采矿工程毕业设计(论文)-阳煤集团一矿3.0Mta新井设计【全套图纸】

采矿工程毕业设计(论文)－阳煤集团一矿3.0Mta新井设计【全套图纸】中国矿业大学2008届本科毕业设计论文 共106页 第1页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1山西国阳新能股份有限公司一矿位于沁水煤田北端，太行复背斜西翼，矿区位于山西省阳泉市西北部和盂县东南部，东南距阳泉市10km，地跨阳泉和盂县两市县，行政区划属山西省阳泉市。其地理坐标：东经113°21′10″～113°31′11″北纬37°53′17″～37°58′51″。1.1.2一矿的交通运输条件极为方便，工业广场旁有铁路专用线与电气化双轨石太线阳泉车站接轨，运距10km。一矿的公路往南行2km经赛鱼口，和太旧高速公路以及307国道线相连，与阳泉、平定、盂县、寿阳等各市县结成公路网。阳泉市内有一路公共汽车和阳煤集团矿交车直达一矿，交通十分便利。见一矿交通位置示意图1-1。图1-1一矿交通位置示意图1.1.3本井田位于太行山北段西翼，以落雁垴——庙梁——佛爷梁——王兰山——刘备山分水岭呈大致东西向横贯井田中南部，形成中部高而南北低的地势。井田内地形切割强烈，南坡较北坡更甚，“Ｕ”字形、“Ｖ”字形冲沟极为发育，其山脊与沟谷多数呈大致北北东向排列于分水岭两侧，尤如羽状，形成了复杂的中低山地形地貌。最高点落雁垴，标高为+1369.3m，北坡最低点为皇后村前的召山河谷，标高为+1035m，南坡最低点为一矿沸腾锅炉房旁的蒙村河床，标高为+766.3m，一般相对高差为300m左右。本井田总的地形地貌特征是：坡陡谷深，地表裸露、植被较少。本井田河流属海河流域的滹沱河水系。分水岭南坡为桃河水系，主要有保安沟河、芦湖沟河和蒙村河等河流。分水岭北坡为温河水系，主要有召山河、燕龛河、元子沟河、白家沟河、鸽子塄沟河等支流，都自南而北注入10km以外的温河。这些水系的基本特点是受季节性控制明显，为间歇性河流，冬、春季节往往干涸无水，唯到每年的6～9月份雨季时，常因山洪暴发流量剧增，切割强烈。矿井所在工业场地的蒙村河最大流量为367200m3/h，最高洪水位为803.8m、老坪沟河最大流量为255502.80m31.1.本井田属于暖温带大陆性半干旱季风气候。四季分明，日照充足。年最大降水量866.4mm，最小降水量240.4mm，平均降水量566.5mm；年最大蒸发量2381.9mm，最小1319.1mm，平均蒸发量1885.9mm；蒸发量大于降水量3倍多。年平均气温最高17.1℃，最低-5.5℃，历年平均10.9℃；阳泉极端最高气温40.2℃，最低气温-19.1℃。1959年4月14日，风速为28m/s(W风)，历年平均风速1.7m/s。盂县最大风速为20.7m/s，历年平均2.6m/s。在1989年8月24日20时10分至20时25分，阳泉市遭到1次罕见的飓风暴雨、冰雹的袭击，最大风力12级，最大风速35山西省地震局于1982年编绘的《全省地震分布及破坏性地震(烈度大于七度)预测图》表明，本井田位于昔阳-和顺县地震带北部边缘。该带由于地处太行山经向断裂带的边缘，是历史上的地震多发带，在省内其活动性仅次于大同——太原——临汾带。根据国家地震局1976年9月《中国地震基本烈度区划资料》(1/3百万)及晋震发业字(1984)第110号文，阳泉矿区除昔阳县境内基本烈度为七度区外，其余地区均为六度区，本井田处于地震基本烈度的六度区。从历史上看阳泉地区未发生过六级以上大地震，一般在4.5～5.0级。1.2井田地质特征1.1）区域构造阳泉矿区位于沁水盆地东北边缘、新华夏系第三隆起带中段西侧、祁吕贺山字型前弧东翼以东。较低序次的娘子关帚状构造、寿阳局部经向构造(西洛南北向褶皱带)分处矿区东西两侧。北抵阳曲—盂县东西褶皱带，老庙山莲花状构造位居矿区南部。新华夏系较低序次的武乡—阳城凹皱带呈北北东向纵贯整个矿区。由于经过多次不同时期、不同方式、不同方向区域性构造运动的综合作用，特别是受新华夏系太行隆起带及山西中部纬向构造带阳曲—盂县东西褶断带的影响，本区形成了一个东北高而西南低，沿北西走向、南西倾向的大规模的单斜构造，在这个单斜面上，次一级的构造以波状起伏的短轴褶皱构造为主，层间的小型断裂构造次之。2）井田构造一矿井田位于矿区大单斜的西北部，其构造形态基本上呈一单斜状，其走向为北西，倾向为南西。沿单斜走向和倾向均发育有次一级的较平缓的褶皱群和层间断裂构造，局部地段发育有陡倾挠曲，本井田陷落柱较发育，大部为砂岩及泥岩。（1）褶皱在井田单斜上发育的次一级的规模较大的褶皱构造有15条，有神庙沟背斜、元子沟、西土活向斜、狮子坪、路家庄背斜、白家沟、杏梁、虎峪村西向斜、鸽子崖背斜、碾子沟向斜、虎峪村东背斜、杨家峪西、葫芦山向斜、杨家峪、红简沟、周家山背斜、烟嘴、高家沟、常家山向斜、皇后村东、石板沟背斜，西沟向斜、巨沟村背斜。（2）断层一矿井田内落差大于20m的大中型断层有两条，其特征见表1-1落差小于20m的断层特征见表1-2。表1-1大中型断层特征表断层名称性质落差产状延伸长度影响煤层备注F29逆断层25m270°∠50°1050m12号、15号1-10号钻孔揭露F12逆断层20m110°∠65°200m15号北丈八井主皮带斜井揭露表1-2小型断层特征表煤层断层性质H>20m20m>H>5m5m>H>1m条数长度条数长度条数长度15号正断层//5450281790逆断层21250101200523530（3）节理本井田节理比较发育，可分为四组：第一组N80°E—N85°E，第二组N5°W—N10°W，第三组N20°E—N30°E，第四组N40°W—N50°W。第一组与第二组为一“X”型节理，第三组与第四组为另一“X”型节理。分别构成棋盘格式构造。第一、二组为走向近直交的共轭剪节理。NNW向一组多具扭张性，发育程度较高，有参差不齐的断口；NEE向的一组一般结构面紧闭，地表发育较弱。第三、四组为斜交或近直交的共轭“X”型节理。结构面力学性质为扭张性。一般NW向一组节理面呈弱锯齿状参差不齐，有时被方解石充填。NE向一组节理面平整紧闭。该组节理在本井田的西部及北部较发育，常在砂岩层面上构成棋盘格式型。并且有时在地表或井下组成阶步状构造群，把地层和煤层切成小块。（4）岩溶陷落柱一矿井田内岩溶陷落柱广泛发育，目前在井田内共发现陷落柱381个，其中绝大部分为井下采掘工程所揭露，据已采区证实的统计资料，地面调查和勘探查明的陷落柱有15个，只占陷落柱总数的3.9%。1.2.2本井田为石炭二叠纪煤系地层，即为本溪组、太原组和山西组。太原组含煤性最好、其次为山西组，本溪组含煤性最差。现根据井田地质资料由老到新叙述如下：1）石炭系中统本溪组由灰色、浅灰色铝土岩、铝土质泥岩、粉砂岩、细砂岩和石灰岩组成。铝土岩、铝土质泥岩具有鲕状结构，以底部的铝土岩较稳定。在井田西部本组的顶部和中上部有铝土质泥岩，且上部的铝土质泥岩较稳定，厚约4m左右。铝土含量底部一层最高，Al2O3含量高达40%以上。岩石富含黄铁矿，尤以下部含量最高，局部可呈黄铁矿薄层，一般将下部富含铁铝质的岩层谓之铁铝岩层段，山西式铁矿亦系此层位。本组含灰岩2～4层，厚度一般为1米左右、以上下两层较稳定。本组含煤线。0～2层，不稳定且不可采，有时中部的煤线和灰岩呈现消长关系。砂岩以中部一层最发育，一般为石英砂岩。本组平均厚度为2）石炭系上统太原组太原组是本区主要含煤地层之一，连续沉积于本溪组地层之上。全组厚度90～130m，平均121.82m，由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩，灰白色细—中粒砂岩，深灰色石灰岩和煤组成。有三层石灰岩，是本组煤层对比的典型标志层。含煤8层，其中12号、15号为主要可采煤层，8号、9号上、9号、13号为局部可采煤层，含煤系数9～10%3）二迭系下统山西组山西组连续沉积于太原组之上，为本区主要含煤地层之一，含煤性较太原组略差。全组厚度40～75m，平均57.79m。由灰白色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和煤组成。