采矿工程毕业设计（论文）-和顺东盛煤业二采区设计【全套图纸】

1 第一章第一章 矿井概况矿井概况 第一节第一节 井田地质特征井田地质特征 一、地理位置和交通条件一、地理位置和交通条件 1、井田位置 和顺东盛煤业有限公司煤矿位于和顺县城东北，直距 4km 的李 阳镇后峪村附近，行政区划属李阳镇管辖。其地理坐标为：东经 1133532-1133740，北纬 372026-37 2133。 批准开采 3、8、15 号煤层，批准井田范围由 7 个坐标点圈定， 矿区面积 3.0259km2，设计生产能力 45 万 t/a。 全套图纸，加全套图纸，加 153893706153893706 2、交通条件 区内有乡镇公路直通和顺县城，从和顺至榆次、阳泉、左权等 有干线公路相通，区东侧有阳（泉）-涉（县）铁路通过，东侧 1.5km 处阳（泉）-黎（城）207 国道通过。和顺县泊里煤站距本井 田约 2.5km。 二、地质勘探程度二、地质勘探程度 1958 年原煤炭部 119 队进行了包括本井田在内的昔阳左权间 地质普查工作，并于同年 12 月提交了山西省沁水煤田昔阳左权 2 间地质普查报告书 ，该次勘探在井田北侧施工有一个钻孔（15 号 孔）仅收集到该钻孔的 8 号、15 号煤层厚度资料，但未收集到煤层 质量验收评级资料。 1959 年下半年1960 年 6 月，119 队相继在李阳、三奇、泊里 井田进行精查勘探、施工钻孔 29 个，进尺 8045.0m。 1980 年前后，原山西省水文一队在和顺县先后施工有牛川 N-81 号孔、泊里 K8 孔和蔡家庄 6 号孔，其中泊里 K8 孔位于本井田北侧 约 2km,其抽水试验资料可供利用。 1981 年煤炭部西安航次大队对和顺去进行航空摄影，1982 年- 1983 年山西煤田地质综合普查队进行了外业调绘，1984 年煤炭部西 安航测大队内业成图，提交有 1:5000 地形图。 1987 年由山西煤田地质勘探队 148 队对包括井田在内的和顺勘 探区进行普查勘探，1988 年 8 月结束野外施工，1989 年提交普查报 告，共施工钻孔 19 个，进尺 19485.18m。 2010 年 1 月-2010 年 12 月，由山西煤炭地质勘探队对本矿井田 范围内进行了精查勘探，2010 年 12 月结束野外施工，共施工钻孔 15 个，进尺 7500m。现正在进行内业作业，预计很快将提交煤田精 查勘探报告。 本井田地质勘探程度较高。 三、井田的水文地质情况及主要构造的分布情况三、井田的水文地质情况及主要构造的分布情况 1、井田的水文地质情况 （1） 、地表水 3 井田内无常年性地表河流，沟谷内一般无水，只在汛期可见一 些短暂性水流，均属清漳河水系，海河流域。 （2）含水层 根据井田地层岩性，含水层的类型由老到新可划分为奥陶系碳 酸盐岩溶裂隙含水层；石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层及砂 岩裂隙含水层；二叠系砂岩裂隙含水层及第四系松散层空隙含水层。 （3） 、主要隔水层 主要包括泥岩层间隔水层和本溪组隔水层。 （4）地下水的补给、径流、排泄条件 井田内地下水的补给来源主要为大气降水，含水层接受补给后 一般顺层流动。地下水的排泄一是蒸发，二是泉水流溢或渗透，少 部分则以矿坑水排出。井田处奥灰地下水径流区，径流方向为由北 向南，于区域东南呈泉水排泄。 （5） 、构造对井田水文地质条件的影响 井田内构造中等，发育 3 条较大断层，断层落差 10-60m，断层 对井田地质条件有一定影响，断层可能断开隔水层，从而使含水层 发生水力联系，给煤层开采带来不利，因此必须认真查明断层的导 水性，并及时制定防治水的措施。 （6） 、本矿及相邻矿井采空区对井田水文地质条件的影响。 根据煤矿提供的资料，井田周边各煤矿对 15 号煤层均有开采， 形成的采空范围均较大，其采空区可能存有一定积水，所以在矿界 4 处一定要留足保安煤柱。 （7） 、涌水量 本矿现实际排水量正常为 90m3/d,雨季为 110 m3/d。 综上所述，本矿水文地质类型简单. 2、主要构造分布情况 （1） 、褶曲 井田中部呈一宽缓的向斜构造。 （2） 、断层 井田内构造中等，发育 3 条较大断层，断层落差 10-60m，主要 由井田南部向北依次分布。主要断层走向为西西北向，且多为平行 排列的正断层。 （3） 、陷落柱 本区陷落柱发育中等，一采区揭露的陷落柱直径最大不超过 30 米。 本区未发现岩浆侵入体。 总之，井田内构造复杂程度为中等，属二类。 