某煤矿煤层开采设计要点

毕 业 设 计题 目：王屋山煤矿煤层开采设计姓 名: 系 部: 班 级: 指 导 教 师: 2011 年 12 月 29 日目 录第一章 井田概况及地质特征.4第一节 井田概况.4第二节 地质特征.6第二章 井田境界及储量.8第一节 井田境界.8第二节 埋藏储量.8第三章 矿井设计生产能力及服务年限.10第一节 工作制度.10第二节 矿井设计生产能力及服务年限.10第四章 井田开拓.12第一节 井田地质、老窑及水文对开采的影响 .12第二节 矿井开拓方式的确定.12第五章 矿井基本巷道.17第一节 井筒.17第二节 井底车场.20第三节 主要开拓巷道.23第六章 采煤方法和采区巷道布置.26第一节 煤层地质特征.26第二节 采煤方法.28第三节 采区巷道布置及生产系统.30第四节 采掘计划.32第七章 井下运输.34第一节 概述.34第二节 主井提升.34第三节 副井提升.37第八章 矿井通风与安全.38第一节 矿井通风系统的选择.38第二节 采区所需风量.40第九章 矿井排水.41第一节 概述.41第二节 排水设备.41第十章 动力供电及照明.42第一节 供电.42第二节 照明.42结 束 语.44第一章 井田概况及地质特征第一节 井田概况一、交通位置王屋山煤矿位于济源市王屋乡铁山河附近的煤窑沟一带，东距济源市约40km，行政区划隶属王屋乡管辖。矿区西起铁山河，东到汗沟脑，南自汗沟河，北止封门口断层。其地理坐标为东经1121426.8112 1541.4，北纬350912.9350946.9 ，矿区东西长约1874m，南北宽约1011m，面积1.02km2。矿区所在地交通较为方便，济源侯马主干公路从王屋经过，王屋铁山河支线公路从矿区南部通过，铁山河矿区有简易公路相通，见图1-1-1。图1-1-1 矿区交通位置图二、地质地形及水源情况矿区位于王屋山与太行山的接合部位，区内地势北高南低，以封门口断层为分界线，以北为中高山区，以南为低山区，区内海拔最高621.1m，最低360.0m，高差261.1m，山脉走向多为近东西向。山间沟谷纵横，谷坡陡峭。较大的河流为铁山河，该河上游常年流水，雨季洪水暴发，河水猛涨，向南流入黄河。三、气象特征本区属季风型，半干旱大陆性气候，春季干旱多风，夏季炎热多雨，秋季昼暖夜凉，日绝对最高气温43.6，最低20，平均14.3，年降水量最少300350mm，最大降水量900mm，平均降水量641.7mm；年最大蒸发量2048mm，最小蒸发量1712mm，平均1913.7mm；年平均风速2.2m/s，风向变化受地形影响较大，盛行风多为南东及北西风；全年无霜期平均223天，最大冻结厚度250mm。四、煤田发展历史王屋山煤矿是在旧井的基础上于1996年改建而成的，1997年投产，设计年生产能力6104t，采用竖井开拓，巷柱式采煤方法，该矿自建矿以来，几经承包经营，并对区内的煤层进行了大规模开采。 20012003年由于矿山整顿该矿处于停产状态，2003年9月，该矿吸引社会资金，采用联合经营的方式进行开采。目前，该矿已进行了主副井的修复和运输、通风凿岩巷道的掘进工作。五、矿区基本情况1、19591961年，河南省地质局豫零九队在对铁山河铁矿进行初勘时，在铁山河村西部曾有7个钻孔施工在煤系地层中，其中有6个钻孔见煤，见煤厚度在0.801.95m之间。2、1983年河南省地质矿产局地质二队对济源封门口铁山河一带的煤矿资源进行过普查工作，并在济嵩煤矿范围内施工两个钻孔，见煤真厚1.764.67m。3、1997年，河南省地矿厅探矿三队曾在该区施工过详查钻孔,本次工作仅收集到ZK071钻孔资料；4、1999年，河南省地矿厅第二地质队受该区煤矿业主委托编制了该区的煤矿资源储量地质报告，提交C+D级储量386104t。其中王屋山煤矿保有C级储量149104t。5、2003年，河南省地质矿产勘查开发局第二地质队编制了河南省济源市王屋山煤矿扩界二1煤层资源储量核查报告，查明扩界区的资源量（122b+333）567104t，其中控制的经济基础储量（122b）358.5104t，推断的内蕴经济资源量（333）208.5104t。王屋山煤矿周边小煤矿仅有济煤四矿，该矿位于王屋山煤矿西侧，上世纪八十年代建井，1998年5月扩建投产，年生产能力6104t，采用竖井开拓，巷柱式开采，截止目前，该矿仅上部煤层进行规模开，根据调查，累计采出量30104t，开采动用储量40104t。