开滦吕家坨2.4mt／a课程设计说明书最终稿_-_副本

采矿学课程设计说明书姓名张志伟学号201010014219班级采矿B102题目开滦吕家坨24MTA课程设计评语指导教师赵启峰职称讲师2013年07月11日设计感受在三个星期的课程设计过程中，让我不仅从中学到了很多新的知识，更让我对所学的专业知识做了系统的复习和总结，并且能够运用已经学过的知识来解决设计中出现的问题。通过指导教师的指导，让我掌握了矿井设计的基本步骤，也能够熟练的使用工具书来解决设计中出现的问题，更能使自己对设计进行比较周全的考虑。本设计矿区的煤层平均倾角在54左右，煤层厚度大，煤层及地质赋存条件好，于是我采用了带区综合机械化开采，通过具体的技术比较和经济比较，选择了单斜井的开拓方式，并根据煤层赋存特点及经济条件，选择了胶带运煤、无轨胶轮车辅助运输系统。本设计的任务重，需要进行大量的计算和绘制大量的CAD工程图，并且对一些内容需要进行反复的修改。在短短的三个星期时间内，可能有很多地方做得不够细致。尽管如此，却能使我更加细心的进行设计。在本设计的制作中，我一直都细心的编写说明书的每一部分，严格按照设计要求来进行设计，对于计算就更加严格计算每一个数据，对于每一部分设计自己都亲手完成。经过两个星期的努力，我顺利完成了城郊井工矿的设计。最后，再次向我尊敬的老师和亲爱的同学们表示深深的谢意，他们给予我的教育、理解、关心和支持使我不断进步。祝愿大家身体健康，万事如意。目录1矿区概述及井田地质特征311矿区概况3111井田位置、范围、地形特点和交通位置3112工农业生产和原料及电力供应4113矿区气候条件4114矿区水文情况412井田地质特征4121煤系地层概述、勘探程度4122井田地质构造和地质变动5123井田水文地质特征5124地温713煤层特征7131煤层埋藏条件7132煤层群特征8表13煤层肉眼鉴别特征和结构特征一览表8133煤层的围岩性质8134煤的特征1021境界122工业储量1221井田勘探类型1222矿井地质资源量1223矿井工业储量123可采储量2231矿井设计资源/储量2232矿井设计可采储量23工作制度和设计生产能力及服务年限131矿井工作制度132矿井设计生产能力及服务年限1参照大型矿井服务年限的下限（大于50A）要求，T取60A，储量备用系数取14，则矿井设计生产能力A为14矿井开拓方式141确定工业广场位置142确定井田开拓方式143确定开采水平位置、标高及水平垂高244确定运输大巷布置及位置25准备方式带区巷道布置151煤层的地质特征1511可采煤层的基本概况1512煤层顶底板地质条件252带区巷道布置及生产系统2521带区斜长的确定2522带区上山位置及布置方式2523带区内工作面的接替顺序2524带区内各种巷道的掘进方法2525带区生产能力及采出率253带区下部车场选型设计354带区主要硐室的布置3541带区煤仓4542带区运料系统4543带区变电所56采煤方法161采煤工艺方式的确定1611带区地质条件和煤层赋存条件1612采煤工艺的确定1613回采工作面长度和推进度以及推进方向2614回采工作面的破装运煤方式3615劳动组织表362回采巷道布置4621确定回采巷道布置形式4622回采巷道支护6623煤壁管理措施8624确定回采巷道断面及其具体施工技术要求97设计矿井基本的技术经济指标1表71各项技术经济指标1参考文献31矿区概述及井田地质特征11矿区概况111井田位置、范围、地形特点和交通位置开滦吕家坨矿业公司位于河北省唐山市古冶区境内，西距唐山18KM，北距古冶9KM。地理坐标为东经11824，北纬3940。矿区交通便利。古吕钱公路南接唐港公路，北通205国道，与津唐、唐港、京沈高速公路相接；矿区铁路专线吕古铁路和吕陡铁路与京山线接轨；水路运输东有秦皇岛港，西有天津新港，南有唐山港和正在建设中的曹妃甸港；水、陆交通发达，煤炭外销十分方便。矿区地表为第四纪冲积平原，地面标高介于2231M之间。地形总趋势北高南低，沙河由井田东部自东北流向西南。沙河属季节性河流，旱季有时断流，雨季流量较大，最高洪水位30M。境内有村庄18个。主要农作物有小麦、玉米和水稻。图11吕家坨矿交通位置图北京市三河玉田丰润古冶唐山市吕家坨矿秦皇岛市秦皇岛港乐亭京唐港南堡北塘塘沽天津新港宝坻天津市025KM134京秦线京沈高速公路京山线津唐高速公路京津高速公路京津线唐港高速公路坨港铁路渤海1林西矿2范各庄矿3钱家营矿4陡河电厂112工农业生产和原料及电力供应矿区内工业以煤炭为主，农业主要种植小麦、玉米、水稻，间杂有果园、菜园和苗圃等。本矿井建设期间，所需要建设材料，除钢材、木材和部分水泥、石材需由国家计划供应外，其它砖、砂等土产材料，均由当地供应，满足建设需要。