本组含煤6层，其中3号煤为主要可采煤层，6号煤为局部可采煤层，其余均不可采，含煤系数5～7%。地质综合柱状图见图1-2。1.2.31）主要含水层本井田含水层多属局部孔隙－裂隙含水层。含水层的富水性与控水地形、构造有关，一般在向斜地段含水较多，其它部位含水性极弱。（1）中奥陶统马家沟组—灰岩岩溶裂隙含水层：北丈八井主皮带斜井和3t底卸煤仓揭穿奥陶纪灰岩19.5m，其岩性坚硬、质纯、致密，未发现溶孔。据邻区钻孔抽水试验资料，本层地下水的总硬度为56.74(德国度)，硫酸盐为315.93mg/L，PH值为7.1（2）石炭系上统太原组——石灰岩、砂岩裂隙含水层：主要由K2、K3、K4石灰岩、K1砂岩及“怪砂岩”组成，总平均厚度为31.49m（3）二叠系下统山西组——砂岩裂隙含水层：主要由3号煤层顶板砂岩和K7(砂岩)组成。（4）二叠系下统下石盒子组——砂岩裂隙含水层：由灰白色的K8(砂岩)和灰色K9(中粒砂岩)组成。K8(砂岩)为本组的基底，K9(砂岩)位于本组的中下部，总平均厚度为15.90m。（5）二叠系上统上石盒子组——砂岩裂隙含水层：主要由灰白、灰绿色的K11(中粗粒砂岩)和K12(含砾中粗粒砂岩)组成。图1-2地质综合柱状图广泛出露于本井田地表的分水岭两侧的山梁及山顶部位，多形成高山陡坎地貌。岩性坚硬，由于风化作用，地表裂隙发育。（6）第四系——冲积、洪积孔隙含水层：由河卵石、砾石、滚石、砂、亚砂土等组成。主要分布在井田内河床或低凹地带。在蒙村河、召山河分布较厚，约1.6～8.7m2）地表水本井田河流属海河流域的滹沱河水系，以落雁垴——庙梁——佛爷梁——王兰山——刘备山分水岭，呈大致东西向横贯井田中南部，形成中部高，南北低的地势。分水岭两侧地形切割强烈，形成“Ｕ”字形、“Ｖ”字形冲沟，其山脊与沟谷多数呈大致北北东向排列于分水岭两侧，尤如羽状，形成了复杂的中低山地形地貌。这些冲沟形成季节性河流，冬春干涸无水，6～9月雨季时，流量剧增。3）矿井涌水量该矿井目前为无承压水开采区。北丈八井正常涌水量约64m3/h，最大涌水量140m31.3煤层特征1.3.11）煤层该矿井开采3号、12号、15号层煤。3号煤层位于山西组中部，是山西组最主要的开采煤层，厚度最大2.95m，最小0.40m，平均为1.56m。局部地段，煤层出现分叉现象，含一层夹石，多为砂质泥岩，最厚为1.50m，最薄为0.10m，一般0.2～0.5m，但总体来看3号煤层属简单结构煤层。3号煤层煤厚度总的变化趋势为由东南向西北方向逐渐变薄。可采性指数为0.917，煤厚变异系数为39.5%，属较稳定煤层。12号煤层位于太原组中部，最大煤层厚度2.16m，最小为0，平均1.24m，一般含1层夹石，厚约0.20m左右，多为泥岩，结构复杂，夹石由东至西逐渐变厚，以至到中部、西部将其分成两层。由于夹石的增厚，该煤层就变得不可采。其可采范围仅限于中部～东部。且由东—西分叉变薄。可采性指数为0.74，煤厚变异系数为32.1%，属不稳定煤层。15号煤层位于太原组下部，是组内及区内最主要的煤层，最大煤层厚度9.03m，最小4.77m，平均6.91m，一般含夹石1～4层，夹石厚度在0.1～1.0m之间，属复杂结构煤层。可采性指数为1，煤厚变异系数为13.30%，属稳定煤层。15号煤层由东北部到西南部为一厚煤带，而由西北到东南部则相间出现变薄带。一矿井田各可采煤层特征见表1-3，各煤层的间距见表1-4。2）煤质3号煤原煤灰分6.30～19.22%，平均为13.76%；原煤挥发分9.87～16.42%，平均为12.84%；原煤全硫0.37～0.53%，平均0.44%；原煤发热量27.84～33.90MJ/kg，平均30.99MJ/kg；属中灰-特低硫、低磷、高发热量的贫煤和少量的无烟煤，煤质较好。12号煤原煤灰分12.19～36.14%，平均为28.7%；原煤挥发分9.08～25.40%，平均为16.23%；原煤全硫0.81～2.58%，平均1.19%；原煤发热量30.43～32.67MJ/kg，平均31.46MJ/kg；属中灰、中硫、低磷、高发热量的无烟煤。15号煤原煤灰分4.76～24.95%,平均15.04%；原煤挥发分6.29～12.58%，平均9.29%；原煤全硫0.84～2.03%，平均1.57%；原煤发热量30.11～32.51MJ/kg，平均31.33MJ/kg；属低灰、中硫、低磷、高发热量的无烟煤，煤质较好。3）煤类及用途表1-3一矿井田煤层特征一览表单位：m煤层名称煤层厚度最小-最大平均倾角赋存及可采情况视密度t/m3可采性指数km煤厚变异系数γ煤层结构稳定性类别评定山西组1#0-0.760.3310°以下全区赋存不可采00简单不稳定煤层2#0-0.81.2510°以下全区赋存一个点可采10简单不稳定煤层3#0.4-2.951.5610°以下全区赋存大部可采1.390.91739.5%简单个别含1-2层夹石较稳定煤层4#0-1.050.3410°以下全区赋存五个点可采5简单不稳定煤层5#0-0.90.3510°以下全区赋存不可采00简单不稳定煤层6#0-3.850.8410°以下部分赋存局部可采0.6963.4%简单不稳定煤层太原组8上#0-1.50.5610°以下局部赋存局部可采0.5435.5%复杂不稳定煤层8#0-2.851.4210°以下大部赋存局部可采0.5565.6%复杂极不稳定煤层9上#0-4.710.5310°以下部分赋存局部可采0.6787.1%复杂极不稳定煤层9#0-2.440.6410°以下大部赋存局部可采0.22788.7%复杂极不稳定煤层11#0-1.060.2510°以下全区赋存不可采5简单不稳定煤层12#0-2.161.2415°以下全区赋存大部可采1.430.7432.1%复杂不稳定煤层13#0-0.940.5515°以下部分赋存局部可采0.7136.6%简单不稳定煤层15#4.77-9.036.9115°以下全区赋存全部可采1.4113.3%复杂稳定煤层表1-4煤层间距表单位：m煤煤层编号间距煤层平均厚度1#(0.33)1#2#(0.28)7.772#3#(1.56)23.9215.873#4#(0.34)31.8523.806.374#5#(0.35)36.4928.4411.014.305#6#(0.84)43.2435.1917.7611.056.406#8上#(0.56)66.6358.5841.1534.4429.7922.558上#8#(1.42)69.5361.4844.0537.3430.6925.452.348#9上#(0.53)79.5271.4754.0447.3342.6835.4412.338.579上#9#(0.64)81.8473.7956.3649.6545.0037.7614.6510.891.799#11#(0.25)102.8494.7977.3670.6566.0058.7635.6931.8922.7923.4911#12#(1.24)114.19106.1488.7182.0077.3570.1147.0043.2434.1431.7111.1012#13#(0.55)122.73114.6897.2590.5485.8978.6555.5751.7842.6840.2519.647.3013#15#(6.91)158.70150.65133.22126.5121.86114.6291.5187.7578.6876.2255.6143.2735.4515#依据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）划分：现开采的煤层煤种以无烟煤为主，是良好的化工、动力用煤及电煤原料。除供给国家重点化肥厂、发电厂、钢厂喷粉外，还远销欧美及亚洲等一些国家。1.3一矿井田以采3号、15号煤层为主，并以12号煤层作为配采煤层。各煤层顶板一般比较平整，为砂质泥岩、泥岩，粉砂岩和石灰岩，局部为细—中粒砂岩，顶板厚度一般不大，直接顶板类别一般为中等稳定顶板。顶板裂隙比较发育，尤其是3号煤层伪顶发育，且松软破碎易离层。