第二节 地质特征一、地层该区基岩裸露，地层界线清楚，根据本次野外填图，地质剖面研究及钻孔、矿井资料，区内主要出露的地层有下元古界、古生界奥陶系、二叠系及第四系，现由老到新简述如下：下元古界（Pt1）奥陶系中统马家沟组（O2m）石炭系上统太原组（C3t）二叠系下统山西组（P1s）二叠系下统下石盒子组（P1x）二叠系上统上石盒子组（P2s）第四系（Q）。二、构造特征矿区位于铁山河拱断束与王屋向斜北翼的接触部位，区内构造复杂，褶皱断裂发育。图1-2-1 王屋山矿区区域构造纲要图其主要褶皱为王屋向斜，主要断层为封门口断层和F1断层，现将其特征简述如下：1、王屋向斜：该向斜轴向近东西，北翼倾向南西，倾角1560，南翼倾向北东，倾角414，矿区位于向斜北翼，与封门口断层的接触带部位，受其影响，地层产状变化较大。调查资料显示，近断层部位岩层倾角4254，向南渐渐变缓为2530。另外在汗沟东侧和段后沟至白虎沟之间，岩层具明显的波状弯曲。2、封门口断层该断层位于矿区北部，呈北西西向展布,断层走向100125,倾向190215，倾角5573，断裂带宽5090m，带内构造角砾岩及构造透镜体发育。区内断层长度大于2.5km，区域上该断层大于17km。该断层地貌标志明显，带内植物茂密。断层北盘为元古界石英岩和大理岩形成的陡壁和断层三角面，断层南盘为二叠系砂岩和泥岩，局部为奥陶系灰岩， 为一北盘上升，南盘下降的正断层。3、F1断层该断层为封门口的次级断层，区内地表仅在西部出露，并与封门口断层相交，根据原矿区资料，深部断层与二叠系底部的二1煤层直接接触。断层走向100110，倾向南南西，倾角5070，断层北盘为奥陶系灰岩，南盘为二叠系地层，断层长度大于2.0km，为一南盘下降，北盘上升的正断层。根据以往勘察资料分析，矿区内尚有一些北北西走向的小断层，断层长度150400m不等，断距110m，多分布近南北向沟内，断层走向141176，断层倾向北北东，倾角4158，断面擦痕明显，根据擦痕方向和地层错动情况判断均为上盘上升、下盘下降的逆断层。第二章 井田境界及储量第一节 井田境界该井田于2008年划归为河南煤化鹤煤公司，根据含煤岩系煤层分布情况，区内二1煤层全区可采，其它煤层均不可采。井田境界各主要边界点坐标如下：点号X(北坐标)Y(东坐标)1.00.002.00.003.00.004.00.005.00.006.00.007.00.00矿区面积1.02km2开采标高自520米至-190米第二节 埋藏储量一、 矿井地质储量该矿区东西长约1.2km, 南北宽约0.85km，煤层分布面积约为1.02km2。其见煤点占所有煤层的82%，平均煤层厚度约为2.33m，煤层产状平缓，均小于10，煤层容重值为1.4t/m计算得该区煤层储量为191.46104t。具体数据如下：序号单 位核查报告名称报告编制单位评审备案编号开采煤层矿区面积(km2)煤种煤厚（m）1鹤济王屋山煤业有限公司鹤济王屋山煤业二1煤层资源储量核实报告河南地质矿产勘查开发局第二地质队豫国土资储备（小）字2004201号二11.02贫煤2.33评审备案储量 （万吨）动用储量（万吨）采出量（万吨）2010年末保有资源量 （万吨）是否存在突出问题，有哪些问题查明保有306.5191.46306.5 191.46不存在第三章 矿井设计生产能力及服务年限第一节 工作制度 本矿井的生产制度按设计规定为：每年工作日数为300天，矿井每昼夜分三班工作。采煤工作面为两班生产，另一班维修设备，通风、排水则须三班工作，每日为24小时生产。每天净提升小时数为16小时。表3-1-1 矿井工作制度表年工作日数（天）班/日净提升小时/日300315第二节 矿井设计生产能力及服务年限矿井生产能力是度量矿井生产建设的重要指标，在一定程度上综合反映了矿井生产技术面貌，是井田开拓的一个主要参数，也是选择井田开拓方式的重要依据之一。矿井生产能力是与井田划分紧密联系并且相互适应的。是矿区总体设计应解决的重要原则问题。矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、储量、开采条件、设备供应及国家煤碳开采等因素确定。对于具体矿井，应该根据国家需要，结合该矿地质和技术条件，开拓、准备和通风方式，以及机械化水平等因素，在保证生产安技术经济合理的的条件下，综合计算开采能力和各生产环节所能保证的能力，并根据矿井储量，验算矿井和水平服务年限是否能够达到规定的要求。