矿区已建有110KV区域变电所，可向本矿井供电的两回35KV输电线路。113矿区气候条件本区属温带季风区的海洋大陆性气候。根据唐山市气象局19591999年气象资料，历年平均气温179，最高气温403，最低气温183。历年平均降水量为70814MM，年最大降水量为12638MM。区内冬季多北风，夏季多南风，最大风速16M/S。冰冻期为十一月至次年三月，最大冻土深度027M。114矿区水文情况矿区采用自备水源井供水，目前能够使用的供水井共有9眼，其中黑鸭子4眼，工业广场3眼，南小区2眼。这些井形成两套供水系统，一是黑鸭子至矿区的集中管路供水系统，包括黑鸭子及工业广场的水井，最大供水能力1100M3/H，供矿生产和东工房、小楼生活区及黑鸭子、北安各庄、南安各庄、大安各庄、吕家坨村生活用水。二是南小区独立供水系统，最大供水能力100M3/H，供小区内居民生活用水。12井田地质特征121煤系地层概述、勘探程度矿区煤系地层属于典型的华北区石炭二叠纪含煤岩系，其上界为唐家庄组A层铁铝质粘土岩顶面，下界为唐山组G层铁铝质粘土岩底面。根据两个钻孔实际控制，煤系地层厚度分别为48035M和48626M，按分组段厚度累计，煤系地层厚度为489M。由此可见，沉积补偿作用明显，煤系地层厚度变化不大。煤系基底为奥陶系中统马家沟组灰岩，本矿钻孔揭露最大厚度为160M，邻区资料证实，该组厚度400M左右，与煤系地层呈假整合接触。矿井浅部奥灰岩溶发育，深部逐渐减弱。其风化形成的G层铁铝质粘土岩构成煤系第一个标志层。煤系地层之上为的古冶组和洼里组，从少数取芯钻孔揭露情况看，古冶组以杂色粉、细砂岩和浅灰灰绿色粗砂岩为主，向上部紫色粉细砂岩逐渐增多。洼里组则以浅紫、暗紫和紫红色泥岩中、粗砂岩为主，偶见浅灰色砂岩层。洼里组以河床相底砾岩底面作为与古冶组的分界面。矿区地表被第四系冲积层所覆盖，盖层厚度由东北向西南逐渐增厚，与基岩呈角度不整合接触。19881998年，共施工井上下各类钻孔78个，累计进尺1024654M。其中地面勘探工程有18、20、21、39、40、45、46和49号共8个补充勘探钻孔，工程量746123M。122井田地质构造和地质变动吕家坨井田位于开平向斜东南翼中段，其主体构造是吕家坨背斜。开平向斜是一赋煤向斜构造，煤系地层为石炭二迭系。向斜轴的总体方向约NE40，北部受青龙山背斜等北西南东向构造的影响，自古冶至唐家庄逐渐变为东西向，形成一弧形构造。向斜的两翼不对称西北翼岩层倾角陡，甚至局部倒转，并伴随出现了一组与向斜轴大致平行的断层和短轴褶皱构造。东南翼岩层倾角相对平缓，向斜边缘出现两组短轴边幕状褶皱，轴向与开平向斜轴直交或斜交，并沿倾伏方向逐渐消失。其中一组由杜军庄背斜、黑鸭子向斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜及南阳庄岭上背斜组成；另外一组在宋家营以南，规模不如前一组。吕家坨井田以褶皱构造为主。井田内自北而南依次发育有黑鸭子向斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜、南阳庄岭上背斜、小张各庄向斜等五个主要褶曲构造。黑鸭子向斜轴作为吕、林井田技术边界。吕家坨背斜为矿井的主体构造，约占井田面积的70，其中深部还发育有次一级的褶曲构造。在井田南部，吕家坨背斜、毕各庄向斜、南阳庄岭上背斜、小张各庄向斜等褶曲构造复合，形成了董各庄盆地构造区和王各庄马鞍形构造区。123井田水文地质特征根据开滦集团公司统一的含水层划分标准，将区内的地层划分为七个含水层（见表11）。其中，、含水层对矿井涌水量影响较大，为直接充水含水层，其它为间接充水含水层。各含水层抽放水试验资料，其主要特征如下表11含水层划分表含水层编号名称所处层位含水层厚含水层岩性含水性水质特征第四系冲积层含水层组第四系冲积层34卵石，粗、中细沙弱中等上HCO3CLCA2MG2下HCO3CA2MG2古冶组砂岩含水层组二迭系上统古冶组130粗、中砂岩中等5煤层顶板含水层组二迭系下统唐家庄组190砂岩中等HCO3SO42NACA27煤层顶板含水层组二迭系下统大苗庄组30砂岩弱HCO3CA2MG21214煤层砂岩含水层组石炭系上统赵各庄组60石灰岩、砂岩弱强上HCO3NACA2下HCO3SO42CA2NA唐山灰岩含水层组石炭系统唐山组19石灰岩中等HCO3SO42CA2MG2续表11含水层编号名称所处层位含水层厚含水层岩性含水性水质特征奥陶系灰岩含水层组奥陶系统马家沟组420石灰岩极强HCO3CA2MG21）直接充水含水层组（1）第含水层组（9煤层砂岩含水层组）本含水层组位于9煤层以下4M，层厚约60M，岩性以中砂岩为主，岩石裂隙发育，单位涌水量00030627L/SM，渗透系数0014704M/D，矿化度03120547G/L，上部水质为重碳酸钠钙型，下部为重碳酸硫酸钙钠型。