煤矿开采技术_毕业设计.docx

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1、前言毕业设计是煤矿开采技术专业本科教学中最关键、最重要的的一个环节，三个多月的时间里，在各位指导老师，各位同学的关心和帮助下，我圆满的完成了设计工作。毕业设计是对本专业所学知识的全面复习和巩固，加深理解所学的专业知识，并系统的熟悉煤矿开采设计、建设、生产以及安全的各个环节和系统的掌握有关知识，为以后从事矿井设计、建设、安全技术工作、技术管理工作及经营管理工作做好准备。煤矿开采规划与设计基本知识能力进行系统的教育，对矿山开采，矿山安全筹划等知识和技术全面，系统的应用能力的初步训练，对综合分析和解决生产实际问题的能力的培养，对矿山规划与设计基础技能（绘图技能、文字表达与计算机技能等）的全面的初步的

2、训练。了解矿山开采中的有关政策、法规，熟悉并能正确应用有关规定。一、设计的指导思想严格遵守国家制定的各项有关煤炭工业安全、生产、设计、环保、建设程序等的法律、 规章制度等。按照煤炭行业科学的发展思路，充分解放思想，认真分析井田的地质条件、煤 层条件、水文条件、开采技术条件和外部现状，充分利用当地的现有资源，体现矿井设计的 集中化、机械化和技术经济的合理原则。结合实际情况，科学、合理地确定各个系统，因地 制宜地积极采用先进的科学技术、先进的工艺、先进的设备和行之有效的操作方法，提高矿 井的抗灾能力、经济效益、管理水平，在保证安全生产的前提下最大限度地降低矿井基建投 资，把超化煤矿建设成系统简单、

3、机械化程度高、安全保障能力强、高产高效的现代化矿井。二、设计的主要特点在设计中，我系各位老师及领导给予了我极为大力的支持。特别是指导老师范老师更是给了我精心的指导与关怀，不厌其烦的为我讲解，化解了很多的知识重点与难点，并提出了许多宝贵的建议与意见，使我在经过设计学习后，受益匪浅。大学的学习在毕业设计中拉下帷幕。这次毕业设计是另一种新的学习的开始。我要以此为契机，努力并且尽量完美的规划和设计我的人生。由于时间紧迫，章节繁多，加之本人水平有限，设计中难免存在不足之处，还敬请各位老师、同学批评指正。第一章 采区概况及地质特征第一节 矿区概述一、矿区地理位置井田位于山西省临汾市尧都区河底乡三交村一带，

4、行政区划属临汾市尧都区河底乡管辖地理坐标为：北纬 360713-3702-49，东经 1110603-1111040，井田范围由以下 20 个拐点坐标圈定，面积 22.6721km2。批采标高 1289.88-799.88m二、交通条件及居民分布该井田交通以公路为主，自井田东部边界向东 3km 可达光(华)至河(底)县级路并沿此公路向南 15km 至光华镇与与 309 国道临（汾）大（宁）公路相接，沿 309 国道向南东经襄汾可达南同蒲铁路临汾火车站；沿临汾河底公路经枕头乡、峪口在录井村与309 国道临（汾）大（宁）公路相接，向北东可达南同蒲铁路临汾火车站，同时也可到达大（同）-运（城） 高速

5、公路，交通便利。（详见交通位置图 1-2-1）。该矿位于临汾市尧都区河底乡，河底乡下辖 10 个行政村，67 个居民组，全镇从业人员 5400 人，农业从业人员 1940 人，工业从业人员2174 人。全乡耕地面积 15005 亩。煤炭储量丰富，是尧都区四个产煤乡镇之一。自 2002 年以来，乡党委、政府以全面建设小康社会为中心，实施经济发展、文化繁荣、社会稳定三大战略，确立了“煤炭奠基，多元开发，科技推动，强乡富民”的发展思路。2010 年底，农村经济总收入 20139 万元，总费用 8000 万元，人们纯收入达 5024 元。三、地形特点井田位于山西省吕梁山南端，黄土冲沟发育，多呈“ V

6、”字形，梁、垣、峁发育，地势西北高东南低，最高点位于井田西部山梁上，标高约为 1808.8m，最低点位于井田东南角沟谷中，标高约为1125.00m，相对高差为683.8m，属强烈侵蚀的中山地貌。据山西省颁发的山西省地震基本烈度表，本区抗震设防烈度为度,设计基本地震加速度值为 0.10g属, 四、矿区气候条件多震区。据临汾市气象站观测资料，本区四季分明，昼夜温差较大，蒸发量大于降水量，属大陆半干旱季风型气候。年降水量最小为 380.6mm,最大为 611.4mm,多年平均降水量 508.5mm ；年蒸发量最小为 1519.6mm,最大为 2346.4mm,多年平均蒸发量 1723.7mm,蒸发量