12号和15号煤层顶板裂隙较发育，3号和12号煤层大面积发育冲刷，使煤层厚度变薄，顶板凹凸不平且岩石硬度大；各可采煤层大部都有伪底存在，为泥岩、砂质泥岩，一般比较平整，遇水膨胀成粉状，好在本井田地下水甚微，底鼓现象在工作面不多见，很少影响支护、采煤工艺及方法的选择。各开采煤层的岩石工程地质特征见表1-5。1.32006年矿井进行了瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，北丈八井绝对瓦斯涌出量165.76m3/min，相对瓦斯涌出量14.05m3/t，二氧化碳绝对涌出量9.94m3/min，二氧化碳相对涌出量0.84m3/t，山西省煤炭工业局晋煤安发[2007]126号文件《关于阳煤集团所属矿井煤炭科学研究总院重庆分院2006年10月20日～25日对一矿丈八井的北翼分区、吴家掌分区、张华沟分区、杨坡堰分区的煤样进行鉴定，并出具了煤尘爆炸性和煤炭自燃倾向性等级鉴定报告，15号煤层火焰长度0mm，加岩粉用量0%，煤尘无爆炸性；15号煤层煤样吸氧量1.25～1.40cm3/g干煤，煤层自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层（根据瓦斯等级鉴定结果的批复文件，15号煤层自燃等级为Ⅰ煤层名称(厚度)3#(1.56m12#(1.24m15#(6.91m伪顶岩性高岭石泥岩、砂质泥岩厚度0.1～0.7老顶岩性细—中粒砂岩细—中粒砂岩石灰岩厚度11.046.011.75抗压强度2.94×107～8.4868×107Pa2.8714×107～1.06134×108Pa1.08878×107Pa初垮落距303525直接顶岩性砂质泥岩、细砂岩黑色泥岩黑色泥岩厚度4.833.61.09裂隙较发育较发育发育抗压强度3.5868×107～8.6534×107Pa6.4974×107Pa与采高比3:13:10.7～1.1易冒落差随采随冒随采随冒随采随冒顶板凹凸情况基本平整基本平整平整伪底岩性黑色泥岩砂质泥岩泥岩厚度0.05～0.100.01～0.900.05～0.10直接底岩性砂质泥岩细砂岩砂质泥岩厚度6.372.33.59抗压强度6.5415×107Pa5.9731×107Pa4.4149×107Pa底板凹凸情况基本平整基本平整平整煤层倾角10°以下15°以下大部15°以下，局部25°以下表1-5煤层的岩石工程地质特征单位：m根据煤炭科学研究总院重庆分院2006年9月4日、10月22日对一矿丈八井的杨坡堰分区的煤样进行鉴定并出具煤尘爆炸性和煤炭自燃倾向性等级鉴定报告，12号煤层火焰长度0mm，加岩粉用量0%，煤尘无爆炸性；根据煤炭科学研究总院重庆分院2006年9月4日、10月25日对一矿丈八井的吴家掌分区的煤样进行鉴定,并出具了煤尘爆炸性和煤炭自燃倾向性等级鉴定报告，3号煤层火焰长度10mm，加岩粉用量40%，煤尘有爆炸性；3号煤层煤样吸氧量1.10据一矿井田地质勘探报告中的测温资料知，恒温带深度为30～60m，温度为12℃左右、平均地温梯度为0.8℃～1.9℃/百m。按恒温带深度为45m来计算，现生产最深水平的深度为500m左右，地温为16℃～21.5℃，属正常状态。预测未来最深水平的深度为700m根据矿井井下调查，未发现地压异常现象，本井田属地压正常区。

2井田境界和储量2.1井田境界该矿井田位于沁水煤田的北部，其井田边界及四邻关系见一矿井田赋存状况示意图2-1。即东部以经线96500为界，西部以经线86500为界，南起纬线104785、北止纬线111500；东邻阳泉煤业（集团）有限责任公司四矿，南邻阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿；西邻七里河井田（规划井田）；北邻荫营煤矿及程庄井田（规划井田）。井田东西走向长约10公里，南北宽约6.7公里，面积约47.8平方公里。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1井田勘探情况该井田先后经过两次勘探工作。两次勘探共钻孔130余个，钻孔密度为2.3个/平方公里，基本上探明了井田地质构造和煤层的赋存条件。2.2.2说明：本次设计只针对矿井15号主采煤层进行，15号煤层工业储量计算：根据地质勘探情况，将矿体划分为17个块，在各块范围内，用算术平均法求得每个块的储量，煤层总储量即为各块储量之和。块的划分见图2-2，各块储量见表2-1。图2-2井田储量划分示意图表2-1各分块储量表单位：Mt分块序号123456789储量7.1818.0617.2420.2425.1329.0795.5411.6031.31分块序号1011121314151617总计储量21.486.0437.1247.6623.3513.014.5940.80449.4则15号煤层工业储量：Zg=Z1＋Z2＋Z3＋……＋Z17=7.18＋18.06＋17.24＋……＋40.80=449.4Mt2.2.31）井田境界煤柱井田境界边界煤柱可按下列公式计算：Z=L×b×M×γ（公式2-1）式中：Z——边界煤柱损失量，Mt；L——边界煤柱长度，m；b——边界煤柱宽度，井田境界煤柱在本井田一侧按50m留设；M——煤层厚度，6.91mγ——煤的容重，1.4t/m3。Z=L×b×M×γ=（5874＋725＋2566＋1523＋1747＋242＋477＋777＋2719＋2926＋5334＋5000）/cos3°×50×6.91×1.4×10-6=14.48Mt2）断层煤柱落差小于10m的断层，两侧各留20m煤柱；落差10～20m的断层，两侧各留25m煤柱；落差大于20m的断层，两侧各留30m煤柱。经计算断层煤柱为1.11Mt。3）工业广场煤柱工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-2。表2-2工业场地占地面积指标井型(万t/a)占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8本矿井设计生产能力为3Mt/年，所以取工业广场的尺寸为500m×600m的长方形。煤层的平均倾角为3°，工业广场处表土层厚度为213m，主井、副井及主要地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带，宽度为15m（实际工业广场的面积为530m×630m）。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2-3岩层移动角广场中心深度煤层倾角煤层厚度冲击层厚度фδγβ43°6.9121345°70°70°67.8°由此根据上述已知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-3工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：S=梯形面积=（上宽＋下宽）×高/（2×cos3°）（公式2-2）=（1197＋1240）×1127/（2×cos3°）=1.38则：工业广场的煤柱量为：Z=S×M×γ（公式2-3）式中：Z——工业广场煤柱量，Mt；S——工业广场压煤面积，1.38km2M——煤层厚度，6.91mγ——煤的容重，1.4t/m3。则：Z=1.38×6.91×1.4=13.35Mt4）矿井的可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Zk=（Zg－P）×C（公式2-4）式中：Zk——矿井可采储量，Mt；P——保护工业场地、井筒、井田境界、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt；C——采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；15号煤层为厚煤层，取C=0.75。则Zk=[449.4－（14.48＋1.11＋13.35）]×0.75=315.35Mt矿井储量汇总表见表2-4。表2-4矿井储量汇总表单位：Mt工业资源储量煤柱损失矿井可采储量井田境界大断层工业广场449.414.481.1113.35315.35