（2）第含水层组（7煤层顶板含水层组）本含水层组位于7煤层以上3M，厚约30M，岩性以中细砂岩为主，单位涌水量0010286L/SM，渗透系数011518063M/D，矿化度05050297G/L，水质为重碳酸钙镁型。2）矿井间接充水含水层组（1）第含水层组奥陶系灰岩含水层组本含水层组为奥陶系中统马家沟组，岩性为灰灰白色厚层状灰岩，含水层平均厚度420M，浅部岩溶、裂隙极发育。单位涌水量最大72L/SM，渗透系数最大16773M/D，富水性极强，矿化度01660347G/L，水质为重碳酸钙镁型。（2）第含水层组唐山灰岩含水层组本含水层组位于奥陶系灰岩以上65M，灰岩厚146614M，单位涌水量为0025L/SM，渗透系数259M/D，富水性中等，水质为重碳酸硫酸钙镁型。（3）第含水层组（古冶组砂岩含水层组）本含水层组位于A层以上，厚约130M，岩性以砂岩为主，局部含砾，富水性中等。（4）第含水层组（冲积层含水层组）本含水层组由卵石、粗砂、中砂、细砂组成，卵石粒径2050MM，磨圆度中等。此含水层平均厚度34M，单位涌水量0103368L/SM，渗透系数0751066M/D，富水性中等，上部水质为重碳酸氯钙镁型，下部为重碳酸钙镁型。124地温据详查勘探资料，本区地温梯度为094/100M，横温带在50100M左右，地温变化范围在11501700之间，属地温正常区。13煤层特征131煤层埋藏条件井田平均走向长约11KM，倾斜宽平均约64KM，面积709KM2。煤层倾角一般为311，平均倾角54。132煤层群特征吕家坨井田主要开采煤层有4层，即二迭系下统大苗庄组的5、7、8、9煤层，其中8、9煤层为本矿井设计的可采煤层。各煤层的厚度、层间距及其变化规律见表12。表12可采煤层特征表煤层名称煤厚M倾角结构层间距MKMR稳定性8平均最小最大520485454311简单结构10194稳定11287511824煤层厚度、倾角、结构、间距9平均最小最大112091554311复杂结构10118稳定表13煤层肉眼鉴别特征和结构特征一览表煤层结构煤层肉眼鉴别特征类型夹石层数夹石厚度夹石岩性对回采的影响变化情况煤层深黑色，具光亮的玻璃光泽；以亮煤为主，次为镜煤和暗煤，条带状构造，硬度中等。简单一般无一般不含夹石，但在二采四中区域常含一层005M的炭质泥岩煤层黑色，具十分光亮的玻璃光泽，以亮煤和镜煤为主，条带状、透镜状及层状构造，硬度中等复杂020103炭质泥岩或粉砂岩随煤一起采出，增加原煤灰份，夹石较厚时，回采难度加大。一般含一层夹石，而且较为稳定，仅局部为两层，且间距较近133煤层的围岩性质1）8煤层为全区可采煤层，煤厚一般变化在4854之间，井田北部边界附近煤层较薄，4851M，其中28、63孔分别为48M和50M。在此区域，煤层顶板多为中砂岩或粗砂岩，分析可能受冲刷作用的影响，使煤层厚度变薄。在吕家坨背斜浅部及深部煤层厚度较大，一般在52M以上。2）9煤层基本为全区可采煤层，在井田南部边界区域，煤厚多在10M以上，个别地点不可采；井田的东北部煤层较厚，大多在13M以上，个别地点可达18M；其余区域煤层厚度一般变化在1525M之间。9煤层的突出特点是底鼓现象较多，常形成长约50M宽不足20M的底鼓区。（地质柱状图见图12）图12吕家坨矿井田地层综合柱状图表14煤层顶底板情况煤层顶底板岩石名称厚度主要岩性特征（含水性）老顶直接顶黑色泥岩10有时为粉砂岩,层面含叶片化石顶板伪顶黑色炭质泥岩03水平层理,黑色条痕直接底黑灰色粉砂岩05块状,含大量植物根化石8底板老底灰色细砂岩45有时为中砂岩,条带状,坚硬老顶直接顶深灰色粉砂岩550刃状断口,水平层理,层面含植物茎叶化石顶板伪顶直接底灰色粉砂岩15微发褐,含大量植物根化石9底板老底灰色细砂岩30夹粉砂岩条带,较硬134煤的特征1）煤质概况根据井田开采范围内煤层煤样的化验结果和中深部钻孔的煤芯分析资料，吕家坨矿8、9煤层均属肥煤和焦煤类，在井田浅部，煤层多属肥煤类，在井田深部多属焦煤类。在背斜轴部岩浆岩床和东翼岩浆岩墙附近，煤的挥发份降低，粘结性变差，煤质多属焦煤类，局部变为瘦煤或无烟煤。表15煤物理特征表物理特征煤层颜色光泽硬度容重煤岩类型其它物理特征8黑色玻璃中硬130光亮9黑色玻璃中硬132光亮2）原煤分析（1）开采煤层主要煤质指标的等级8煤层高灰（2540）、特低硫（05）、中磷（00101）。9煤层中灰（1525）、低硫（1525）、中磷（00101）。（2）开采煤层灰分成分及煤灰熔融性8、9、煤层的SIO2的含量在45左右；8、9煤层的AL2O3的含量在36左右；8煤层的FE2O3的含量都在5以下，9煤层的FE2O3的含量较高；各煤层CAO的含量均在5以下。