7、为降水量的 3.39 倍,冬春二季雨雪少,夏末秋初雨水较多,且多集中在 7、8、9 三个月。年平均气温 13,气温低达-15,最高气温为 30,结冰期为十一月下旬至翌年二月底,无霜期 150 天左右，最大冻土深度为 61cm 。夏季多东南风，冬季多西北风。五、矿区水文条件井田地表水属黄河流域汾河水系,自区北西端的豹子梁向西南经曹碾沟、风葫嘴李树园， 神角大北山三角点，然后折向南，经上蒋家凹三角点、后油峰岭断山岭一线，基本成为弧形展布的山岭，构成了本区天然分水岭，占多数的东侧冲沟水流向东南，分别在台头与河底汇合，向东南流出本区，于光华汇合牛王庙河并流至襄汾县注入汾河，分水岭西侧冲沟汇集于乡宁鄂河

8、，西流注入黄河。井田内河流属季节性河，沟谷基本常年无水，雨季才有水流，雨后不久即断流。峪c中庄c镇飞交通位置图图 1- 2-1表 111区 域 地 层 表统、群整界系合关系全新统厚度表岩性特征0-30 分布于山涧河谷地带,灰黄色、砂土、砂砾及亚粘土组成。新第四系生界更新统0-300分布于山涧河谷地带为主，棕、黄褐色亚粘土、亚粘土组成。分布于山梁、峁、半胶结的砂砾岩和棕红色亚粘土。上第三系上新统0-60中生三叠系界中统下统253-317分布于乡宁矿区以西地区，灰绿、灰黄中细粒砂岩夹泥岩，下部灰绿灰白色长石砂岩夹紫红色泥岩。分布于乡宁矿区及以西地区，以灰紫红、灰红、紫红色薄弱层及中厚层长石砂岩为主

9、，上部砖红色粉砂岩、泥岩为主。分布于乡宁矿区及以西地区，上部紫红色、暗紫色泥岩、粉砂岩，上统二叠系461-532夹砂岩，下部暗紫色、灰绿色、灰黄色泥岩、粉砂岩夹砂岩。分布于乡宁矿区及以西地区，下部山西组为含煤地层，以灰黑色、下统98-176黑色泥岩、粉砂岩夹砂岩，上部以深灰色、灰黑色、泥粉砂岩夹砂岩。分布于乡宁矿区及以西地区，为主要含水层，以灰黑色泥岩、粉砂上统石炭系94-132岩夹石灰岩组成。古生界奥陶系中统12-36中统438-538下统98-107分布于乡宁矿区，上部以灰色、深灰色泥岩、粉砂岩为主，下部以铝质泥岩为主。分布于乡宁矿区东南部，上部深灰色石灰岩、泥灰岩夹石膏、下部为角砾状白云

10、质泥灰岩为主。分布于乡宁矿区东南部，上部为燧石白云岩、泥质白云岩为主，下部以灰黄色泥质白云岩。分布于乡宁矿区东南部，上部白色厚层状白云岩、泥质白云岩，下上统寒武系126-129部泥灰岩、白云岩夹竹叶状灰岩。分布于乡宁矿区东南部，上部为厚层状鲕状灰岩夹泥岩条带及灰黄中统168-207色竹叶状灰岩，下部紫红色砂岩、泥岩。元古长城系霍山组58-87界分布于霍山隆起外侧，岩性为肉红色、灰白色中厚层状中细粒石英岩状砂岩，夹不稳定的含砾砂岩、砂砾岩。分布在霍山隆起的核部地带，以浅灰红色、橙红色厚层中粗粒角闪上太太岳太古界山群古1700质眼球状混合岩及混合岩化角闪黑云母斜长片麻岩。界中太古界霍县群2000分