第二节第二节 煤层的埋藏特征煤层的埋藏特征 一、煤层赋存状况及围岩性质一、煤层赋存状况及围岩性质 1、含煤性 井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。太 原组平均厚度 108.07m,共含煤 7 层，分别为 8、9、11、12、13、14、15 号煤层，其中 15 号煤层为全区稳定可 5 采煤层，8 号煤层为较稳定大部可采煤层，其余为不稳定不可采煤 层。煤层总厚度平均为 10.39m，含煤系数为 9.6%。山西组平均厚度 56.70m，含煤 4 层，分别为 1、2、3、4 号，均为不可采煤层，煤层 总厚平均为 1.02m，含煤系数为 1.8%。 2、可采煤层 井田内可采煤层为太原组的 8、15 号，现将其特征简述如下： （1） 、8 号煤层 位于太原组上部，通过调查了解，井田内 8 号煤层属较稳定大 部可采煤层，厚度 0.50-2.30m，平均 1.40m，结构简单，有时含 1 层泥岩夹矸，顶板为砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。 （2） 、15 号煤层 位于太原组下部，煤层厚度 5.00-5.45m,平均厚 5.18m,，属稳 定可采煤层，煤层结构简单，有时含 1-2 层夹矸。煤层顶板为砂质 泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩。本矿现正开采此煤层。 可采煤层埋藏特征表 厚度 最小最 大 间距 最小最大 编号 平均（m）平均（m） 煤层 结构 可采 性 稳定性 顶板 岩性 底板岩性 0.50-2.30 8 1.40 68.54-79.60 简单 大部 可采 较稳定 砂质 泥岩 泥岩 砂质泥岩 5.00-5.45 15 5.18 74.5 简单 全区 可采 稳定 砂质 泥岩 泥岩 砂质泥岩 二、煤层瓦斯等级二、煤层瓦斯等级 根据有关鉴定结果，本矿瓦斯相对瓦斯涌出量为 1.50m3/t,绝对 6 瓦斯涌出量为 1.05 m3/min；二氧化碳相对涌出量为 1.50m3/t，绝对 涌出量为 1.56 m3/min，为低瓦斯矿井。 三、煤的自燃倾向性三、煤的自燃倾向性 根据有关鉴定结果，本矿 15 号煤的自燃等级为，自燃倾向性 为不易自燃。 四、煤的爆炸性及爆炸指数四、煤的爆炸性及爆炸指数 根据有关鉴定结果，本矿 15 号煤尘具有爆炸性。 五、煤的工业分析、牌号及用途五、煤的工业分析、牌号及用途 本矿各煤层均可作为发电煤粉、锅炉、合成氨和工业民用燃料 等用煤。 原煤煤质特征表 煤层 水分 （M） % 灰分 （Ad）% 挥发份 （Vdaf） % 全硫 （St.d）% 发热量 （Qnet.v.ad） MJ/kg 煤质 81.1025.7615.950.8919.18-35.22 贫煤 151.5719.6813.571.8027.63 贫煤 第三节第三节 井田境界与储量井田境界与储量 一、井田境界一、井田境界 根据第 1400000721304 号采矿许可证 ，山西和顺东盛煤业有 限责任公司范围由以下 7 个坐标点圈定： 1、X=4141374.00 Y=19731916.00 2、X=4140281.00 Y=19731149.00 3、X=4139851.00 Y=19732000.00 7 4、X=4139130.00 Y=19731161.00 5、X=4139901.30 Y=19729810.30 6、X=4140681.00 Y=19730580.00 7、X=4141854.00 Y=19731008.00 井田面积 3.0259km2。井田内可采煤层为 8、15 号煤层。 井田范围内没有生产小窑。该井田北邻泊里煤矿（已关闭） ，南 邻后峪煤矿（已关闭） 。相邻矿井情况简介如下 （1） 、泊里煤矿：为泊里村村办煤矿，批采 8 号煤层，因资源 枯竭现已经关闭。 （2）后峪煤矿：为李阳镇后峪村村办煤矿，批准开采 15 号煤 层，后因资源枯竭而关闭。 具体详见井田境界及四邻关系图 山西和顺东盛煤业有限责任公司 泊里煤矿（关) 后峪煤矿（关） 二、井田地质储量和开采储量二、井田地质储量和开采储量 矿井现有地质储量为 2326.28 万吨（8 号和 15 号合计） ，各种 煤柱损失量为 64.09 万吨，开采储量按下式计算： 8 Zk=(Zc-P)C 式中：Zc-矿井现有地质储量，2326.28 万吨 P-开采煤柱损失量，64.09 万吨 C-采区回采率，8 号煤层取 80%，15 号煤层取 75%。 经过计算，矿井可采储量为 1712.96 万吨。 第四节 矿井开拓 一、开拓形式一、开拓形式 采用综合开拓，即一对立井，一个斜井。