各煤层煤灰均属难融熔灰。（3）微量元素煤层中含有锗、钒、钛、镓等微量元素，但均达不到可采品位。（4）元素分析各煤层CR的含量均在8389之间，HR的含量均在5左右，NR在1219之间。（5）工业分析各煤层的精煤灰分均在2117之间，一般不超过10。（6）结焦性分析各煤层胶质层厚度变化在14MM40MM，粘结指数变化在69102；奥亚膨胀序数659；焦渣特征58。3）全矿井瓦斯相对涌出量为131M3/T，二氧化碳相对涌出量为5194M3/T,属低瓦斯矿井。各煤层中瓦斯涌出量最大的煤层为8煤层，其绝对涌出量为131M3/T。瓦斯涌出不均衡，一般在构造带附近涌出量较大。4）煤层爆炸指数表16吕家坨矿各煤层煤尘爆炸指数表煤层水分灰分挥发分固定碳爆炸指数爆炸危险性备注83302188267648063576有强爆92462340249149233360有强爆5）煤层自燃倾向性根据鉴定结果，吕家坨矿8、9煤层属于较易燃煤层。在开采时应注意相应的保护措施，防止其发生自燃状况。应及时将采出的煤运出，防止自燃。2带区境界及储量21境界井田形状呈一个基本规则的多边形，东西宽约22KM，南北长14KM，面积308KM2。矿井田境界示意图如图21所示。22工业储量221井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。222矿井地质资源量ZK1003085213/COS5420910万T223矿井工业储量探明的资源量中经济的基础储量Z111B20910607087822万T控制的资源量中经济的基础储量Z122B20910307043911万T探明的资源中边际经济的基础储量Z2M1120910603037638万T控制的资源中边际经济的基础储量Z2M2220910303018819万T由于地质条件比较复杂，K取07Z333K20910070114637万TZGZ111BZ122BZ2M11Z2M22Z333K202827万T23可采储量231矿井设计资源/储量ZS202827202827319674219万T232矿井设计可采储量ZK19674219196742192771484617万T3工作制度和设计生产能力及服务年限31矿井工作制度矿井设计生产能力按工作日330D计算。每天两班生产一班准备，每天净提升时间为16H。因此，设计时按矿井年工作日330D，每天提升能力为16小时设计。目前综采多采用四六制，每班工作六小时，三班出煤一班检修。所以本矿井计划采用“四六”工作制度。32矿井设计生产能力及服务年限参照大型矿井服务年限的下限（大于50A）要求，T取60A，储量备用系数取14，则矿井设计生产能力A为AZK/TK24744万T/A按煤炭工业矿井设计规范规定将矿井设计生产能力A确定为240万T/A再计算矿井服务年限TZK/AK6185A在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大，采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量ZB,备用量为ZBZK1404424176万T在备用储量中，估计约有50为采出率过低和受未预支地质破坏影响所损失的储量。矿井开拓设计时认定的实际采出的储量为1484617（42417650）1272529万T4矿井开拓方式41确定工业广场位置1工业广场及井口位置确定的原则对初期开采有利，即储量必须可靠，井巷工程量省，建井工期较短。应使井田两翼储量大致平衡，即井筒应位于储量中心，利于井下运输、通风和开采系统布置，减少生产经营费用。尽量不占良田、少占农田。充分利用地形地貌布置工业广场，以便使地面生产系统合理，便于与外界沟通，使运输方便。井筒应尽量避免穿过流沙层、较大含水层、较厚的冲积层、有煤和瓦斯突出的煤层以及较大面积的采空区和大断层，以减少施工困难，并尽量少压煤。工业广场和井筒应有良好的工程地质条件，不受洪水、岩崩、泥石流、滑坡及森林火灾的威胁。用斜井开拓时，应考虑井筒层位的合理选择，考虑其经济技术的合理性。范各庄矿工业广场和主副井井口布置在井田走向的中央，对于本矿井井田走向中央也大致是井田储量中央。2风井位置的确定风井位置应根据通风系统合理选择。采用中央边界式通风系统时，主、副井筒设在井田储量中央，风井设在井田上部边界中央。采用中央并列式通风系统时，进、回风井并列在工业广场内。一般可利用其一井筒进风，另一井筒回风，主副井筒相距3050M。大型矿井相距可达60100M，并在井田上部边界附近设安全出口，如果矿井水文地质条件简单，无突水危险时，且主副井筒均能上下人员，也可以单独设置安全出口。采用对角式通风系统时，风井设在井田两翼上部边界。采用分区式通风系统时，回风井设在各采区的上部边界。