11、布在霍山隆起的核部地带，以混合岩化黑色云母角闪斜长片麻岩为主，夹混合岩化黑云母斜长片麻岩。第二节 采区概况及地质特征一、采区概述本井田位于河东煤田乡宁矿区东南部，据中国构造体系图，位于祁吕贺兰山字型构造前孤东翼内侧，区域地质应力大体为NE SW 向的挤压。区域地层走向北东，倾向北西，由南东至北西向，由老到新依次出露古生界（寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系），中生界（三叠系）地层，新生界（上第三系、第四系），松散沉积物覆盖于不同时代的地层之上，见区域地层表 2-1-1。二、地质特征：台头（神角）井田位于乡宁矿区东南部，主要含煤地层为太原组与山西组，太原组煤层以焦煤、贫煤、瘦煤为主，共含 8 层，煤

12、层编号自上而下为 5、6、7、7、8、9、10、10，下下平均煤层总厚 4.78m,平均含煤系数 4.8%,平均可采总厚 2.04m,平均可采含煤系 3% ，煤层变化较大，10 号煤层为稳定大部可采煤层，其余均为不可采煤层。山西组煤层主要以焦煤、贫煤、瘦煤为主，共含 5 层，煤层编号自上而下为 1、1、2上、2、上3 号煤层，平均煤层总厚5.41m,平均含煤系20.5%,平均可采总厚4.78m,平均可采含煤系18.1%， 煤层变化较大，2 号煤层为稳定大部可采煤层，1、3 号煤层为较稳定局部可采煤层,其余均为不可采煤层。三、矿井水文地质类型 1、井上下水文地质条件（1）2 号煤层矿井充水含水层

13、主要为煤层顶板及以上砂岩裂隙含水层，其补给条件差， 以大气降水为主，单位涌水量q0.1L/sm ，富水性弱，下组煤层9+10、11 号煤层的主要充水含水层为太原组石灰岩裂隙含水层，其补给以大气降水补给为主，其次是上覆含水层侧向补给，弱富水性。（2）2、2 号煤层在井田内存在采空区积水，其采空区位置和积水范围初步圈定，积水中下量进行了预测估算，下组 10 号煤层主要为上覆煤层采空区积水的威胁。（3） 据该矿及周边矿井生产开采涌水量调查，开采 2、2 号煤层矿井涌水量较小。上（4） 井田各煤层均处于奥灰系中统石灰岩岩溶裂隙含水层水位 690m 之上，不存在带压开采煤层。（5） 经矿井充水因素分析，

14、2、2 号煤层矿井主要水害为煤层顶板砂岩裂隙和采空区积中下水，下组煤 10 号煤层矿井主要水害为顶板石灰岩和砂岩裂隙水，上覆采空区积水的威胁。（6） 根据矿井生产实践和水害情况分析，2 层 10 号矿井防治水工程量较大。、2 、号煤层矿井防治水工作简单，下组煤中下综上所述，依据煤矿防治水规定关于矿井水文地质类型划分原则，确定各煤层矿四、井水文地质类型为中等类型。四、含、隔水层特征1、井田的含水层自下而上有：（1） 奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层埋藏于井田深部，距地表深浅不一，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田内主要含水层，据现有资料,本井田

15、邻近供水井水位资料，奥陶系灰岩岩溶水水位标高为 670-690m。10 号煤层最低底板标高为 770m ， 高于奥灰水水位标高,各煤层不存在带压开采, 钻进液消耗量 15m 3/h,属富水性中等强的裂隙岩溶含水层。（2） 、石炭系数上统太原组（C 3t）灰岩岩溶裂隙含水岩组含水层主要为三层灰岩，从下到上为K 2、K 3、K 4，总厚约 19m ，灰岩岩溶裂隙较发育，本次ST402 号孔 K 2 灰岩抽水试验单位涌水量为 0.0088L/s.m，水位标高 1131.20m，水质类型为 HCO 3-Ca+，属弱富水性岩溶裂隙含水层。（3） 、二叠系碎屑岩类含水岩组主要为 K 7、K 8 砂岩含水层

16、，岩性主要为钙、泥质胶结的中粒砂岩，节理裂隙较为发育，本次ST402 号钻孔山西组含水层单位涌水量仅0.0093L/s.m，水位标高 1231.40m，水质类型为 HCO 3-Ca+，因此，该砂岩为含水性较弱含水层。K 9 砂岩含水层位于K 8 砂岩以上 50m 左右。含水特征与 K 8 相似，水位标高 1238.09m,因此,属较弱裂隙含水层。（4） 、第四系松散岩类孔隙岩组分布在山间沟谷地带，岩性为黄白色粉质粘土、亚粘土、砂砾层及砾石层，钻进液消耗量 0.50-0.70mm3/h直至全漏,含水较丰富。因该含水层由于大气降水和地表水的补给条件较好， 埋藏厚度大的，可成为地下水较丰富的孔隙潜水