矿井的基本井型及类别:大型矿井：120、150、180、240、300、400（万吨/年）及以上。中型矿井：45、60、90（万吨/年）小型矿井：9、15、21、30（万吨/年）这些类型中，该矿井设计生产能力为0.15Mt/a，为小型矿井。1、矿井设计能力即按矿井开采条件所能保证的原煤生产能力，主要是同时正常生产的采区生产能力的总和。在具体条件下，根据煤层赋存情况、顶底板岩石性质、所选用的回采工艺和设备、相应的回采工作面长度和推进度，可确定回采工作面的生产能力。以此基础上，根据采区巷道布置类型、回采工作面接替等因素，并结合采区运输、通风条件，可确定采区内同时生产的回采工作面数目，从而确定采区生产能力。2、储量条件 矿井生产能力应与其储量相适应，以保证有足够的矿井和水平服务年限，依据煤炭工业矿井设计规范矿井设计生产能力，该矿井宜以一个开采水平。在划定的井田范围内，当矿井生产能力A一定时，可计算出矿井的设计服务年限T其计算公式为： T=ZK/AK式中： A工作面生产能力；K煤矿储量备采系数 取K=1.4。第一水平的服务年限可依据上述公式：T1=Zk/AR式中： T1第一水平的服务年限；A、 K同上。井型为15万t/a时，该井田煤层为单水平开采，工作面实现上下山开采。根据设计规范，当为单水平开采时，设计生产能力为15万t/a时，矿井服务年限要大约8年，符合设计要求。 按年工作日为300天，可知本矿的日生产能力为：=A/300 =500t所确定的结果是符合煤炭工业设计规范的要求。第四章 井田开拓第一节 井田地质、老窑及水文对开采的影响该井田的地质特征是宽缓褶曲，伴有小型正断层，构造线方向多数为西南-西方向。该矿井周边有一生产矿井（济煤四矿）和原矿老井，距离现在矿井较远，对开采不构成影响。根据相邻采区资料和本区煤层附存条件，预计该区正常涌水量为5m3/h,最大涌水量为8m3/h。涌水量主要为井筒淋水，对矿井不造成影响。根据王屋山煤矿井底车场及11011工作面上、下顺槽， 11采区轨道下山、皮带下山所揭露的地质资料情况的分析。 该工作面内地质构造简单，工作面内无揭露断层。因受向斜构造的影响，工作面内有可能受局部沉积因素影响可能出现沉积基地不平整现象，将会给工作面开采带来困难。第二节 矿井开拓方式的确定一、 井口形式、数目和位置的选择根据井田内水文地质、井田边界、矿井设计生产能力和服务年限等综合因素，一般开拓主井(专用提升煤)、副井(用于提升矸石通风运输材料和上下人员)以及回风井(与副井一起通风回风)。该矿采用主井提煤（进风），副井运输（上下人）和进风。（一） 井筒形式的选择请参阅表4-2-1井筒选择表表4-2-1 井筒选择表井筒形式优点缺点适应条件平硐开拓井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运，工业设施简单，井巷工程量小，利于排水，掘进速度快，不留或少留工业场地煤柱，煤柱损失少。受地形即埋藏条件限制。适合煤层赋存较高的山岭、丘陵，或沟谷地区。立井开拓立井的适应性强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制1.施工复杂，设备多技术要求高；2.施工困难掘进速度慢；3.不能躲开煤层顶底板含水层。1.煤层埋藏较深，或冲击层厚；2.水文条件复杂，围岩不稳定需特殊施工；3.倾斜长度大，用立井开采兼顾小开采。斜井斜井1.地质条件较好井筒掘进技术简单;2.斜井开采每个水平井底车场易靠近储量中心;3.井口可靠近井田边界，工业广场留煤少;4.主井做斜井时可做安全出口;5.建井工期短;6.可用皮带运输，实现连续运提。受地形及煤层埋藏条件限制。1.便于布置工业广场和引进铁路，2.水文地质条件好。综合开拓可充分利用各种开拓方式的优点。根据王屋山煤矿水文地质条件及地形地貌特征，本矿只适宜采用立井开拓方式。（二）井筒位置选择选择井筒位置就是确定井筒沿走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐标和方位角予以表示。选择井筒位置的主要条件：1、地面条件井口附近要有一定的范围，用以布置工业场地，其中包括主副井生产系统建筑物与结构物。