根据吕家坨矿的生产实际产量为240万吨/年，走向长。为保证井下生产时有足够的风量，本矿井开采前期采用中央并列式通风，主副井间距为79M。42确定井田开拓方式本矿井的煤层埋藏较深，故采用立井开拓43确定开采水平位置、标高及水平垂高分带工作面的倾斜长度就是工作面的连续推进的距离，约为上山或下山阶段斜长。我国2005年发布的煤炭工业矿井设计规范的相关规定为分带倾斜长度不宜少于工作面一年的连续推进长度。一般上山部分的倾斜长度宜为10001500M或者更长，下山部分的倾斜长度宜为7001200M。本矿井带区倾斜长度为1000M。本设计第一水平上山倾斜长度2500M，第二水平上山阶段倾斜长度2500M，下山1000M，总倾斜长度6400M44确定运输大巷布置及位置选择三条大巷，回风大巷布置在8号煤层中，运输大巷和轨道大巷布置在9号煤层的底板砂岩中5准备方式带区巷道布置51煤层的地质特征511可采煤层的基本概况8、9煤层为本矿井设计的可采煤层。各煤层的厚度、层间距及其变化规律见表12。表12可采煤层特征表煤层名称煤厚M倾角结构层间距MKMR稳定性8平均最小最大52485454311简单结构10194稳定11287511824煤层厚度、倾角、结构、间距9平均最小最大112091554311复杂结构10118稳定表13煤层肉眼鉴别特征和结构特征一览表煤层结构煤层肉眼鉴别特征类型夹石层数夹石厚度夹石岩性对回采的影响变化情况煤层深黑色，具光亮的玻璃光泽；以亮煤为主，次为镜煤和暗煤，条带状构造，硬度中等。简单一般无一般不含夹石，但在二采四中区域常含一层005M的炭质泥岩512煤层顶底板地质条件8、9煤层的地板为粗砂岩，地板条件较好52带区巷道布置及生产系统521带区斜长的确定分带工作面的倾斜长度就是工作面的连续推进的距离，约为上山或下山阶段斜长。根据一水平的划分和胶带输送机的发展，带区斜长可以为2500M,故本矿井的带区斜长为1584M522带区上山位置及布置方式工作面运输进风斜巷和工作面回风运料斜巷布置在煤层中，带区采用相邻两分带工作面不同采，8、9煤层之间的间距为15M,属于近距离煤层群，故采用联合准备方式。523带区内工作面的接替顺序当倾斜长壁工作面从运输大巷附近向上部或下部边界方向推进时，称工作面采用了前进式回采顺序；反之，工作面从上部边界向大巷方向推进时则称采用了后退式回采顺序。两者相结合时，则称为工作面采用了往复式回采顺序。目前我国大多采用后退式回采顺序，所以本带区采用后退式回采顺序。524带区内各种巷道的掘进方法带区内各种巷道由于布置在煤层中，故采用炮掘或者机掘。525带区生产能力及采出率生产能力是带区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及带区生产系统能够煤层黑色，具十分光亮的玻璃光泽，以亮煤和镜煤为主，条带状、透镜状及层状构造，硬度中等复杂020103炭质泥岩或粉砂岩随煤一起采出，增加原煤灰份，夹石较厚时，回采难度加大。一般含一层夹石，而且较为稳定，仅局部为两层，且间距较近保证的能力，一般以万T/A表示。采煤工作面的产量是带区生产能力的基础，其单产取决于煤层厚度，工作面长度及年推进度。采煤工作面的单产由式（）计算AMLVMCML采煤工作面长度，MV工作面年推进长度，MM煤层采高或放顶煤工作面的采放高度；煤的密度；T/M3CM工作面采出率，薄煤层取093,中厚煤层取095，厚煤层097。带区内的煤柱一般有上下山煤柱，区段煤柱，大巷煤柱。在本带区内上下山煤柱定为20M，区段煤柱定为20M，大巷煤柱定为40M。此外还有隔离煤柱，其中断层煤柱为大断层取大于30M，中型断层取1015M，小断层取10M左右。带区边界煤柱取10M。带区内留设的煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，致使煤炭资源有一定损失。因此采取实际采出的煤量低于实际储量。带区内采出的煤量与带区内工业储量之比的百分数称为带区采出率，计算公式如下带区采出率带区实际采出煤量/带区工业储量100带区开采损失主要有工作面落煤损失，约占3；带区内区段煤柱不可回收部分损失等。根据煤炭工业设计规范规定采带区采出率厚煤层不低于075，中厚煤层不低于08，薄煤层不低于085。设计首采带区采出率为86，符合煤炭工业设计规范的规定。53带区下部车场选型设计本带区采用倾斜长壁采煤法，采用的是皮带运煤，没有装车站线路，煤直接由带区煤仓经大巷运至井底煤仓，无轨胶轮车作辅助运输装备，只有辅助车场，无一般意义上的上、中、下车场，这也正是带区式准备的一大优势（运输线路简单，运费低）。因为材料运输大巷布置在岩层中，所以带区下部车场采用石门底绕的方法连通材料运输进风斜巷的。54带区主要硐室的布置带区主要硐室包括采区煤仓和采区变电所等。