主斜井为半圆拱形， 净宽 4.6 米，净高 3.5 米，净断面积 13.8m2，倾角 15，斜长 386 米，担负矿井提煤、下放大型设备、进风任务；副立井净直径 4.5m, 井深 100 米，井筒内安设罐笼，担负矿井下料、出矸、运送人员、 进风任务；回风立井井深 100 米，担负矿井回风、行人任务，井筒 内设梯子间，兼安全出口之一。矿井现开采+1200m 水平一采区，二 采区为本次设计的采区。+1200m 水平运输大巷，轨道大巷，回风大 巷均已完工。三条巷道支护方式为砌喧+锚网喷+锚索支护。 矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。矿井主 斜井、副立井进风，主立井回风。配备两台通风机，一台工作，一 台备用。两台主要通风机型号均为 FBCDZ6-No19A,配备电机功率 为 2110Kw. 二、矿井现在的开采情况二、矿井现在的开采情况 现有矿井的年工作日数为 330 天，采用“三八”作业制，两采 一准，每班一循环，循环进尺 0.8 米，每天两循环，进尺 1.6 米。 9 矿井设计生产能力 45 万吨/年，现有矿井矿井生产能力为 30 万 吨/年，布置了一个采区，即一采区，编号为东翼一采区。现回采工 作面编号为 15111 工作面，为炮采放顶煤工作面；其接替工作面为 15106 工作面。同时还有两个炮掘掘进工作面，掘进方式为炮掘。 二采区进行机械化升级改造，设计采用综采放顶煤开采方法， 以达到设计生产能力。 第二章第二章 采区地质特征采区地质特征 第一节第一节 采区范围采区范围 一、采区的位置、尺寸、面积一、采区的位置、尺寸、面积 本次设计的采区为二采区，位于井田中部，东部以+1200m 水平 大巷保护煤柱为界，南部以井田边界为界，西部以井田边界为界， 北部以 F6 断层为界。其南北走向平均长为 950 米，东西倾向平均长 为 970 米，面积为 921500m2。 采区煤层构造为单斜构造，西高东低。 二、邻近采区的开采情况及接替采区的位置二、邻近采区的开采情况及接替采区的位置 目前开采一采区，一采区位于+1200m 水平东翼，其接替采区为 二采区，位于+1200m 水平西翼。 第二节第二节 采区地质情况采区地质情况 一、采区地形地势及煤层赋存情况一、采区地形地势及煤层赋存情况 10 1、采区与地表的关系 本采区地表为荒山，无建筑物，总体表现为北高南低。最高处 位于井田北部山梁，标高为 1476.2m。 2、采区内煤层赋存情况 本采区内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。 太原组平均厚度 108.07m,共含煤 7 层，分别为 8、9、11、12、13、14、15 号煤层，其中 15 号煤层为全区稳定可 采煤层，8 号煤层为较稳定大部可采煤层，其余为不稳定不可采煤 层。煤层总厚度平均为 10.39m，含煤系数为 9.6%。山西组平均厚度 56.70m，含煤 4 层，分别为 1、2、3、4 号，均为不可采煤层，煤层 总厚平均为 1.02m，含煤系数为 1.8%。 3、可采煤层 因二采区埋藏较浅，经实际勘探揭露本采区内可采煤层为太原 组的 15 号，未见 8 号煤层。现将 15 号特征简述如下： 位于太原组下部，煤层厚度 5.00-5.45m,平均厚 5.18m,，属稳 定可采煤层，煤层结构简单，有时含 1-2 层夹矸。煤层顶板为砂质 泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩。本矿现正开采此煤层。 二、地质构造二、地质构造 煤层倾角 815，平均 10。 采区内查明落差大于 20m 的断层有一条，现叙述如下： F6 断层：正断层，位于采区北部边界，走向 N80W,倾向 NE, 倾角 75，落差 20m。 11 采区内未发现陷落柱和岩浆岩侵入体。 总之，本采区构造复杂程度为简单。 三、水文地质情况三、水文地质情况 本采区内无老窑，采区涌水主要为采空区顶板裂隙水，采区水 文地质类型简单，预测正常涌水量为 80 m3/d，雨季为 100 m3/d。最 大用水量为 200 m3/d，雨季为 300 m3/d。 四、瓦斯赋存情况四、瓦斯赋存情况 经过检测，本采区为低瓦斯采区。 五、煤尘及自燃倾向性五、煤尘及自燃倾向性 煤尘具有爆炸性。 自燃倾向性为不易自燃，属于级。 第三节第三节 采区储量和生产能力采区储量和生产能力 一、采区储量一、采区储量 1、地质储量 采区走向长平均为 950m，倾斜宽平均为 970m，煤的容重 1.4t/m3，面积 921500m2。该采区 15 号煤层厚度 5.005.45，平 均 5.18。 