17、含水层。2、主要隔水层：本溪组底部有一套以泥岩和铁质粘土岩为主的地层，夹有少量砂岩和薄层灰岩，该层分布普遍，厚度稳定，一般是 15.00m，是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层，隔水性较好。另外，煤系地层砂岩间粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组，沉积厚度稳定，构造裂隙不发育， 亦可构成各含水层间良好的隔水层。3、矿井涌水情况根据矿井开拓面积，开采各煤层主要充水水源为顶板砂岩或石灰岩裂隙水，根据生产矿井及邻近生产矿井调查，矿井涌水以顶板淋水为主，并在局部以裂隙缝出水，矿井经过排水渠流到水仓，排水量测量方法以泵量乘以排水时间得，矿井涌水量的变化规律是水量的增大与降雨量有关系的是在西部浅部地带，由于

18、风化裂隙以及开采塌陷裂隙，使得矿井涌水量在雨季有所增大。原煤矿 2 号煤层矿井正常涌水量为 50m 3/d，最大涌水量为 80m 3/d。4、临近采区周围小窑涌、出水情况井田南部为乡宁神角煤矿，南西部为园子沟煤矿及菜子眼煤矿，东南部为山西临汾蓝宝煤业有限公司，井田东北部为十亩煤矿，周边煤矿 2 井田开采影响的采空区积水见下表周边 2 下号煤层采空区积水量汇总表号、10 号煤层均有不同程度的开采，对本下位置采 空 区积 水 区编号煤 层 厚度（m ）煤层采 空 区积 水 面积采 空 区积水量倾角（m2 ）（m3 ）原 园 子沟煤矿JS-12.385595626000原 园 子沟煤矿JS-21.5

19、84950015000原 园 子沟煤矿JS-31.584290013000原 十 亩煤矿JS-41.484066011500合计18901665500五、瓦斯及煤尘情况1、矿井瓦斯2008-2010 年期间由山西省煤炭工业局文件和临汾市煤炭工业局文件对本矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，各矿井均属低瓦斯矿井。但随着矿井开采深度的延深，瓦斯涌出量有可能还会增大，因此，要加强井下瓦斯监测和安全通风工作，防止瓦斯造成危害。2、煤层瓦斯2号煤层甲烷含量0.06-0.16ml/g.，平均 0.11ml/g.。自燃瓦斯成分甲烷占到上4.75-11.41%，平均 8.08%，属 N 带。23、煤

20、尘爆炸危险性及自然倾向性可燃质可燃质。2010 年 9 月 14 日-15日山西煤销集团四通煤业有限责任公司四通煤矿及四通二矿在井下工作面采取 2号煤层由临汾市煤炭安全检测检验中心检测煤尘爆炸性，鉴定结果：煤尘均有爆炸下性危险。本次勘探在ST302 、ST402 、ST601 号钻孔中采取所有可采煤层由山西省煤炭地质研究所检测煤尘爆炸性，鉴定结果为煤尘均有爆炸性危险。2010 年 9 月 14 日-15日山西煤销集团四通煤业有限责任公司四通煤矿及四通二矿在井下工作面采取 2号煤层由临汾市煤炭安全检测检验中心检测煤的自燃倾向性，鉴定结果：2下下号煤层自燃倾向性等级均为类，均属自燃煤层。所以在生产

21、过程中应选择合理的开拓和采煤方法，加强对采空区的封闭工作，及时清理巷道中浮煤木屑、油脂等易燃物质，以防发生煤层自燃现象。六 地温、地压根据乔家湾详查地质报告，未发现高温异常, 为地温正常区。本次勘查煤系地层深度在500m 以内,根据规范要求,本次未布置测温测试。该矿无地压测试资料。第二章 矿井现有生产概况一、基本情况四通二矿设计生产能力为 60 万吨，核定生产能力 60 万吨，井田面积 4.7585km2，可采储量 1200 万吨。可采煤层为 2#煤，尧区煤工发2009105号文批复“两采四掘”，现有 103、208两个综掘工作面，107、212 两个综采工作面。二、 矿井开拓矿井开拓方式为“