541带区煤仓煤仓的形式及参数井巷式煤仓按煤仓的中轴与水平面的夹角分为垂直煤仓和倾斜煤仓两种。垂直煤仓一般为圆形断面，圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。本矿带区煤仓都选用垂直煤仓。煤仓的断面直径取7M，煤仓高度取20M。煤仓容量合理的煤仓容量应在保证正常生产和运输的前提下，工程量最省。按采煤机连续割煤的产量计算QQ0LMBC0KT51）式中，Q采区煤仓容量，T；Q0防空仓漏风留煤量，一般取510T；L工作面长度，M；M采高，M；B截深，M；煤的容重，T/M3；C0工作面采出率；KT同时生产的工作面系数，综采时，KT1；则Q102415208139311222T表56煤仓容量与采区生产能力关系采区生产能力/万TA130以下304545100100以上采区煤仓容量/T50100100200200500大于500由上表知选采区煤仓容量为1222T。采区煤仓的支护本采区煤仓采用砌碹支护，壁厚350MM，为避免堵仓，煤仓下口采用双曲线型，煤仓上口设置铁篦子，防止大块煤及矸石进入煤仓。煤仓内采取预埋钢丝绳等措施，处理万一堵仓事故。542带区运料系统采区无轨胶轮车运料。543带区变电所带区变电所是带区供电的枢纽，带区变电所布置在围岩稳定、无淋水、地压小、通风良好的地点，并位于在采区用电负荷的中心，设在采区上山附近。带区变电所视其所在位置及上山间煤柱宽度等因素，可呈“一”“”或“”形布置。“一”布置简单，故采用这种形式。高压电气设备与低压电气设备宜分别集中在一侧布置，硐室宽度取36M。变电所的高度根据人行高度、设备高度及吊挂电灯的高度要求确定为35M。带区变电所采用不可燃材料支护，本采区选用锚喷支护，底板用100号混凝土铺底。带区变电所硐室见图57。图57采区变电所断面示意图6采煤方法61采煤工艺方式的确定611带区地质条件和煤层赋存条件采煤方法选择的制约因素为1）带区煤层赋存状况及地质构造因素；2）现在技术及设备；3）开采水平的划分及带区巷道布置；4）储量、年产量、服务年限等各项指标。本带区煤层走向长度241M，倾向长度1584M，该带区除边界、断层外，无明显的地质构造，带区煤层为低涌水量，低瓦斯，煤平均厚度52M,属厚煤层，平均倾角54左右，属缓倾斜煤层。综合考虑目前的技术与设备情况，采用大采高一次采全高综合机械化开采。采煤工艺选用综合机械化采煤工艺。612采煤工艺的确定（1）工作面日进刀数矿井设计生产能力240万T/A，一年按330天计算，日产量应为QD240万T/330天72727T采煤机截深08M，工作面进刀数为NQD/（LMBC）（616）N72727/（241520813094）6（刀）式中L工作面长度241M；M煤层厚度，52M；B采煤机截深，08M；R煤的容重，13T/M3；C工作面回采率，取094。取日进刀数6刀，一个工作面达产，“四六工作制”三班采煤，一班检修（2）验算日产量QBLBMCN（617）24108521309467350T72727T所以，日进6刀是能满足产量要求的。（3）一刀煤所需的时间T割（618）1VL221368式中，L工作面长度，241M；L1斜切段长度，取40M；V1采煤机正常割煤牵引速度，取6M/MIN；V2采煤机单向割煤牵引速度，取8M/MIN。（4）割煤空行时间T空T空L1/V空4MIN（619）104式中V空采煤机空刀运行时的牵引速度，取10M/MIN（5）必须的间歇时间T停必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间；正常的停开机时间；采煤机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况，T停取15MIN。所以每割一刀煤所需的时间TT割T空T停386415576MIN（620）（6）端头作业时间T端本综采工作面端头支护采用端头液压支架，端头作业时间取60MIN。（7）故障时间根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间占总工时的815，每割一刀煤影响时间为1525MIN。在此取60MIN。由以上分析，每割一刀煤的循环时间T循为T循TT端T故57660601776MIN（621）每班割煤时间为217763552MIN480MIN通过计算，综采面每班进2刀是能够实现的。613回采工作面长度和推进度以及推进方向为了满足一水平服务年限大于30年的要求，最终确定回采工作面长度为241M推进方向为俯斜开采。614回采工作面的破装运煤方式1）回采工艺流程采煤机割煤移架推移运输机2）落煤方式工作面跟煤层底板回采，采用MG2400W型双滚筒采煤机截割落煤，往返一次进两刀，进刀采用端头斜切进刀方式。