由于矿井占地多，矸石山和煤泥水对生态和美观有污染，故应选择荒地结合地形布置生产系统，以减少土石方工程，认真贯彻少占不占良田，不拆或少拆村庄，尽量减少环境污染的方针。2、井下条件井筒沿走向的最有利位置应当设在储量等分线上或其附近。沿井田倾斜方向主要运输石门的运输功与石门长度成正比，所以井筒位置应该力求减少石门长度。采用单水平开拓时，应该尽可能靠近运输大巷，并采用卧式车场；采用多水平开拓时，应该按初后期石门长度总和最小位置确定井筒位置。为了减少煤柱，在选择井筒位置时，如果能设在井田之外，应选择在无煤区，薄煤区，高灰分区，变质区，火成岩活动区和开采有实际困难的部位。如不能设在井田之外应结合其他条件尽量使井筒设在煤层浅部以减少压煤，也便于后期回收。从地面生产系统布置要求，平坦地形最适合矿井建设，不仅平场工程量小，建设比较简单。但是井口附近又不能过分低洼要避免洪水灾害要尽可能避开滑坡岩崩流沙和泥石流危险区，以及其他不利于施工的工程地质条件。主副井相对位置的选择：(1)斜井根据煤矿安全规程，矿井各出口之间的距离不得小于30m。该规定系指岩柱最小尺寸。考虑到斜井井口经常设有人车站人车存车线等，使井筒断面增大，故在方案或初步设计阶段确定主副井位置时，一般使两互相平行的主副井中线或提升中线相距3540m。(2)立井主副井之间距离按规定同样不得小于30m，设计时考虑井上井下生产流程能够合理衔接以及井塔施工安装和设备布置需要，主副井中心距约变动于50100m请参阅图4-2-2主副井相对位置。本井田可采用立井开拓(主井设箕斗、副井为罐笼)或斜井(主井为皮带)开拓，井筒位于井田中央。图4-2-2 主副井相对位置二 、水平划分及阶段垂高的确定，各水平间巷道的布置设计时，井田沿煤层倾斜方向划分阶段数量多少，主要取决于井田倾斜长度和阶段高度的尺寸大小，井田开拓设计着重欲选择开采水平的标高，使其贯穿于全部煤层有利于开采。阶段高度或斜长往往随煤层倾角与回风道标高不同而有较大变化，阶段斜长在一定程度上受采区斜长控制，缓斜煤层和近水平煤层的深部以及倾斜长度过大的局部块段，往往采用上下山或增设中间水平开采。上山和下山开采在工作面方面没有多大的差别，但在采区运输提升排水和上下山掘进等方面却有不同之处。上山开采煤向下运输，上山的运输能力大，运输费用低但有折反运输：井下涌水可直接流入井底水仓，排水系统简单，风流由采区下部的集中运输巷道流向采区上部的集中回风平巷，通风系统简单，通风容易。下山开采煤向上运输，无折返运输，运输工作量少：各采区都要解决采区内的排水问题，如矿井涌水量大，增加了硐室和排水设备而且通风系统较复杂。但是，可以充分利用原有开采水平的井巷和设施，节省开拓工程量和开拓时间，有利于集中生产和水平接替，延长水平服务年限。考虑到本矿井涌水量不大，瓦斯含量不高，所以通风和排水都不会影响本矿井开采。本矿煤层较薄、单一，不用划分多水平，采用上下山开采，节省开拓时间。节省开拓费用。充分利用原有设备和设施，尽量使提升系统单一，转运环节少，经营费用低，管理较方便。三、主要运输大巷及回风道的布置方式和位置选择(一)主要运输大巷阶段或水平主要运输大巷是沟通采区与井底车场的主要交通运输干线，并进行通风排水及布设管线。主要运输大巷在符合开拓要求的前提下，要尽量缩短大巷长度避免过多的弯曲转折以减少开拓工程，作到运输方便，有利通风，并应设在坚硬耐久不易风化无自然发火的煤岩层内。布置方式分为集中布置，分组集中布置与分层布置三种。本矿井设计采用分组集中布置，请参阅图4-2-3集中运输大巷布置：大巷位置选择为了保证生产使用，便于维护减少煤柱损失，一般将主要运输大巷布置在煤层底板不受采动影响的坚硬岩层或煤组下部媒质坚硬围岩稳定无自然发火的簿及中厚煤层中，为了保护大巷不受采动影响，底板岩石大巷必须与煤层保持适当距离，根据矿井特征，煤层与大巷间岩柱尺寸随煤层赋存深度和岩石性质而变，一般为1030m。大巷与煤层距离本矿井选用岩石大巷，根据不同水平的水文地质条件大巷与煤层间距取1030m。该矿井大巷布置在距煤层上方18m，符合矿井大巷设计要求。（二）总回风道布置回风大巷的布置原则与运输大巷布置基本相同，并且对于一个具体矿井来说，常采用相同的布置方式。因为该矿井的通风方式为主井进风副井回风，通风方式极为简单，回风大巷即为矿井的运输大巷，能够保证矿井的正常运转。在一定的井田地质、开采技术条件下，矿井开拓巷道可有多种布置方式，开拓巷道的布置方式通称为开拓方式。