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井工作制度为：按年工作日330d计算，“二九·一六”工作制作业，二班生产一班检修。每日二班出煤，矿井每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定，矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限则不能将矿区规模定的太大。2）开发条件：包括矿区所处的地理位置、交通条件、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等，条件好者应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。3）国家需求：对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据。4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之，则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力1）本井田煤层储量十分丰富，赋存以稳定、较稳定型为主，煤层平均倾角一般为3°，非常适宜综合机械化开采，宜建设现代化大型矿井。2）井田内地质构造简单，以宽缓的褶曲为主，断层、陷落柱稀少，无岩浆岩侵入。井田内水文地质条件简单。适合建设大型矿井。3）15号煤属低灰、中硫、低磷、高发热量的无烟煤，煤质较好，是良好的化工、动力用煤及电煤原料。建设大型矿井不但可以缓解国内供应紧张的用煤，而且也可大量出口，为国家增收外汇，其社会经济效益显著。为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以及煤炭外运条件和可研批复等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为3.0Mt。3.2.3矿井服务年限矿井的服务年限按下式计算：T=Zk/（A×K）（公式3-1）式中：T——矿井的服务年限，a；Zk——矿井的可采储量，Mt；A——矿井的设计生产能力，3Mt/a；K——矿井储量备用系数，按照《煤炭工业设计规定》，考虑1.4的储量备用系数。则矿井服务年限为：T=315.35/（3×1.4）=75.08a＞60a即本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型时要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。3.2.4井型校核按矿井实际煤层开采能力、辅助生产能力、储备条件及安全条件因素对井型进行校核。1）煤层开采能力井田内15号煤层为厚煤层，平均厚度6.91m，煤层的平均倾角为3°，地质构造简单，赋存较稳定，根据现代化矿井的一矿一井一面的发展模式，可以布置一个综放工作面来保产。2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为双斜井单水平开拓，主斜井采用胶带运输机运煤，提升能力大，能满足提升方面的要求；大巷和石门采用强力胶带输送机运煤，运输能力也能达到要求，机械化程度较高；副斜井采用无轨胶轮车辅助运输方式，运输能力很大，且调车简单、灵活、方便。所以，辅助运输环节能够满足设计生产能力的要求。3）通风条件的校核矿井15号煤层的煤尘无爆炸性危险性，瓦斯涌出量大，属于高瓦斯矿井，须采取预抽瓦斯措施。4）储量条件校核矿井的设计生产能力与矿井的储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井规范设计规定》要求。表3-1新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力（Mt／a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平设计服务年限（a）煤层倾角＜25°煤层倾角25°～45°煤层倾角＞45°6.0及以上70353.0～5.060301.2～2.4502520150.45～0.940201515综上所述，各项条件均可保证矿井达到的设计产量。

4井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。1）井田开拓主要研究如何布置开拓巷道问题，具体有下列几个问题需认真研究:（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；（2）合理确定开采水平的数目和位置；（3）布置大巷及井底车场；（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。2）确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：（1）为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约建设投资，加快矿井建设。（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。（4）要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。（5）井田地处低山丘陵区，区内梁峁发育，沟谷密集，地形比较复杂，可供选择的工业场地位置较少。（6）井田东北边界靠近阳泉市郊区荫营镇，且属井田煤层埋深较浅区域。（7）矿井瓦斯含量较高，矿井通风会直接影响开拓部署。（8）井田内煤层赋存平缓，地质构造简单，对矿井使用现代化设备、建设高产高效矿井有利。4.1.21）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少，地面工业建筑井筒装备、井底车场及硐室都比较简单，井筒延伸施工方便，生产干扰少，不易受底板含水煤层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可以满足特大型矿井提升需要；斜井井筒也可以作为安全出口，井下一旦发生事故，人员可以从主斜井迅速撤离。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制。在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒通风断面大，可以满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓特别有利；当表土层为富含水的冲积层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。2）井筒位置的确定原则（1）有利于第一水平的开采并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；（2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村庄或不迁村庄；（3）井田两翼储量基本平衡；（4）井筒不宜穿过厚土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较软弱岩层。（5）工业场地宜少占耕地，少压煤；（6）水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。4.1.3工业场地的位置经后面的方案比较确定选择在井田东北部边界，主、副井井口均位于工业广场内。工业场地的形状和面积：根据表2-2工业场地面积指标确定地面工业场地占地面积为30公顷，形状为矩形。4.1.4井田内煤层赋存平缓，一般3°～6°，多为5°以下，属近水平煤层；按煤层间距，3号、8号、12号煤层为上组煤，15号煤层为下组煤，上、下组煤层平均间距43m；上、下组煤储量相差不大。根据上述三特点，宜在上、下两组煤中分别设置水平进行开采。