3）装、运煤装煤在采煤机截割煤的同时，利用滚洞螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤运输机；余煤由铲煤板随移溜铲入运输机；少量煤由人工装到运输机内。运煤采用刮板运输机运煤。4）移架方式移架采用滞后采煤机后滚筒24架追机顺序移架，移架步距为800MM，追机移架速度赶不上煤机运行时，必须停采煤机移架。5）移刮板运输机移运输机应滞后煤机不小于15M，沿移架方向逐架顺序移动输机。移运输机过程中弯曲段长度应不小于15M，移运输机步距保持800MM，并做到一次到位，移好后要使运输机成一直线，其偏差不得超过50M。615劳动组织表图61综采工作面劳动组织表62回采巷道布置621确定回采巷道布置形式目前综采工作面巷道布置现场使用的方式主要有6种类型一小一大巷布置；三小巷布置；二条半小巷布置；二小巷布置；一大一小巷布置；二大巷布置。区段运输巷的一侧需要布置转载机和胶带输送机；另一侧布置泵站和移动变电站，所以巷道断面大，一般在12M2以上。随着综采技术的发展，生产水平不断提高，需求设备多、产量大、需风量大，加之规程要求，回风平巷断面不小于10M2，运输平巷断面不小于12M2。上述六种巷道布置现场使用的具体方式、优缺点、适用条件及使用地点见下表详细说明。从本矿井的实际情况出发，本矿井的工作面全部采用第二种类型，即三条小巷布置方式，巷道断面小，维护容易，胶带机和其他设备分装在两条巷道内，对设备检修和维护方便。表61综采工作面巷道布置方式方式图示优缺点适用条件使用地点一小一大巷布置优点系统简单、工程量省、搬运设备方便、煤柱损失少、供电集中等缺点运输平巷断面大，受采动影响有时难以维护顶底板条件好，采场涌水瓦斯不大大同、徐州、大屯等局采用普遍三小巷布置优点巷道断面小，维护容易，胶带机和其他设备分装在两条巷道内，对设备检修和维护方便缺点增加了回采航道掘进率；联络巷破坏了煤柱的完整性；在顶板来压时，运输平巷与设备维护困难；工作面采过联络巷后，须及时密闭，工程量大大断面不易维护，涌水大的低瓦斯矿井大同晋华宫煤矿、徐州庞庄矿二条半小巷布置优点巷道断面小，维护工程量少，设备移动和处理工作面巷道积水方便缺点工程量大，设备巷有时不能复用或维护费用高，煤柱损失大，回采过程中管线移动频繁，增加风眼掘进和密闭工程量断面大不易维护，涌水大的低瓦斯矿井大同四老沟矿、王村矿、徐州全台矿等采用较多二小巷布置优点工程量省缺点排放积水及设备、材料运输均不方便；电器设备在回风流中，安全性差；分散供电，占用设备台数多瓦斯小，无积水，煤层倾角小徐州东城井、义马千秋矿一大一小巷布置优点系统简单、工程量省、搬运设备方便、煤柱损失少、供电集中等缺点运输平巷断面大，受采动影响有时难以维护煤层倾角小于10度，可采用下行风的工作面徐州、义马局的个别工作面二大巷布置优点系统简单，设备搬运方便，煤柱损失少缺点巷道断面大，维护困难当风量要求大断面时采用阳泉二、四矿符号注释1回风巷道；2运煤巷道；3轨道巷道；4联络巷622回采巷道支护1巷道掘进期间日常顶板管理工作1敲帮问顶。上班进入工作面，打眼放炮前及发现不安全隐患均应敲帮问顶，处理隐患，排除不安全因素后再作业。2严禁空顶作业。3独头长距离掘进，要经常检查工作面后方支架（格栅拱）的情况，发现断梁折腿或变形严重的支架（格栅拱），应加固修复。修复巷道时，修复地点以内的人员应全部撤出，预防冒顶堵人。工作面因放炮崩倒的棚子（格栅拱）应由外向里逐架扶棚复位。4熟悉掘进巷道出现冒顶事故的原因，加强日常检查，采用针对性措施，预防冒顶片帮事故。2）顶板管理针对性措施（1）新掘巷道开口安全技术措施必须加固好开掘处及其附近的巷道支架，若近处有空顶空帮情况，小范围的可加密支架，背好顶板；大范围的应用木垛接顶处理，同样用背板背好打紧。对将受施工影响的棚子进行加固，其方法有挑棚、打点柱、设木垛等。新巷开掘施工，要浅打眼、少装药、放小炮，或用手镐挖掘的方法，尽量避免震动围岩或因放炮引起冒顶。新巷开掘处要及时进行支护，尽量缩短顶板暴露时间和减小暴露面积。若压力增大，则应及时采用适合现场情况的特殊支护。（2）沿空掘巷顶板破碎时的顶板管理安全技术措施避开支护影响，巷道施工必须在上区段回采工作结束，待岩层活动完全稳定后进行。尽量减小掘进时的空顶面积，放炮前支架紧跟到工作面，放炮后支架及时架设支架。减少装药量，避免对顶板震动。如果放炮难以控制和管理顶板，改用手镐方法掘进。巷道支架要加密，同时将下帮腿与底板的夹角缩小，将顶帮用木板等背严接实。擦边掘进时，如遇上区段巷道的棚腿外露时，其下帮棚帮腿不要抽掉，可以捆上木板或笆片，起到挡矸帘的作用。