合理的开拓方式，一般要在技术可行的多种开拓方式中进行技术经济分析比较后，才能确定。第五章 矿井基本巷道第一节 井筒井筒在矿井开发和开采中的作用是不言而喻的，它是整个矿井的进口和出口，井筒选择决定于其用途、服务年限等因素，井筒的断面大小更是整个矿井的关键因素，它决定了矿井的用途、井型、服务年限等。同时，井筒穿过的岩层性质、涌水情况、选择的支护方式及施工方法等因素也决定了井筒的断面形状。一、 井筒断面形状和布置形式1、井筒断面形状井筒断面形状主要根据井筒的用途、服务年限、穿过的岩层性质、选择的支护材料，及施工方法等因素确定。我国的矿井中，立井井筒断面大多选用圆形，只有少数小型矿井选用矩形。圆形断面常采用混凝土、料石或混凝土喷砼支护，具有服务年限长、承受地压性能较好、生产期间支护不需要或很少需要维修、通风阻力小，以及便于施工等一系列优点，其主要缺点是断面利用率较差。立井井筒的名称见表5-1-1。表5-1-1 立井井筒名称名 称用 途提升容器及装备备注主 井提 煤箕斗（或罐笼）该矿为箕斗副 井升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼做通风、排水。罐笼；排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间。风 井进风、回风或兼做矿井的安全出口。梯子间及管线、电缆等该矿井副井兼作回风井综合上述各因素，结合本矿井实际情况，选定断面形状为圆形断面。2、井筒的布置形式井筒断面布置主要根据提升间的提升容器与井筒装备的类型来决定。井筒断面内除提升间外，根据井筒的用途和需要的不同，往往还须布置梯子间、管子间或延伸间。在提人的罐笼井（副井）中必须设梯子间，箕斗井（主井）可不设梯子间。现有矿井立井井筒内一般都没有梯子间，目前，在一些矿井和深井中有用紧急罐笼代替梯子间的。该矿主井无梯子间，用罐笼代替。若矿井储量丰富，在以后有可能扩大生产，可以留有延伸间。在井筒延伸后可利用延伸间安装辅助提升设备，以满足矿井扩大生产能力的需要。井筒断面布置的设计，既要满足井筒内提升容器等设备布置的要求，又要力求缩小井筒断面，简化井筒装备，以达到节约材料和投资费用的目的。根据提升容器和井筒装备的不同，井筒断面布置形式多种多样。煤矿中圆形井筒断面常用的布置形式列于表5-1-2。表5-1-2 井筒平面布置形式图示提升容器井筒装备一对25吨箕斗金属罐道梁、钢轨罐道、双侧布置，不设梯子间。一对3t底卸式矿车双层单车罐笼金属罐道梁、金属或木罐道，双侧布置；设梯子间、管子间。3、井筒布置要求（1）箕斗提升的井筒不应兼做风井。如兼做回风井时，井上下装卸载装置和井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不得超过15%，并应有可靠的降尘设施；兼做进风井时，井筒中的风速不得超过6m/s，并应有可靠的降尘设施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。该矿井主井提升兼作进风井，且风速在规定的范围之内，符合要求。（2）作为安全出口的立井井筒，当井深超过300米时，宜每隔200米左右设置一休息点。休息点可在井壁上开凿一硐室与梯子平台相连通。（3）井筒平面内布置提升容器时所允许的间隙，必须符合规定。（4）井筒允许最大风速不得超过表5-1-3的规定。表5-1-3 井筒允许最大风速井 筒 名 称允 许 最 大 风 速无提升设备的风井15专为升降物料的井筒12升降人员和物料的井筒8设梯子间的井筒8修理井筒时8二、 支护厚度与材料 浇注式混凝土井壁的整体防水性能较好，强度较高，方便使用施机械化施工，施工简单方便，劳动强度低，通风阻力小，适应于穿过浅表土和基岩的井筒。本设计采用浇注式井壁，壁后用混凝土充填。井壁厚度确定在稳定岩石中，井壁厚度参阅可采用表5-1-4中推荐的经验数值。表5-1-4 井壁厚度经验数据井筒直径井壁厚度壁后充填厚度浇灌混凝土料石混凝土预制块缸砖67m400450450500500550料石混凝土预制块红砖壁后充填厚度为100mm78m450500500600600所以本设计井壁厚度的取值如下：主井：400mm; 副井：450mm; 风井：400mm; 本设计为混凝土充填，充填厚度设计为50。