22、一斜两立”混合开拓，主斜井1301m ，井口以下 60m 为半圆拱粗料石砌碹，其余为锚喷支护，主斜井净宽 4.2m，净断面 14.49m2，倾角 1730，机轨合一，安装有皮带三部，担负矿井的提煤、敷设管道和下放大件设备，作为矿井的主要进风井。副立井净直径 4.5m，净断面 15.90m2，垂深 224m ，全部为粗料石砌碹，装备单钩 1.0t标准罐笼。回风立井净直径 5.00m，净断面 19.63m2，垂深 346m ，全部为混凝土浇筑，安装 FBCDZ 26/2280 型主扇两台，担负全矿井的回风兼作安全出口任务。三、采掘布置四通二矿主采山西组 2 号煤，分别为 2#上和 2#下两层，2#

23、上平均厚度 1.1m，2#下平均厚度 3.0m，煤矸互层，煤层厚度为 1.8m。先采 2#上，再采 2#下，采煤方法为综合机械化采煤，2#上支护方式选用 ZY2800/09/20 型掩护式液压式支架支护，采煤机选用 MWG132/300-W 型双滚筒采煤机，转载机型号 SZB-730/75，电机功率 75KW ，输送能力 250t/h，运输方式为 SGZ-630/220 型可弯曲刮板输送机运输。运输顺槽采用皮带运输。2#下支护方式选用 ZY40001635 型支撑掩护式支架，采煤机采用 MWG200475型双滚筒采煤机，刮板输送机选用 SGZ-764 400 型可弯曲刮板输送机，转载机采用 S

24、ZZ-764/160 桥式转载机。掘进工作面布置为运输顺槽掘进，采用综掘，掘进机选用 EBJ-120TP 型 4 台，分别布置在四个工作面，功率 190KW ，配合可伸缩胶带运输机 DSJ80/40/255 运输。四、提升运输系统1、主要提升运输系统主斜井提升设备为三部 DTL100/35/315 型胶带输送机，带宽 1000mm ，带速 2m/s，配用电动机 315KW ，皮带运输大巷安装 DTL100/55 型胶带运输机，采区运输巷安装 DTL100/2 90 型胶带运输机。2、辅助提升运输系统主斜井辅助提升绞车型号为 JK-21.8/30X，配套电机功率160KW ，钢丝绳619FC ，

25、 21.5mm ；副立井采用JTP-1.61.5型提升绞车，钢丝绳619FC ，21.5mm 。配套电机功率 90KW ，轨道巷采用 CGY10/96Y型架线式电机车，其它轨道运输巷全部采用 JD-25（40） KW绞车运输。五、通风系统矿通风方式为中央分列式，配备 FBCDZ 26/2280 型主扇两台，电机功率 280KW 2，一台工作，一台备用。矿井总进风5696m 3/min，总回风6006m 3/min。回采面配风量为820m3/min;掘进工作面配风 1260m3/min，负压 2.35KPa。六、排水系统矿井正常涌水量 10m 3/d，最大涌水量5m 3/d，井底中央水仓主仓30

26、0m 3，副仓300m 3，中央水泵房安装 D46-5010 型主水泵三台，水泵额定流量 46m 3/h，额定扬程为 500m ，配用电机功率为 132kw 作为工作，备用及检修水泵。两趟1084mm 管路沿主斜井敷设，作为工作和备用排水管。全长 1300m 。七、 供电系统矿井实现了双回路供电，尧都区河底口子河 110kv 变电站作 535 线路为主供电源和吉县王家河 35kv 变电站 851 线路作为备 用电源，至我矿 10kv 变电所。主变 压器选用S9-800/10/0.4KV,800KVA 低损耗变压器两台，供主扇、绞车房及地面生活用电，主扇、绞车房实现双回路供电；井下中央变电所由地

27、面供电所双回路供电，入井电压为 10kv，分别由两台隔离变压器 S9G/2000KV A/10/10入井，主斜井皮带机电源来自地面的 S9-1000/10/0.6变9 压器，高压控制设备齐全。八、压风系统我矿新安装两台型号为 AED185A螺杆式空气压缩机，气量为 30.0m3/min，电机功率为185kw.主管路为 6 寸。九、瓦斯监测监控系统、产量监测监控系统、系统人员定位地面监控中心配有江苏三恒 KJ70N 型安全监控系统两套，人员定位系统型号KJ138 ，产量监控系统选用 BH-WTR型，三大监控系统齐全可靠，运行正常。第三章 采区开采第一节 采区范围及储量四通二矿设计生产能力为 60