（3）有淋水的工作面顶板管理措施掘进工作面有淋水时，要通过水文地质工作，弄清水的来源，掌握水量的变化，再根据实际条件分别采用预注浆封水、快硬砂浆堵水、截水槽或截水棚截水等方法将水引离工作面。顶板淋水不大时，用压风边吹边喷浆止水。有淋水的地段，要加大支架密度，背严帮顶，提高支架的稳定性，防止冒落事故的发生。3）顶板管理通用安全技术措施（1）项目部每月底必须组织召开一次顶板管理专题会议，对本月顶板管理问题进行总结，对下月掘进施工中将遇到的顶板管理重点分析安排，并作好会议纪要。（2）施工过程中应加强自主保安和互助保安，严禁空顶作业，必须坚持经常性敲帮问顶工作，特别是在放炮后、进行支护前以及打眼放炮、安装锚杆过程中应清除危岩、排除隐患，确认安全后方可作业。（3）石门或穿层巷道施工前，应作好前探工作，作出预想剖面图，对巷道穿过的岩性进行预测描述，同时应说明顶板管理需要注意的问题。（4）各掘进工作面必须备足预防顶板发生冒顶事故处理所需的材料、工具，否则，不予施工。（5）交岔点的施工必须先按确定的支护方式编制好措施，并在现场至少备足一天的施工所需材料后，方可开工，否则，不予开工。（6）架棚支护、砌碹支护巷道施工，必须在规程措施中明确规定好临时支护、前探支护措施，前探梁或超前支护等应单独设计加工，并运到现场存放后，方可施工。（7）“锚、网、喷”联合支护巷道，必须严格按规程措施规定进行初喷和复喷，防止顶板长期暴露风化后发生冒顶事故。（8）“锚、网、喷”联合支护巷道必须按规程措施要求支设锚、网。严禁大钻头配小锚杆，严禁将锚杆切断或砸扁使用。（9）巷道贯通施工时，施工单位必须进行至少两次贯通测量，并于贯通前20M在现场标定贯通点位置及距离。（10）贯通措施中应明确编制对贯通点的加固处理措施，并在距贯通前10M以上时由生产科组织贯通施工单位和透点加固单位到现场对加固情况进行验收，确认透点加固牢固后，方可贯通。（11）巷道贯通后，施工单位必须先对透点进行处理，在24小时内将透点永久支护完善，防止透点大面积暴露发生冒顶事故。（12）施工时找顶工作按如下要求进行找顶工作由2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板。找顶人应站在安全地点，用长把工具找顶；观察人应站在找顶人的侧后面；找顶人员与观察人员必须站在支护完好的安全的地点，并保证后路安全畅通。找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。找顶工作人员必须戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再进行敲帮问顶；敲击若发出“咚咚”的声音应立即找下去，要顺着裂隙、层理慢慢地找，不得硬刨强挖。施工过程中班、队长应随时观察顶板情况，如再次发现有活矸应及时清除，如发现有顶板异常情况时应及时将人员撤出，并汇报调度室，待处理完毕后方可继续其他施工。4）巷道冒顶事故的处理方法（1）巷道发生局部冒顶事故的处理方法先加固好冒落区前后的完好支架使用棚子支护的，应根据围岩压力大小加密棚距，把棚子扶正扶稳。棚子之间要安设好拉杆等，使支架形成一个联合体，棚子顶帮要背严刹实。及时封顶，控制冒顶范围的扩大一般是采用架设木垛的方法处理。人员站在安全地点，用长杆将冒落的顶部活石捣掉，在没有冒落危险的情况下，抓紧时间架好支架，排好护顶木垛，一直到冒顶最高点将顶拖住。（2）冒顶范围较大时的处理方法小断面快速修复法冒顶范围大，影响通风或有人堵在里面等，可用此法。即先架设比原来巷道规格小得多的临时支架，使巷道能暂时恢复使用，等清理完矸石后再架设永久支架。对冒顶部分的处理是采用撞楔法把冒落矸石控制住，等顶板不再冒落时，从巷道两侧清除矸石，且边清除边管理两帮，防止煤矸流入巷道。顶帮维护好以后，就可以假设永久支架。一次成巷修复法冒顶范围大的次要巷道和修复时间长短对生产影响不大时，适用此法。修复时，可根据原有巷道规格，采用撞楔法一次成巷。撞楔间用木板插严，支架两边也应背严。撞楔上必须有较厚的矸石层，如果太薄，还应在空冒顶空洞内堆塞厚度不少于05M的木料或矸石，梁与撞楔之间要背实。处理冒顶和架设支架的整个过程，应设专人观察顶板。木垛法木垛法是一种比较常用的方法，如巷道冒顶高度在5M以内，冒落长度在10M以上，冒落空间以上岩石基本稳定，就可将冒落的岩石清除一部分，使这形成自然堆积坡度，留出工作人员上、下及运送材料的空间并能通风时，就可以从两边在冒落的煤矸上相向架木垛，直接支撑顶板。先在冒落区附近的支架上打两排抬棚，提高支架支撑能力。在支架的掩护下出矸。架设前处理人员站在安全地点用长柄工具将顶冒落区出口处并排架设两架支架，用拉条拉紧，打上撑杆，使其稳固，在支架和矸石上面架设穿杆，以保证架设第二个木垛时安全，木垛要撑上顶，靠上帮，靠顶板处要背上一层荆笆，用楔子背