三、 井筒掘进断面设计表5-1-5 井筒断面积计算公式井壁材料图示井筒断面积/m2符号注释净设计掘进混凝土、锚喷/4D2/4(D+2d+2r)2D井筒净直径d井壁厚度r壁后充填厚度，取50经计算，井筒的掘进断面尺寸如表5-1-6所示：表5-1-6 井筒掘进断面尺寸井筒名称直径m断面积m2备注主井3.811.4进风井副井4.213.8回风井第二节 井底车场井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和井筒提升两个环节的枢纽。井下煤炭和矸石通过井底车场经井筒转运到地面，井上的材料和设备通过井底车场转运到井下各个地点。排水、通风、动力供应以及人员上下等，也必须通过井底车场。所以它是矿井生产的咽喉，直接影响着矿井的生产和安全。井底车场路线多，设备多，设计施工复杂，工程量大。井底车场包括运输巷道和硐室两部分。一、井底车场形式的选择选择井底车场形式受许多条件约束，例如地面工业场地的布局影响井底车场的形式与出口方向；井筒形式井筒与主要运输巷道的位置关系直接影响井底车场的形式。其它还有矿井生产能力服务年限等原因。本矿井年设计生产能力为15万t/年，根据副井井底车场的形式，可选择环形车场或折返车场。二者比较请参阅表5-2-1表5-2-1 备选方案比较类型结构特点优缺点环形井底车场1.存车线和回车线与运输大巷垂直。2.主副井距主要运输大巷较远，3.有足够的长度布置存车线1.空重车线基本位于直线上2.有专用的回车线3.调车作业方便4.可两翼进车5.弯道顶车6.工程量大折返井底车场利用石门作副井重车线1.工程量小2.调车方便本矿井采用立井开拓，主运输大巷为输送机运输，井底车场设备简单，井底车场只须重点考虑辅助运输。本矿井设计生产能力为15万t/a，考虑到矸石的提升以及材料、设备的下放和人员的升降等因素，以及集中轨道大巷与井筒的位置关系，本设计决定选择选择环行刀式车场。车场路线如图5-2-2所示。 图5-2-1 环形车场示意图该车场的通过能力为30万t，能够满足矿井生产的需要。二、井底车场硐室井底硐室主要包括井底消防材料库、中央变电所、中央水泵房、水仓。中央变电所以及与水泵房组成联合硐室，布置在副井井筒附近。1、 消防材料库布置布置如图5-2-3所示：2、中央水泵房布置布置如图5-2-4所示：3、水仓布置如图5-2-5所示：4、中央变电所以及与水泵房联合的硐室布置如图5-2-6所示： 三、井底车场主要巷道硐室的支护方式及材料井底车场巷道和硐室支护根据围岩条件及安全和使用上的不同，分别采用不同的方法进行支护，由于围岩稳固，一般巷道不需要支护，个别地方采用片石砂浆砌碹支护，一般硐室也采用这种支护，变电所、水泵房采用钢筋混凝土进行支护，对水仓如围岩条件好时，采用混凝土喷层以及锚网喷支护，用混凝土进行铺底。第三节 主要开拓巷道主要开拓巷道断面设计，主要是选择断面形状和确定断面尺寸，其合理与否直接影响到煤矿生产的安全和经济效果。设计的原则是，在满足安全与技术要求的条件下，力求提高断面利用率，缩小断面、降低造价并有利于加快方式速度。我国煤矿巷道常用矿井基本巷道的断面形状是梯形和直墙拱形，为工字钢梯形和U型棚以及锚网喷支护；本矿井由于围岩较稳定，所以，主要开拓巷道采用半圆拱形。煤矿安全规程规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格；人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量。1、井底车场轨道巷支护方式断面 m2设计掘进尺寸 mm喷射厚度mm锚杆 mm净周长m净设计掘进宽高型式外露长度排列方式间、排距锚杆长直径锚喷15.7119.4448003800500钢筋砂浆50圆弧60016001412.342、副井绕道支护方式断面 m2设计掘进尺寸 mm厚度mmU型棚 mm净周长m净设计掘进宽高型式外露长度排列方式间、排距U型棚8.6810.1440003000200荆芭片、背木50圆弧4007.653、其它巷道支护方式断面 m2设计掘进尺寸 mm厚度mm梯形棚 mm净周长m净设计掘进宽高型式外露长度间、排距高度上宽下宽工字钢5.976.2436002200200梯形棚2040021002400340010.6经验算，以上巷道设计均符合矿井通风和运输的需要。第六章 采煤方法和采区巷道布置第一节 煤层地质特征一、采区工作面概况11采区为首采区，11011工作面地表位于井田西北部，距主井112m-330m范围。