28、 万吨，核定生产能力60 万吨，井田面积4.7585km2，可采储量 1200 万吨。本煤矿走向1770 米，倾向长度1800 米，划分为两个采区。矿井采用中央分列式通风，现一采区 107 综采面、103 掘进巷道，106、101 均为采空区。本次设计只涉及二采区。采区范围：采区走向向长度 1500 米，倾向长度 1100 米，2 号下煤层距 2 号上煤层 2.00 m以上，厚度 1.25-2.70 m，平均 2.1 8 m,煤的视密度为 1.35t/m 3 为稳定的全区可采煤层。采区右翼为煤矿边界，正前方为实体煤，顶板为粉砂岩，底板为泥岩，开采 2#下煤层。现设置“一掘一采”，即 211 综

29、采工作面和 208 掘进工作面。第二节 采区生产能力及服务年限采区工作制度：主要生产系统、掘进工作面及辅助工种采用“三八”工作制，采煤工作面采用“四六”工作制，即三采一准作业形式；采区设计生产能力：设计矿井生产能力60 万t/a。一、采区工业储量： Zg=HLm 式中：Zg- 采区工业储量，万 t； H采区倾斜长度，1100m；M 2#下煤层平均厚度，2.18 m L采区走向长度，1500m；煤的容重，0.9t/m3；所以Zg =110015002.18 0.9= 323.73 万 t二、设计可采储量： ZK= （Zg-P）C式中：ZK- 设计可采储量, 万 t； Zg-工业储量，万 t；P-

30、永久煤柱损失量，万 t；C-采区回采率，厚煤层取 75% ，中厚煤层取 80% ，薄煤层 85% ，这里 C = 0.8。0采区右翼及后边距离井田边界留设保护煤柱17m,前方停采线40m ，采区之间留15m 保护煤柱。所以P = （17+15）（1500-60-17）2.18 0.9+（60+17）11002.180.9= 25.56万 t即ZK= （323.73-25.5）6三、采区服务年限：T = Zk/(A K) 100%式 中 T采区服务年限，年； A 采区生产能力； Zk设计可采储量；K 储量备用系数，取 1.3；0.80=238.53万 t故：T=238.53/（601.3）=3.

31、05a=3a；取 a =3所, 以设计采区服务年限为三年。四、采区生产能力验算：1、由采区运输能力验算。采区的运输能力应大于采区生产能力。ZKAnT330/Kt/a式中An-设备生产能力，t/h，取 629.20t/h；-运输设备正常工作系数，取为 0.7-0.9；取 0.8 K-产量不均衡系数，取 1.2；T-日出煤时间，取 18h。ZK=238.53629.20180.8330/1.2=249.162、由采区通风能力验算。采区生产能力和通风能力相适应。根据矿井瓦斯等级、进回风巷道数目、断面和允许的最大风速，验算通风允许的最大采区生产能力如下：ZK 33060*vS/CDt/a 式中v-采-

32、S-采-区主要巷道内允许的最大风速，6m/s； 区主要巷道净断面积，8.75；C-日- 产 1t煤需要的风量，1.52m3/min； D-风- 量备用系数，取 1.3。故：ZK=238.53 3306068.75/(1.52 1.3)=315.64经验算可知采区设计生产能力符合要求。第三节 采区准备巷道的确定一、采区形式本采区仅开采 2#下煤层，由于矿区边界及采空区等地质条件限制，采区采用单翼布置，走向长度 1500m 。二、采区下山考虑到采区煤层厚度、倾角、顶底板岩性、瓦斯含量、涌水量及采区生产能力与服务年限等 综合因素，现决定布置两条下山。下山布置在采区一翼，担负采区运煤、运料、通风等任务

33、。根据采区煤层赋存情况和采区地质构造简单等条件，对采区下山布置提出三种方案。 第一方案：双岩上山。在距 2#下煤层 10m 的底板岩层中布置一条轨道下山，在距 2#下底板岩层 12 m 的底板岩层中布置一条运输下山。下山位于采区一侧轨道上山通过通过石门与煤层联系。两下山相距 30 m。第二方案：双煤下山。在 2#下煤层中布置两条下山，间距为 30 m，下山位于采区的一侧。第三方案：一煤一岩下山。其中一条布置在 2#下煤层中；另外一条布置在 2#下煤层底板岩层中，距 2#下煤层 12 m。煤层下山为输送机上山，岩层上山为轨道下山。三、技术经济方案比较根据已提出的方案及方案比较的原则，三个方案中相