本设计只征对15号煤层，故采用单水平开采，水平标高为+712米，盘区式开采。整个井田共划分为9个盘区，盘区间开采顺序采用前进式，即由井田中央逐渐向两翼开采，直至井田边界。这种开采顺序的主要优点是初期开拓工程量少，基建投资低，建井工期短，投产早，见效快。4.1.5主井田内15号煤层平均厚度6.91米，赋存稳定，厚度变化不大。大巷层位选择根据煤层顶底板岩性和多做煤巷少做岩巷的原则，结合辅助运输方式对大巷的要求，设计确定大巷均沿15号煤层布置。为满足生产中运输、通风等要求，大巷共设置三条，即一条胶带运输大巷、一条辅助运输大巷、一条回风大巷。4.1.61）提出方案根据以上分析，提出以下四种技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：双立井单水平开拓主、副井井筒均为立井开拓，布置在井田中央。大巷布置在煤层中。如图4-1。方案二：主斜副立单水平开拓斜井提煤能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓，主、副井口位于同一工业场地，布置在井田中央。大巷布置在煤层中。如图4-2。方案三：双斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）主、副井井筒均为斜井开拓，布置在井田中央。大巷布置在煤层中。如图4-3。方案四：双斜井单水平部长开拓（井筒位于井田边界）主、副井井筒均为斜井开拓，布置在井田边界。大巷布置在煤层中。如图4-4。以上四种方案初期均设立两个风井，一进一回。2）技术比较以上所提出的四个方案大巷布置、水平数目及风井的设置均相同，区别在于主、副井井筒形式和井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。图4-1双立井单水平开拓图4-2主斜副立单水平开拓图4-3双斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）图4-4双斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）方案一、二主井井筒形式不同。方案一主井为立井，开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制，主要缺点是井筒施工技术复杂需要设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案二主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可以满足特大型矿井提升需要；斜井井筒也可以作为安全出口，井下一旦发生事故，人员可以从主斜井迅速撤离。井田内15号煤层厚度大、倾角小、赋存稳定、涌水量小，立井优点不突出，而斜井的提升能力大的特点很适合3.0Mt的特大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4-1），在方案一、二中选择方案二：主斜副立单水平开拓。方案三、四主要区别在与井筒位置不同，方案三井筒位于井田中央，井下运输距离短，运输费用较低，但井田中央距离地表距离大，井筒长，基建费用较多；方案四井筒位于井田东北部边界附近，靠近阳泉市郊区荫营镇，且属井田煤层埋深较浅区域。还可以减少地面运输距离及设备等费用，也可以利用井田边界煤柱，减少压煤。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4-1），在方案三、四中选择方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）。3）经济比较第二、四方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：见表4-2、表4-3、表4-4、表4-5和表4-6。在上述经济比较中，需要说明以下几点：（1）两方案大巷布置数目及位置基本相同，区别在于方案四比方案二多了一条集中运输大巷；（2）主、副井及风井均布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；（3）各大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算。4）方案确定由对比结果可知，方案二和方案四的总费用近似相同，但设计矿井采用无轨胶轮车，副井为立井时不利于胶轮车的下放及提升，且立井的车场相对要复杂；矿井设计大巷布置在煤层中，出矸量少，立井有利于辅助运输的优点不突出；综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井初期共布置4个井筒，即主斜井、副斜井、中央进风立井、中央回风立井。各井筒用途、装备及布置分述如下：表4-1各方案粗略估算费用表单位:万元项目方案一双立井单水平开拓方案二主斜副立单水平开拓基建费用主立井开凿540×0.82834447.30主斜井开凿2101×0.25500535.76副立井开凿538×1.06747574.30副立井开凿538×1.06747574.30井底车场1200×0.14819×1.05186.72井底车场1100×0.14819×1.05171.16集中运输大巷00集中运输大巷00小计1208.32小计1281.22生产费用立井提升1.2×31535×0.54×0.9218799.91斜井提升1.2×31535×2.101×0.2217491.33排水140×24×365×75.1×0.178×10-41639.43排水140×24×365×75.1×0.178×10-41639.43大巷运输1.2×2.5×31535×0.0888325.24大巷运输1.2×2.5×31535×0.0888325.24小计28764.58小计27456.00合计费用29972.90费用28737.22百分率104%百分率100%项目方案三斜井单水平开拓（井田中央）方案四立井单水平开拓（井田边界）基建费用主斜井开凿2101×0.25500535.76主斜井开凿1130×0.25500288.15副斜井开凿5018×0.294671478.65副斜井开凿2745×0.29467808.87井底车场00井底车场00集中运输大巷00集中运输大巷1277×0.2413308.14小计2014.41小计1405.16生产费用斜井提升1.2×31535×2.101×0.2217491.33斜井提升1.2×31535×1.130×0.229407.52排水140×24×365×75.1×0.178×10-41639.43排水140×24×365×75.1×0.178×10-41639.43大巷运输1.2×2.5×31535×0.0888325.24大巷运输1.2×3.8×31535×0.08812654.36小计27456.00小计23701.31合计费用29470.41费用25106.47百分率117%百分率100%表4-2建井工程量单位：m项目方案二主斜副立单水平开拓方案四斜井单水平开拓初期主井21011130副井5382745井底车场11000运输大巷31714448后期运输大巷95089508表4-3生产经营工程量单位：万t·km项目方案二主斜副立单水平开拓项目方案四斜井单水平开拓大巷运输1.2×31535×2.594605大巷运输1.2×31535×3.8143800斜井提升1.2×31535×0.8×2.10163605斜井提升1.2×31535×0.8×1.13034209大巷维护1.2×3×12652×37.5×10-4171大巷维护1.2×(3×12652＋1277)×37.5×10-4176排水140×24×365×75.1×10-49210排水140×24×365×75.1×10-49210表4-4基建费用表单位：万元项目方案二主斜副立单水平开拓方案四斜井单水平开拓工程量单价费用工程量单价费用m元/m万元m元/m万元初期主井井筒21012330.3489.6011302330.3263.32副井井筒53811004.6592.0527