高程为499m-550m，地表无建筑物及水体。该工作面井下位于井田西翼，西上仓皮带西北部，工作面开采为古生界、二叠系，山西组二1煤层，煤质优良。煤层沉积不稳定，变化大。工作面上、下巷均揭露煤层变薄带，厚度0.4m-1.2m。变薄煤层已作了配巷处理。正常煤层厚度在3.0m-8.0m，平均煤层厚度为6.0m。工作面西北部有2条走向断层，落差均为3.0m左右。煤层顶底板起伏频繁，褶皱较发育，有碳质泥岩伪顶和伪底，回采时应加强顶板支护工作，严防冒顶事故发生。表6-1-1 综合柱状图二、水文地质：本区采掘期间主要充水含水层为下元古界变质岩裂隙含水层，奥陶系碳酸盐岩裂隙含水层，太原组上段碳酸盐岩裂隙含水层，二叠系碎屑岩裂隙含水层，第四系松散岩类孔隙含水层。隔水层为二叠系泥岩及砂岩泥岩隔水层，石炭系太原组炭质泥岩、砂质泥岩隔水层，石炭系本溪组铝土质泥岩隔水层。现将各含（隔）水层简述如下：1、主要含水层下元古界地层分布于封门口断层以北，该层石英砂岩及大理岩裂隙发育，富水性好，且汇水面积大，由于绿泥石片岩和绢云母片岩的相对隔水，该层中裂隙水多在断层带北盘以泉水形式排泄，并通过封门口断层破碎带向下径流，是矿井充水的重要间接含水层。 奥陶系碳酸岩裂隙含水层矿区内奥陶系灰岩主要分布于封门口断层南侧，浅部与区内二1煤层底板呈断层接触，由于该含水层岩溶裂隙发育，富水及透水性好，是下元古界含水层下渗后水平径流的主要通道，故也是该区矿床充水的主要含水层。 太原组上段碳酸盐岩裂隙含水层根据钻孔资料L8灰岩顶板距二1煤层底板5-8m，该含水层浅部通过F1断层直接与奥陶系灰岩裂隙水接触。随着开采深度的增加，该含水层具有较强的承压性，是矿床地板直接充水的含水层。因此，底板突水将会对矿床开采造成严重威胁。 二叠系碎屑岩裂隙含水层二叠系砂岩中的孔（裂）隙不发育，其含水量主要取决于大气降水的补给，正常情况下，含水微弱，对矿床开采影响不大。 第四系松散岩类孔隙含水层 区内第四系分布于沟谷下部，面积小，出露零星，赋水条件差，对矿坑充水影响不大。2、主要隔水层本矿范围内主要隔水层有：二叠系泥岩及砂质泥岩隔水层，石炭系太原组炭质泥岩、砂质泥岩隔水层，石炭系本溪组铝土质泥岩隔水层。（1）二叠系泥岩及砂质泥岩、炭质泥岩隔水层区内二叠系砂岩含水层的顶底板均由砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩组成，岩石中泥质含量高，孔裂隙不发育，透水性差。是本区二煤组煤层顶底板含水层之间的良好隔水层。（2）石炭系太原组薄层状泥岩隔水层灰岩含水层之间主要由薄层泥岩组成，岩石裂隙不发育，透水性差，是太原组灰岩岩溶裂隙含水层之间的隔水层。由于该层厚度较小，局部将失去隔水作用。（3）石炭系本溪组铝土质泥岩隔水层该层层位稳定，主要由深灰色铝质泥岩组成。岩石致密，裂隙不发育，透水性差，隔水性能良好。是奥陶系碳酸盐岩裂隙水与上部各含水层之间的隔水层。第二节 采煤方法一、主要采区和采煤方法本矿井主要开采煤层为11011工作面、11031以及12采区的几个工作面，其中11011为首采工作面，其它工作面为启封，各采区均采用走向长壁后退式开采，集合本矿煤层特点及实际情况，以放顶煤开采为主，特别地区可能用炮采。二、确定回采工作面的回采工艺目前，我国长壁采煤工作面采用综采、普采和炮采三种采煤工艺方式，其优缺点和适应条件见表6-2-1。采 煤工 艺优 点缺 点适 用 条 件综 采高产、高效、安全低耗，劳动条件好，劳动强度小设备价格昂贵，对煤层赋存条件、操作与管理水平要求高煤层地质条件好、构造少的中厚及厚煤层普 采与综采相比对地质变化适应性强，工作面搬迁容易与炮采相比设备相对昂贵、劳动组织相对复杂推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲发育，综采的优势难以发挥的工作面炮 采技术装备投资少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理简单单产和效率低，劳动条件差一般情况下均可采用，但高瓦斯和突出矿井对防护措施要求高1、回采工艺的确定本矿首采工作面为11011工作面，选用倾斜长壁放顶煤采煤方法。回采工艺过程：移架移刮板输送机放支架运煤移架。2、工作面端头支护工作面端头是指工作面与两巷的交接处。