34、同部分可不参与比较，故区段运输巷道不参加比较，仅就采区下山及联络巷道投资费用进行比较。方案的技术比较见表 3-3-1；采区方案经济比较见表 3-3-2；采区方案经济比较汇总见表3-3-3。根据经济比较的结果，两方案费用相差不大。考虑到巷道掘进难易程度和减少岩石工程量，有利于采区尽早投产等因素，确定采区设计采用第二方案，两条上山都布置在煤层中。表 3-3-1采区方案技术比较表项目第一方案方案双岩下山方案第二方案双煤下山方案第三方案一煤一岩下山方案掘进工程量工程量大，因两下山均在岩层中，要多掘进石门和溜煤眼。困难。一是岩巷施工，二工程量小工程量较大工程难度管理环节巷道维护支架回收工程期是巷道连接复

35、杂多。一是溜煤眼多，二是漏风地点多维护工程量少，维护费 用 低 无法回收岩石上山掘进速度慢较容易少煤层下山，锚杆、锚索联合支护，维护工程量大， 费用高不可回收掘进上山掘进速度快困难多（同第一方案） 第一条煤层下山，维护工程量较大，费用较高煤层上山支架可以回收利用同第一方案表 3-3-2采区方案经济比较表项目第一方案第二方案方案双岩上山方案双煤上山方案上山1100*21100*2长度 m掘进单价/元m-1850750费用/元18700001540000溜煤眼费用10m0单价/元m-1100008000总费用（三项）19700001540000巷道维护长度/m1100*21100*2单价/元m-1

36、 a-1维护时间/a费用/元表 3-3-3采区方案经济比较汇总表项目方案第一方案第二方案1、初期投资/元（包括上山、石门两条、溜煤眼一组）初期投资比较/（% ）总费用/元（1） 总投资（2） 总费用总费用比较第四节 采区主要参数一、 采区内主要参数的确定（一）采区走向长度：采区采用单翼布置，走向长度为 1100 m，左翼与矿区边界留 17 m保护煤柱，右翼与运输上山之间留 60 m 停采线。上下区段之间各留设 15 m。（二） 主要巷道断面尺寸、支护方式1、工作面运输、回风顺槽巷道断面采用矩形断面布置，巷道宽为 3000mm ，高为 2200mm ， 断面积 7.7m 2。支护采用“锚杆锚梁锚

37、网锚索 ”联合支护方式。顶板布置 5 棵18mm2000mm 左螺旋锚杆和 15.24mm 6000mm 的钢绞线， 锚梁采用 12mm 3500mm 钢筋自制而成， 锚网 1000mm 1500mm 的生钢网。两帮各布 置 3 棵16mm 1800mm 普通锚杆，锚梁采 用12mm 2000mm 钢筋自制而成锚杆与锚杆（锚索）之间的间排距为 500mm 。2、采区上、下山及运输大巷采用矩形形断面布置。现将主要轨道大巷断面形式确定方法如下：根据以往经验，煤层顶底板比较稳定，所以采区进风大巷（皮带大巷）和回风大（轨道大巷）都采用矩形断面，采用 “锚杆锚梁锚网锚索 + 喷射混凝土 ”联合支护方式

38、,锚杆与锚杆（锚索）之间的距离为 500mm, 顶板用 2 根15.24mm 6000mm 的锚索，和 6 根18mm 2000mm 左螺旋锚杆，两壁各打 4 根18mm 2000mm 左螺旋锚杆。二、确定巷道净断面尺寸（一）确定巷道净宽 B根据生产能力运输大巷选用 800mm 皮带，则钢架的宽度为1100mm ，皮带距邻近巷道壁500mm ，为了方便行人，人行道宽度设为 1500mm 。轨道大巷采用无极绳绞车配合 1t矿车运料。查表可知 1.0t矿车宽 880mm 、高 1150mm 。根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽 c=900mm 、非人行道一侧宽 a=400mm 。又查表知该巷道双轨巷

39、道中线距 b=1100mm ，则两台电机车的距离为：=220mm故巷道的净宽为B=a1+b+c1= （400+）+1100+（900+）=3280mm 。根据经验值巷道宽度取 3500mm ，人行道宽度调整为 1120mm 。（二）巷道壁高中厚煤层准备巷道的净宽自轨面起不得低于2 米，根据一采区的经验将巷道高度定为2500mm 。（三）确定巷道净断面积 S 和净周长 P 由表知净断面积：S=B*HS=8.75M 2净周长：P=2B+2H=13M（五）用风速校核巷道净断面积查表可知 v=6m/s,已知通过该巷道的风量为 Q=2769m 3/min max又 V=5.3m/s6m/s设计的巷道断面