452714.3745.08井底车场11002122.6233.4902122.60运输大巷31712413765.16444824131073.30小计2080.302081.70后期运输大巷950824132294.28950824132294.28合计4374.584375.98表4-5生产经营费单位:万元项目方案二主斜副立单水平开拓方案四斜井单水平开拓工程量单价费用工程量单价费用万t·km元/t·km万元万t·km元/t·km万元运输提升大巷运输946050.0888325.241438000.08812654.4斜井提升636050.2213993.1342090.227525.98小计22318.3420180.38大巷维护费171203420176203520排水费92100.1781639.3892100.1781639.38合计27377.7225339.76表4-6费用汇总表单位:万元方案项目方案二主斜副立单水平开拓方案四斜井单水平开拓费用(万元)百分率(%)费用(万元)百分率(%)初期建井费2080.30100%2081.70100.07%基建工程费4374.58100%4375.98100.03%生产经营费27377.72108%25339.76100%总费用31752.30107%29715.74100%1）主斜井：担负全矿井煤炭提升任务，兼作进风井和安全出口，装备1400mm宽钢绳芯胶带输送机和检修轨，另有一趟消防洒水管路。2）副斜井：担负矿井人员、设备、材料等辅助运输任务，兼作进风井和安全出口，不装备，无轨胶轮车从地面至井下的通道，另设有排水管路、压风管路、动力、通信监测及控制电缆等。3）中央进风立井：主要担负矿井初期进风任务，兼作排矸井和安全出口，装备钢罐道、一对1.5t矿车单层双车宽、窄罐笼各一个和梯子间。4）中央回风立井：担负矿井初期回风任务，并兼作反风时安全出口。井筒内布置有玻璃钢梯子间，另设有一趟玻璃钢瓦斯管。根据井口位置及地质报告钻孔资料分析确定，主斜井及副斜井表土段采用混凝土支护，支护厚度为450mm；基岩段采用锚索与锚网喷联合支护，支护厚度为150mm。风井井筒均采用普通法凿井，单层混凝土井壁结构，其中表土段配钢筋以加强支护，井壁厚度550mm。矿井井筒特征见表4-7。矿井井筒布置见图4-5、图4-6、图4-7和图4-8。4.2.2井底车场及硐室根据开拓部署和本矿井特有的辅助运输方式，由于本矿辅助形式为无轨胶轮车从地面直接到达井下工作地点，所以副斜井不需要设置井底车场。在中央进风立井井底设有简易排矸车场，由无轨胶轮车运来的矸石自卸入矸石槽，再由刮板输送机装入1.5t矿车，经中央进风立井提升至地面。主要硐室叙述如下：表4-7井筒特征表井筒名称主斜井副斜井中央进风立井中央回风立井井口坐标X(m)94147.794171.191682.691632.6Y(m)110661.7110630.5109098.6109098.6井口标高(m)1046.31046.11230.21230.4井底标高(m)734712712711井筒倾角16°7°90°90°井筒长度(m)11302745518519断面形状半圆拱半圆拱圆圆断面(m2)净17.925.528.328.3掘进20.428.533.233.2净宽度或净径(m)5.26.066支护方式锚索与锚喷锚索与锚喷混凝土砌碹混凝土砌碹基岩段支护厚度(mm)150150550550井筒用途煤炭提升安全出口进风辅运安全出口进风排矸安全出口回风安全出口井筒装备铺设1.4m宽钢绳芯胶带输送机和检修轨钢罐道梯子间玻璃钢梯子间图4-5主斜井断面（基岩段）图4-6副斜井断面（基岩段）图4-7进风井断面图4-8回风井断面1）井底煤仓的型式、容量由于本矿井对煤炭产品无特殊要求，故井底煤仓形式采用Φ8m的圆形直立式普通煤仓。井底煤仓容量根据《煤炭工业矿井设计规范》，应为矿井日产量的0.15倍，本次设计根据井筒运输设备的能力结合不设盘区煤仓的特点，确定井底设两个煤仓，每个煤仓有效容量为2000t。2）水仓布置及容量本次设计工程水仓布置在中央进风立井井底，水仓设入口一个，主、副水仓平行布置，有效容量1000m3。3）井下爆破材料发放硐室的形式、容量及通风井下爆破材料发放硐室的形式采用硐室式，可存放炸药150kg，通风方式采用独立通风，其回风道直接与总回风巷相连。4）井下中央变电所井下中央变电所硐室断面形状是半圆拱，底板用100号水泥铺底并高出邻近巷道200～300mm，以防矿井水流进变电所，硐室设置3‰的坡度，便于向外流水。设两个出口通道，硐室与通道相连处，设向外的防火栅栏两用门。5）井底车场硐室的支护方式及支护材料主变电所及水泵房、水仓采用混凝土碹支护，其它硐室采用锚索与锚喷支护。4.2.3主要开拓巷道巷道断面尺寸需要考虑运输、通风、行人等综合因素确定。就本矿井而言，巷道断面尺寸主要取决于特殊辅助运输方式和通风需要。根据本矿井为高瓦斯矿井且大巷沿煤层布置的特点，确定主要大巷均采用半圆拱形断面、锚索与锚喷支护方式，净断面和掘进断面均为25.5m2和28.5m2，净宽6.0m。胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷断面见图4-9、图4-10和图4-11。图4-9胶带运输大巷断面图4-10辅助运输大巷断面图4-11回风大巷断面5准备方式—盘区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1盘区位置及范围设计首采盘区（南一盘区），位于井田中央，大巷南部。本盘区东至采区边界线；南接井田边界线；西至采区边界线；北部为主回风大巷。5.1.2盘区煤层特征本盘区煤层赋存稳定，煤层厚度变化较大，最大厚度9.50m，最小厚度6.05m，平均厚度6.60m，煤层中含有夹石0～3层，其中煤层上部有一层夹石，分布较稳定，厚度在0～0.15米左右（俗称八寸石），在煤层中下部有一层夹石，俗称驴石，呈凸透镜状，分布不稳定，厚度在0～0.30米之间，其余几层夹石厚度变化大，分布极不稳定，仅个别钻孔揭露，该区煤层最大倾角5°，最小0°，平均3°。5.1.3顶底板情况15#煤层直接顶为黑色泥岩，局部地段变为炭质泥岩，平均厚度0.84米；老顶为深灰色石灰岩，平均厚度12.69米直接底为灰黑色砂质泥岩，厚度3.09米，块状构造，贝壳状断口，含植物化石；老底为浅灰色细砂岩，厚度3.87米，斜层理，局部地段相变为粉砂岩。5.1.4水文地质本盘区水文地质条件属于简单型，地质报告提供盘区内预计正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为60m35.1.5其它地质因素预计绝对瓦斯涌出量48m3/min；相对瓦斯涌出量10.5m3/t。无煤尘爆炸危险性。煤层具有自燃倾向性。地温为15°～21°，属正常状态。5.1.6本采区地表以农田、小水沟为主，没有大的建筑物或大的地表水系及水体。5.2盘区巷道布置及生产系统5.2.1盘区巷道布置该矿井首采盘区即南一盘区，东西走向长约2376m，南北宽约2464m，面积约5.85km2。该盘区大巷掘出后便可掘顺槽、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单，没有实质的准备巷道。5.2.2盘区工作面布置及接替整个盘区共布置9个走向长壁式综放工作面，为单翼盘区，工作面均采用一进一回、内错尾巷加走向高抽巷的布置方式，工作面之间净留20米煤柱，工作面进回风顺槽基本沿煤层底板布置，内错尾巷沿煤层顶板布置，走向高抽巷沿12#工作面之间采用跳采接替，首采工作面为S8101工作面。5.2.3盘区生产系统1）运煤系统回采工作面的煤→进风斜巷→主胶带运输大巷→井底煤仓→集中胶带运输大巷→主斜井→地面掘进煤→所掘巷道→主胶带运输大巷→井底煤仓→集中胶带运输大巷→主斜井→地面2）辅助运输系统井下全部采用无轨胶轮车运输，井下所需材料、设备在地面装入无轨胶轮车经副斜井、主辅助运输大巷运至各使用地点和工作面。3）通风系统矿井新鲜风流经主、副斜井和中央进风立井进入井下，再经主辅助运输大巷和主胶带运输大巷进入回采工作面进风斜巷，清洗工作面后的乏风经回风斜巷进入主回风大巷，经中央回风立井排到地面。