支护梯形10.89m29m2顶板完整时，采用锚网、锚索支护；顶板破碎及过构造时，采用全断面铺网架支金属梯形棚支护锚网梁、锚索联合支护矩形10m29.10m2W钢带、桁架、锚索、锚杆、锚网梁联合支护 矩形二、 巷道断面特征说明书：矩形断面（m）宽高毛净上宽3.423.02.82.6下宽4.353.923.73.52.7三、 工作面巷道断面图：见（附图3-
14、1，附图3-2，附图3-3， 附图3-4）。第二节 临时支护一、临时支护形式：15109掘进工作面综掘锚杆、架棚巷道临时支护采用两根梁前探临时支护或两根钢管前探临时支护，或采用ZLJ-10/21机载临时支护。15109掘进工作面炮掘锚杆、架棚巷道临时支护采用两根梁前探临时支护或两根钢管前探临时支护。二、材料规格及数量（炮掘）1、前探梁专用梁：宽高长=105mm90mm3600mm前探专用钢管：3寸钢管套2.5寸钢管，长度6000mm。2、前探梁专用吊盒锚杆巷道采用四寸法兰盘螺丝固定而成，共需法兰盘四个。架棚巷道用两个框架用螺柱联接为一个双盒，共需双盒四个。3、前探梁专用板梁前探梁专用板梁采用规
15、格为：长厚宽=2200mm50mm200mm，各需12块。4、构木、木楔若干。三、前探梁支护操作：1、锚杆支护时，在紧靠工作面迎头第一排和第四排（锚杆排距为0.8m）的锚杆上，用前探吊环固定两钢管，两钢管间距1.7m随着工作面向前掘进并将前探梁端头顶在煤岩壁上，并用专用板梁、构木构紧背实。2、架棚支护时，在紧靠工作面迎头第一架和第三架（架棚排距为1.0m）的棚梁上，采用前探梁专用吊盒把前探梁固定好，两梁间距1.7m，随着工作面向前掘进，将前探梁及时移至工作面煤岩壁上，并用专用板梁构紧背实。 3、巷道开口采用短掘短支，开口6米后采用前探临时支护，上、下山巷道不能采用临时支护时，必须采用短掘短支。
16、4、在掘进过程中每完成一个循环后，采用永久支护前，必须立即将前探梁前移。严禁在空顶下作业。操作如下：备齐所需质量合格的支护材料，摆放到位。前移前探梁或钢管时，先进行敲帮问顶，处理活矸危岩。把棚梁或联好的金属网、桁架（在金属网下面）放到前探梁或钢管上，并摆放在支护规定的排距位置。人工前移前探梁或钢管，顶到迎头煤壁上，并对金属网、桁架或棚梁进行修正。把金属网固定、拉紧后，用专用板梁、构木构紧背实。在前探梁临时支护有效的情况下进行永久支护。四、工作面最大、最小控顶距1、综掘最大、最小控顶距锚杆支护时，工作面最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.4m；架棚支护时，工作面最大控顶距为1.2m，最小控顶距
17、为0.2m。2、炮掘最大、最小控顶距架棚支护时，工作面最大控顶距为1.2m, 最小控顶距为0.2m。第三节 永久支护一、永久支护形式：10下-3121掘进工作面永久支护形式为锚网梁锚索联合支护，如顶板破碎、有淋水或过构造时，采用全断面铺网架支金属梯形棚支护。二、锚网梁锚索联合支护：10下-3121联巷、10下-3121巷、10下-312切巷锚网梁、锚索联合支护技术参数见附表三、金属棚支护：当15109掘进工作面顶板破碎有淋水及过构造时，锚网梁、锚索联合支护不能满足支护要求，方可采用全断面铺网架支金属梯形棚支护。1、10下-3121巷采用3.22m3.0m金属梯形棚支护，其棚距1.0m，柱窝深2
18、00mm，采用1.2m木背板梁花背,盘帮构顶。2、金属棚采用11#矿用“工”字钢加工制作，棚子的接口、挡板、垫片均要符合设计要求。3、采用金属棚支护时，每架撑木为六根，两个梁头各一根，棚腿距上口1m、2m处各一根。第四章 掘进方式第一节 中腰线标定1、开口掘进时，地测科按工作面设计图及时标定中腰线，并有醒目标记，队组严格按线施工。2、巷道拐弯时，地测科提前20m（炮掘）或50m（机掘）下达通知书。3、地测科给定中腰线时，要在顶板上打眼，将木塞打入眼中背牢，将线钉在木塞上。4、过构造（1米以上断层及陷落柱）时，应标定腰线。5、激光仪使用过程中，由验收员每班进行核实，确保中线正确使用。如发现激光仪
19、中线偏离，及时通知地测科进行调校。第二节 施工方法一、施工方法：15109工作面开口及过构造时，采用钻爆法，采用炮掘的方式进行掘进，开口内前10m采用开小炮配合人工扩刷的方式进行掘进。具备上综掘条件时，采用综掘机掘进。全部采用掘支一次成巷的施工方法进行施工。二、工艺流程：（一）综掘工艺：综掘工艺流程图：交接班检查（延长皮带、质量检查）机组进刀割煤装煤退机停机敲帮问顶支设临时支护永久支护开机清理浮煤机组进刀割煤进入下一循环（二）炮掘工艺：炮掘工艺流程图：准备工作 打眼 瓦检 装药 洒水 瓦检 永久支护装渣运输洒水临时支护瓦检放炮三、综掘正规作业循环图表四、炮掘正规作业循环图表五、施工机具1、煤巷