40、积、风速没有超过规定值，可以使用。第五节 采区生产系统综述一、运煤系统在运输顺槽内铺设刮板输送机和可伸缩胶带输送机，在运输上山上铺设有胶带输送机。其运煤路线为：采煤工作面采出的煤炭，经工作面输送机运送到运输顺槽，再经运输上山到运输大巷煤仓，后经主斜井运至石门装车运出。二、运料排矸系统运料排矸采用 600mm轨距的矿车，在绞车的牵引下提升和下放物料。生产过程中所产生的煤和矸石，利用矿车从各平巷运出，经轨道上山运到采区下部车厂，通过采区运输石门外运。三、通风系统1、采煤工作面所需的新鲜风流，从采区运输石门进入，经主要运输巷、运输上山到工作面运输顺槽，然后到达工作面。从工作面出来的污风经工作面回风顺

41、槽到轨道上山，后经过二采区回风绕道到回风大巷，后经回风井筒排出。2、掘进工作面所需的新鲜风流，从运输上山进入掘进工作面的运输顺槽，在巷道内有局部通风机通过风筒送到掘进工作面，冲洗工作面的污风。3、采区绞车房和变电所所需的新鲜风流是由运输上山直接供给。变电所的回风是经轨道上山回入回风大巷。煤仓不通风，而煤仓上口、胶带输送机机头硐室的新风则直接直接由运输大巷通过调节风窗供给。为了保证使风流按上述线路流通，须在相应地点设置风门、调节风窗等通风设施。四、供电系统地面的高压电由井筒进入井底车场的中央变电所，通过高压电缆，经运输大巷、运输上山送至采区变电所。变电所的高压电直接送至采区移动变电站，经变电站变

42、压后供采煤工作面开采设备使用。五、压气、供水系统压缩空气是由地面压气机房通过专用管道送到各用气地点的。采煤工作面、掘进工作面以及平巷、运输上山转载点等所需防尘喷雾用水，分别由压气机房和储水池通过专用管道送到各用水地点。第四章 采煤工艺第一节 采煤工艺的选择及工作面参数一、采煤工艺采用走向长壁后退式采煤法，全部跨落法管理顶板的综合机械化采煤工作面。工艺顺序：双滚筒采煤机割煤刮板输送机运煤液压支架护顶板推移刮板输送机。在顶板破碎时，先移架再推移刮板输送机。二、选择依据本采区开采 2#煤层，,含 0.21.0米厚的夹矸煤层厚度不稳定，含 0.1米厚的夹矸总厚度在 1.6m2.3m 之间。除断层对采煤

43、工作有一定影响外无其它地质条件的影响。总体上工作面煤层结构较简单，故采用 MWG132/300-W 型双滚筒采煤机，截深为 0.6米。三、基本参数工作面长度 150 米，循环进度 0.6m,生产能力 207.765t，采煤工作面工作面运输顺槽及回风顺槽的超前支护均采用单体液压支柱配合 1m 铰接顶梁支护顶板。梁的方向平行于巷道布置，在每次取掉巷道原支护前，必须用木柱帽配合液压支柱打临时支护。在临时支护下进行原支护的回撤工作。超前支护从工作面煤壁向前不得低于 20m ，运输、回风巷各支三排。若底板松软全部穿鞋，遇顶板破碎不平、或局部漏顶地段，必须将顶板垫平。（一）各种参数确定方法1、 正规循环生

44、产能力的确定：W=Lshrc=(150 1.80.61.3595%)t=207.765t式中:W 工作面正规循环生产能力，t； L工作面长度，150m ； S工作面循环进尺，0.6m；H 工作面平均采高，1.8m； R 煤的密度，1.35t/m3；C 采出率 95% 。2、结合现场开采条件及我国目前的开采技术条件及近年来的开采设备技术发展，考虑到采区各区段划分情况参考采煤工作面长度选取的参考表故选取工作面长度为 150 m 。根据采煤机的规格确定循环进度为 0.6 m。第二节 回采工艺方式一、回采工艺（一）采煤机的割煤方式工作面采用双向割煤。采煤机往返一次进一刀；采煤机牵引方式为液压无链牵引。（二）采煤机进刀方式采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为 40m ，进刀深度为 0.6m。采煤机向下（上）割透端头煤壁。按上（下）推移刮板输送机，使得刮板运输机弯