4）瓦斯抽放系统工作面瓦斯→内错尾巷→主回风大巷→中央回风立井→地面邻近层瓦斯→工作面走向高抽巷→主回风大巷→中央回风立井→地面5）排矸系统井下矸石装无轨胶轮车运至中央进风立井井底装入1.5t固定式矿车经中央进风立井提升到地面。5.2.4盘区巷道掘进方法盘区内进风斜巷、回风斜巷及内错尾巷均采用S—100型综掘机截割煤体并自行装煤，使用SSJ800/2×40型可伸缩胶带输送机运入主胶带运输大巷。采用掘一排支一排的作业方式，循环进度为0.8m。掘进头采用压入式通风，配备一台FDⅡ-2×45KW对旋式“双风机双电源”风机，专供电源为主风机供电，动力电源为副风机供电，要求主风机出现故障时，副风机自动投入运行。生产工艺流程：检查工作面隐患——综掘机割煤、落煤、装煤、运煤——敲帮问顶、支设临时支护——打顶锚索——打帮锚杆——工程质量检查——准备下一个循环。工作面走向高抽巷采用普通钻爆法掘进，工作面配备有ZLC-60型装煤机、煤岩电钻等设备。5.2.5盘区生产能力及采出率1）盘区生产能力本盘区安排一个综放队，两个综掘队，采掘队均为二九·一六工作制，二班生产一班检修。回采每班割三刀煤，截深按0.8米计算，工作面采长按240米计算，回采日产量为9261吨；综掘队出煤量按回采工作面出煤量的8%计算，日出煤量为741吨（1）回采工作面生产能力：（以S8101工作面为例）日产量：采A日=L×m×h×r×c（公式5-1）=240×4.8×6.60×1.4×0.87≈9261吨年产量：采A年=采A日×t（公式5-2）=9261×330≈305.61万吨（2）掘进工作面生产能力：按规定，掘进出煤量按回采工作面出煤量的5%～10%计算，取8%日出煤量：掘A日=采A日×0.08（公式5-3）=9261×0.08≈741吨年出煤量：掘A年=掘A日×t（公式5-4）=741×330≈24.45万吨（3）盘区设计能力：A年=采A年＋掘A年（公式5-5）=305.61＋24.45=330.06万吨即盘区的生产能力为330万吨。由此可知全矿井只设一个回采工作面单产就能达到矿井的设计生产能力。式中：L——工作面采长，取L=240m；m——工作面日推进度，取m=4.8m；r——煤层容量，取r=1.4t/m3；c——工作面回采率，取c=87%；t——年工作日，330天。2）盘区采出率本盘区范围内储量计算采用地质块段法，即平面积乘块段平均煤厚再乘以煤层容重，平面积用计算机直接计算，容重1.4t/m3，煤层平均厚度为6.60米，地质储量为5409.1万吨。盘区开采损失主要有：盘区边界煤柱损失；盘区内区段煤柱不可回收部分损失；工作面落煤损失，约占3%；盘区内陷落柱煤柱损失等。经估算盘区损失煤量约709.6万吨。则：盘区采出率=(5409.1-709.6)/5409.1=87%根据《煤炭工业设计规范》规定：盘区采出率，厚煤层不低于0.75。设计首采盘区采出率为0.87，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3盘区车场及主要硐室5.3.1盘区本盘区顺槽直接和大巷相连，不设盘区车场，采用无轨胶轮车辅助运输，在顺槽和大巷连接处需抹角，抹角大小为3×3m，与大巷成45°，以便于无轨胶轮车的拐弯。5.3.2盘区主要硐室盘区内顺槽与大巷均为胶带输送机运煤，顺槽胶带输送机与大巷胶带输送机直接搭接，不设盘区煤仓。井底中央变电所至首采盘区的距离较短，因此不设盘区变电所。

6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤方法因本盘区工作面煤层赋存稳定，走向及工作面长度都较大，有利于实现高产高效，故设计工作面采用走向长壁采煤法，后退式开采；综合机械化放顶煤一次采全高采煤方式；全部垮落法管理顶板。这种采煤方法在阳煤集团公司中厚煤层的开采中，应用多年，取得了较好的经济效益。6.1.2工作面各项参数1）工作面长度：回采工作面的长度直接影响到盘区回采率、巷道掘进率、巷道维护和设备配备，同时直接关系到工作面单产及工效。从综采推进速度快、产量高和要求搬家次数尽量少等特点看，应该加大工作面长度。但工作面过长，会带来生产管理困难、设备事故率增高等缺陷，反而使工作面推进度降低。结合本井田15号煤层的开采条件，设计确定放顶煤综采工作面长度为240m。在实际生产过程中，随着生产管理水平的不段提高，可以根据具体情况对工作面长度进行调整。2）工作面推进度：回采工作面推进度应根据所选采煤设备的技术性能、采煤循环作业图表确定。回采工作面为二九·一六工作制，二班生产一班检修。回采每班割三刀煤，每天则完成6个循环，每个循环进尺0.8m，则日推进度为4.8m，年推进度1584m。工作面连续推进长度主要受地质构造，保护煤柱，开采范围的限制，同时考虑斜巷开掘与生产时的通风能力，工作面的时间推进度服务年限，设备的大修周期的影响。确定首采工作面连续推进长度为2355m。6.1.3采煤工艺采用MGTY400-930/3.3D型采煤机割下支架顶梁以下煤炭,顶梁以上煤炭通过支架放顶煤口进入后部刮板输送机运出。工作面安装前后刮板输送机，型号为SGZ－880/1050型。工作面每割一刀煤放一次顶煤。实行“一采一放，追机放顶煤”的作业方式。工艺顺序：采煤机从机头（尾）自开缺口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机。1）进刀方式：采煤机自开缺口斜切进刀。采煤机进刀示意图见图6-1。图6-1采煤机进刀示意图（1）采煤机向机头（机尾）割煤时，采煤机割至距机头（尾）10m处时必须放慢牵引速度，并通知机头（尾）人员撤到5m以外的安全地点。机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板及各种管线，发现问题及时通知采煤机司机停止割煤，待问题处理后再开机（见图A）。（2）距进风巷（回风巷）20m处停止移后部刮板输送机（见图B）。（3）采煤机割透机头（机尾）,调换上、下滚筒位置返回，通过刮板输送机弯曲段滚筒切入煤体（见图C）。（4）然后将剩余前部刮板输送机推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作（见图D）。（5）采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（机尾）割三角煤，完成斜切进刀（见图E）。（6）割透机头（机尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置，向机尾(机头)，正常割煤，推移前部刮板输送机机头（机尾），进刀结束（见图F）。2）落煤方式：该工作面使用MGTY400-930/3.3D型双滚筒采煤机双向割煤筒截深0.8m，往返一次进两刀。采煤机司机应随时调整滚筒高度，保证采高2.8m且不割底，不留伞檐。割煤时如遇到移架跟不上、溜子负荷大或顶煤未放完时，必须减速或停止割煤。3）装煤方式：采煤机在割煤时将大部分煤装入前部刮板输送机，剩余煤在推移前部刮板输送机过程中，前部刮板输送机上的铲煤板将煤装入前部刮板输送机。4）运煤方式：工作面煤装入前部刮板输送机，顶煤放入后部刮板输送机，输送到转载机，进风胶带运输机，大巷胶带运输机，至井底煤仓。5）移架支护：正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，顶板破碎时，采取提前过架的方式维护顶板，如仍不能接帮，可伸出前探梁维护顶板，支架要顶死煤帮。6）移前部刮板输送机：滞后拉架10m左右开始移前部刮板输送机，前部刮板输送机弯曲长度不低于20m，移前部刮板输送机时分三次移至煤壁，杜绝一次移到位，严禁把刮板输送机移成急弯。7）清理浮煤：移过前部刮板输送机后，要将前部刮板输送机至支架之间的浮煤攉入前部刮板输送机内，清理干净为下次拉架作好准备。放过顶煤后，架间的浮煤也要清理干净。8）移后部刮板输送机：移架后开始放顶煤，顶煤放净后，由放顶煤工负责移后部刮板输送机，一次收后部刮板输送机长度不得少于15架。