20、掘进时，采用MZ1.5G型湿式煤电钻打眼，使用2台，备用1台， FD-10风动锚头，使用2台，备用1台，1.5m麻花钻杆配用43mm两翼钻头。2、岩巷掘进时，采用风钻打眼，六棱钻杆配一字钎头。3顶部安装锚杆时，采用MQT85型风动打眼机，钻杆使用配套的锚杆专用钻杆，钻头为28mm两翼岩石钻头。4、机掘采用EBJ-120TP型综掘机施工。六、装运设备的选择综掘时：EBJ-120TP综掘机 ；SPJ1000皮带运输机炮掘时：P-60B耙煤机 ；SGW40T刮板运输机；SPJ800皮带运输机 第四节 作业方式及施工操作技术要求作业方式:采用“四班”制。综掘每个班循环三次，循环进度0.8m，原班循环进
21、度7.2m，正规循环率80%。炮掘每班循环两次，循环进度1.6m，原班循环进度4.8m，正规循环率80%。第五章 运输方式及管理第一节 运输方式及运输线路一、运输方式和设备型号15109掘进工作面综掘时采用BEJ-120TP综掘机（开口时，采用P-60B耙煤机）装渣，经SPJ-1000皮带作业线转采区皮带。15109掘进工作面炮掘时采用P-60B耙煤机装渣经SPJ-800皮带作业线（开口时，联巷贯通前采用SGW-40T刮板输送机）转采区皮带。二、运输系统：1、15109巷材料及设备和行人的运输路线：地面575大巷一采区上部车场绕道525轨道巷10下-3142巷10下-3121联巷10下-312
22、1巷工作面（10下-3121联巷贯通后）。地面575大巷 一采区上部车场绕道525轨道巷10下-3142巷工作面。2、10下-3121联巷材料及设备的运输路线：地面575大巷一采区上部车场绕道525轨道巷10下-3142巷 10下-3121联巷工作面。3、10下-312切巷材料及设备的运输路线：地面575大巷一采区上部车场绕道525轨道巷10下-3142巷 10下-3121联巷10下-3121巷10下-312切巷工作面。4、10下-3121巷运煤路线：工作面10下-3121皮带525皮带一采区煤库 575装煤绕道 575大巷地面5、10下-312联巷运煤路线：6、10下-312切巷运煤路线：工
23、作面10下-3121皮带525皮带一采区煤库575装煤绕道 575大巷地面（10下-3121联巷贯通后）工作面10下-3121联巷10-3111巷10-3111巷溜煤眼一采区煤库 575装煤绕道575大巷地面三、 运输系统图：见（附图7、附图8）第六章 通风管理第一节 通风计算一、通风方式 10下-3121掘进工作面通风采用压入式通风。二、配风量计算（1）按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算： =1000.151.5 =22.5m3/min式中:Q掘单个掘进工作面需要风量，m3/min；q掘掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的最大绝对涌出量。瓦斯最大绝对涌出量取0.15m3/min； K掘通瓦斯
24、涌出不均衡通风系数，参考值可取1.52，取1.5。（2）按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:每人供风4m3/min Q掘4N 41768m3/min式中：N掘进工作面最多人数，取17人。 （3）按风速要求对工作面风量进行计算：煤巷掘进最低风量 Q煤掘15S掘m3/minS掘掘进工作面为煤巷，实际断面（10下-3121巷、10下-312切巷为9.10m2，10下-312联巷为10.89m2，当计算最低风速时取10.89m2，当计算最高风速时取9.10m2。最低风速Q煤掘1510.89 163.35m3/min最高风速Q煤掘2409.10 2184m3/min根据掘进工作面实际需要风量不低于16
25、3.35m3/min，选用215kw高效对旋局部通风机，其额定吸风量为280m3/min，符合实际供风需求。（4）局扇安装地点配风量计算：Q扇= Q吸+15S=280+159.10=416.5m3/min Q吸局扇实际吸风量，10下-3121掘进工作面使用215kw风机可满足掘进风量需求，取280m3/min； 15安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s；巷道为煤巷，风速取0.25 m/s。 S局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的巷道断面，取9.10m2。三、局部
26、通风系统：1、10下-3121通风系统 新鲜风流： 575大巷主副暗斜井525皮带巷 地面 10下-3121局扇 1#进风井工作面污风风流：工作面10下-3121巷10下-3121联巷10下-3142巷525轨道巷三采区回风巷2#风井2、10下-312联巷通风系统 新鲜风流：地面575大巷主副暗斜井525皮带巷10-3111溜煤眼10-3111局扇10下-3121联巷工作面工作面10下-3121联巷10下-3142巷525轨道巷三采区回风巷2#风井3、10下-312切巷通风系统地面575大巷主副暗斜井525皮带巷10下-3121局扇10下-312切巷工作面工作面10下-3121巷10下-3121联巷10下-3142巷 525轨道巷三采区回风巷2#风井