端头处的悬顶面积大，时间长，机械设备多，又是进出材料和人员的交通口，所以必须采取措施加强支护。特别是工作面端头处的顶板事故约占工作事故的1/41/3，搞好工作面两端头处的支护管理是十分重要的。确定端头支护方式时，主要考虑端头悬顶面积的大小、顶板压力的大小及其稳定性、回采巷道原用支护方式，工作面与两巷的连接特点，工作面生产工艺特点，端头设备布置形式等因素。综合考虑各因素，选用单体液压支柱+铰接顶梁对工作面两端头加强支护。3、采空区处理为了维护好回采空间，保证生产正常进行和作业人员及设备的安全，除对采煤工作面进行支护外，还必须处理采空区。目前采用的采空区处理方法主要是全部跨落法，即随着工作面的推进，放顶后使顶板跨落，充满采空区。对于坚硬难冒顶板，可用煤柱支柱法处理采空区，但由于留设煤柱给下层开采及本层开采多次搬家，以及资源采出率等缺陷，因此，采用跨落法处理顶板。4、装煤煤体垮落之后，大部分煤随溜子运出，剩余的少量浮煤在推溜时靠铁锹装入运输机运出。5、移架工作面采用及时移架方式，即先移架后移溜。采煤机割煤后，紧跟后滚筒开始移架，顶板不完整或片帮严重时，可采用超前移架及时打出防片帮等支护方式管理顶板。移架要求：（1）一般情况下，移架工应站在支架前，后支柱之间，准确操作手把，同时，注意支架动作部位的情况。（2）移架时，采用带压移动，防止顶板下沉，尽量做到少降快移，以免出现支架歪斜，垛架现象。（3）移架后及时升架，顶梁与顶板接触后，手把应再供液一段时间，确认达到初撑力后，停止供液，前梁上部不允许出现空顶或点接触。（4）移架后，支架成一条直线，其前后偏差不得超过50mm，及时打出防片帮板。（5)移架时严格控制降架高度，并收缩支架的平衡千斤顶，拱起顶梁的尾梁，使之带压擦顶移架，以有效防止支架倾倒。四、劳动组织本矿采用三八制作业模式，具体施工组织见6-2-2表：班次定员工种零点班八点班肆点班小计班组长2226机组司机3339溜车司机1135皮带司机2226泵站司机1124支架工3339端头工2226端尾工2226电气工1135防尘工1113清煤工1113合计19192462回采工作面中的循环作业是指回采工作面在规定时间内保质、保量、安全地完成采、装、运、支、处这样一个采煤全过程，以放顶为标志，循环方式有一日单循环。回采工作面实现正规循环作业，在一昼夜内工作面中采煤工作与准备工作在时间上的配合关系设计为“两采一准”即将一昼夜划为三个班，两个采煤班，进行“落、装、运、支、移”等工序，一个准备班进行回柱放顶、检修设备、推移转载机及伸运输巷胶带输送机等工作，一日完成一个循环。第三节 采区巷道布置及生产系统 一、采区巷道布置本设计矿井一个工作面即可达产，工作面单产较高，不须多工作面同采，所以巷道布置时，在大巷采区煤仓附近开掘一系列材料斜巷和联络巷道，即可开采。倾斜长壁采煤法工作面可以按单工作面布置，也可以按对拉工作面布置。单工作面布置时，每个工作面有两条回采巷道。对拉工作面布置是两个工作面布置三条回采巷道，其中运输巷为两个工作面共用。由于工作面近似沿煤层走向呈水平状布置，不存在走向长壁时向下运煤和向上拉煤的问题。两个工作面可以等长布置。工作面风流不存在上行与下行的问题，两个工作面的通风状况同样良好。由于对拉工作面减少了一条运煤巷道和有关联络巷道，降低了巷道掘进工程量，有利与集中生产。所以，顶板较好的薄及中厚煤层，特别是采用炮采时，一般都采用对拉工作面布置形式，并取得了较好的经济技术效果。二、煤层开采顺序根据可采煤层的区域分布，巷道布置采用集中分组布置，即11011和11031工作面为一组，12采区为另一组，集中布置主要大巷。因为该区段煤层较薄，开采时为单水平，所以不需要分层开采，采用全部垮落法处理采空区。三、采区回采率的计算达产时采区采出率是指采区工业储量中，设计或实际采出的那部分储量，约占工业储量的比例。计算公式如下： 采区工业储量=l1l2h 式中：l1采区平均走向长度，200m；l2采区平均倾向长度，290h采区内煤层总厚度，3.75m；煤的容重，1.35t/m3。代入上式得1112-3采区工业储量=2002903.751.35=29.3万t开采损失=工作面落煤损失+煤柱损失工作面落煤损失=采区工业储量5%=29.30.5%=1.45万t煤柱损失=采区工业储量10%=29.310%=2.9万t则采区采出率=（29.3-1.45-2.9）/29.3=85.1%经计算，采出率符合设计要求。四、采区生产