9）放顶煤：（1）初次放顶煤：工作面支架后尾梁走脱切割巷后，开始放顶煤。（2）正常放顶煤：采煤机割一刀底煤，放一次顶煤，即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式。（3）末采放煤：工作面回采距停采线15m，开始铺金属网，顶煤仍正常放，直至金属网铺到后尾梁时，方可停止放顶煤。（4）正常放煤顺序：采用分段单轮循环追机放顶煤方法进行。每班放煤工不少于两人，每人10架为一段，依次单轮循环放顶煤，每架直至放出1/3的矸石为止。严禁放出大块矸石，当大块矸石卡在后部刮板输送机内时，要闭锁后部刮板输送机并通知司机不准开后部刮板输送机，将矸石处理后方可恢复开后部刮板输送机放煤。要求放不尽顶煤不得割煤拉架。10）移前部刮板输送机机头、机尾：采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）40m，待拉完架，清理完机头（尾）和过渡槽的煤矸，支设好单体柱之后，用支架千斤顶前部刮板输送机拉过机头（尾）。6.1.4工作面设备选型工作面为综采放顶煤工作面，安装有低位放顶煤支架、端头支架、前后部刮板输送机、采煤机，进风巷安装一部皮带输送机、一部转载机，配一台破碎机。进风巷转载机往外安一列设备列车。主要设备技术参数见表6-1～表6-6。6.1.5工作面顶板管理及支架选型1）顶板管理方法液压支架全封闭式管理顶板，自移支架放顶，采空区处理方法为全部垮落法，移架步距0.8m，本工作面使用160组ZF5600—1.7/3.0型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架，机头尾各三组ZFG6400—1.7/3.0型端头支架管理顶板。2）支架说明（1）支架的基本形式：液压支架为支撑掩护式，最小控顶距5.572m，最大控顶距为6.372m，循环进度和放煤步距0.8m，支架中心距为1.5m，端面距0.34m。其主要技术参数见表6-7。工作面支架最大、最小控顶距断面见工作面层面布置图。（2）支架强度校核：根据生产技术科提供的相邻矿区的矿压观测结果，预计工作面最大顶板载荷强度P=0.472MPa，支架的额定支护强度Ps＝0.55MPa。因为Ps>P，所以支架选型合理。本工作面地质条件给出煤层的底板抗压强度为S=40MPa。根据工作面最大载荷强度计算支架对底板的最大比压为：D=P×支护面积/底座面积=＝1.85MPa其中支护面积＝6.372×1.5m2底座面积＝2.44×1m2因为S>D，所以支架对底板比压符合要求。表6-1主要设备型号一览表序号设备名称设备型号设备功率数量1采煤机MGTY400-930/3.3D930KW1台2前刮板输送机SGZ-880/10502×525KW1部3后刮板输送机SGZ-880/10502×525KW1部4桥式转载机SZZ-1000/400400KW1部5破碎机PCM-3000200KW1部6胶带运输机SSJ1200/3×2503×250KW2部7液压支架ZF5600-1.7/3.0160架8端头支架ZZ4800/22/426架9乳化液泵GRB—315/31.5200KW3台10喷雾泵MPB320/1075KW1台表6-2MGTY400-930/3.3D型采煤机主要技术参数序号参数名称单位参数1型号MGTY400-930/3.3D2滚筒直径m1.83滚筒截深m0.804适用采高m2.8～3.55机面高度m1.5796适应煤层倾角°0～257适应煤层硬度f≤48装机总共功率KW9309截割电机功率KW2×40010牵引电机功率KW2×5511油泵电机功率KW2012供电电压V330013牵引力KN750～45014牵引速度m/min0～7.7～1215牵引方式电牵引16卧底量mm260表6-3SGZ880/1050型刮板输送机（前、后溜）主要技术参数序号参数名称单位参数1型号SGZ880/10502输送能力t/h10003型式中双链4电机型号YBSD-525/263-4/85额定功率KW1050/5256额定电压V33007刮板间距mm8808刮板链速m/s1.3表6-4SZZ1000/400型桥式转载机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号SZZ-1000/400爬坡角°10长度m60电机型号YBSD-400/200-4/8G输送量t/h2600电机功率KW400/200链速m/s1.49电机电压V3300表6-5PLM-3000破碎机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号PLM-3000电机型号YBKYS-200破碎能力t/h3000电机功率KW200最大断面mm1000×1000出口粒度mm300以下表6-6SSJ1200/3×250型带式输送机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号SSJ1200/3×250电机型号YBKYS-250输送量t/h2000电机功率KW250输送长度m1600转速R/min1480带速m/s3.5电压V1140带宽mm1200功率KW3×250储带长m100表6-7ZF5600—1.7/3.0型液压支架主要技术参数序号参数名称单位参数1型号ZF5600—1.7/3.02最大高度m3.03最小高度m1.74适应采高m2.3～2.85立柱缸径mm2306泵站压力MPa31.47安全阀开启压力MPa378支架初撑力KN46509支架工作阻力KN560010最大控顶距m6.37211最小控顶距m5.57212支架中心距m1.513底板比压MPa0.9（3）初末采工艺及注意事项：工作面从切割巷推进25m范围内为初采阶段，在此期间两巷20-25m范围内不得缺棚少柱，液压支架必须达到初撑力且接顶良好，各班工长，副工长要注意观察老顶来压情况，加强工作面及两巷支护，落山悬顶超过(2×5)m2规定时要支设戗棚戗柱。工作面距停采线15m为末采阶段，在此期间严格按规程加强超前支护，保持采高2.8m及两巷畅通，为铺网、筑拉架巷打好基础，届时另提筑拉架道措施。6.1.6工作面端头支护及超前支护方式1）端头支护方式：由于工作面的上下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料的人员出入的交通口，所以必须加强支护。针对本设计的具体特点，不仅要采煤，而且要放煤，所以决定采用端头支架支护，其支护型式为自移式液压端头支架。根据支架选型要求及设计的特点，选用ZZ4800/22/42型综放端头支架，其主要技术参数见表6-8。表6-8ZZ4800/22/42型综放端头支架主要技术参数序号参数名称单位参数1型号ZZ4800/22/422最大高度m4.23最小高度m2.24宽度m1.42～1.595适应煤层倾角°<156支护强度MPa0.857重量t12.788支架初撑力KN40809支架工作阻力KN480010立柱形式双伸缩2）超前支护方式工作面在回采时，不破坏进、回风巷原有的的金属网、锚索联合支护，只是在工作面超前动压影响区范围内进行加强支护，以控制顶、帮，保证工作面正常生产。进回风巷超前支护距离均为20m。6.1.7工作面劳动组织和主要技术经济指标1）劳动组织（1）作业方式：劳动组织形式采用“二九·一六”作业形式，即：两班生产、一班检修，生产班工作九小时，每班割三刀煤，放三排顶煤。循环方式为浅截深多刀循环方式；检修班进行设备检修。作业方式为追机平行作业方式；各工序之间在空间上交错、时间平行。劳动组织见表6-9。表6-9劳动组织表序号工种一班二班检修班合计1班长11132安全员11133机组司机33284拉架顶刮板输送机22595放顶煤2246泵站工11137电工11358刮板输送机、皮带机556169端头维护4441210下料工4411备件员111312送饭工111313记录工111314清理工（含背火药）332815材料员、综合记录员2216成本员1117合计26263587（2）循环方式及循环图表：循环方式：浅截深多刀循环方式，截深为0.8m，刀数为6刀。即两个生产