储量计算公式：Q=r.s.M. 式中： r 为煤的容重 s 为倾斜面积 M 为煤的平均厚度 Q=9215005.181.4=6682718t 12 ABC 级地质储量为 668.272 万吨，其中：AB 级高级储量 占地质储量的 70%。 2、各种煤柱留设 由于 F6 断层落差为 20 米，考虑到奥灰水对本矿开采没有影响、 15 号煤层上部没有采空区等因素，因此 F6 断层留设 20m 煤柱；南 边、西边井田边界留设煤柱 20m，东部以+1200 水平运输大巷保护煤 柱（40 米）为界；采区巷道设计采用“三条煤巷边界单翼”布置方 式，即沿 F6 断层保护煤柱线，在 15 号煤层中布置三条上山，分别 为采区皮带上山、采区轨道上山和采区回风上山；北部边界煤柱与 采区上山煤柱重合。经过计算各种煤柱共留设 895624t。 3、可采储量 可采储量计算公式:ZK=(Zg-p)C 式中：ZK- 设计可采储量, 万 t； Zg- 工业储量，668.272 万 t； P - 永久煤柱损失量，89.5624 万 t； C- 采区采出率，15 号煤层取 75%。 ZK= ( Zg-p) C =(668.272-89.5624)0.75 =434.0322 万 t434 万吨。 二、采区生产能力二、采区生产能力 本着安全、高效的建设原则，提高矿井机械化开采水平，实行一 矿一井一面，提高工作面单产能力。本采区计划布置一个综放工作 13 面，一个综掘工作面和一个炮掘工作面来满足采区生产能力，即全 矿井生产能力。 1、采煤工作面生产能力 （1） 、循环数及推进度 设计工作面长度 100m。循环进度 0.6m，班进度 1.2m，日进度 2.4m,年进度 792m（年生产 330 天） 。 （2）年生产能力 回采工作面产量按下式计算： A采=330L（h1c1+h2c2）rabd 式中：采煤工作面年生产能力，万吨； 330-工作面年工作日； L -工作面长度，100m； h1-回采高度，2.5m； h2-放顶煤厚度，2.68 m； c1-回采率，95%，c2-放顶煤回采率 80%； r-煤的容重，1.4t/m3； a-循环进度，0.6m； b-日正规循环，取 4； d-正规循环率，取 0.85； 则 15 号煤层回采工作面年生产能力： A采=330L（h1c1+h2c2）rabd =330100（2.50.95+2.680.8）1.40.640.85 14 =425906.712t 42.5 万吨 2、掘进工作面产量 掘进工作产量按回采工作面产量的 10%计算，即 A掘= A采10%=4.25 万度。 3、采区生产能力（即全矿井生产能力） A采区=（A采+ A掘）=46.75 万吨，满足矿井 45 万吨/年的生产能 力设计。每天生产 1417 吨。 二、服务年限二、服务年限 采区服务年限的计算： T= KP k Z =434/（46.751.2） =7.7 年 T-采区的服务年限； Zk-采区的可采储量，434 万吨； P-采区的生产能力，46.75 万吨； K-采区储量备用系数，由于储量中已扣除各种煤柱及开采损 失煤量，实际可采煤量相对可靠，储量备用系数只取 1.2。 故采区服务年限为 7.7 年。 15 第三章第三章 采煤方法及采区巷道布置采煤方法及采区巷道布置 第一节第一节 采煤方法的选择采煤方法的选择 一、采煤方法的选择一、采煤方法的选择 采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具 体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本 低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积 极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况， 采用合理的采煤方法。 我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种： 表 3-1 采煤方法技术特征表 16 序号 采煤 方法 体系 整层与 分层 推进 方向 采空区 处理 采煤工艺 适应煤层 基本条件 1 单一走 向长壁 采煤 壁式整层走向垮落 综、普、 炮 薄及中厚 2 单一倾 向长壁 采煤 壁式整层倾向垮落 综、普、 炮 薄及中厚 采煤方法选择的约束条件： 1 1、采区煤层赋存状况及地质条件 2 2、开采水平的划分和采区巷道布置 3 3、现有技术及设备 4 4、采区储量、生产能力及服务年限等 二、本采区内煤层情况二、本采区内煤层情况 1 1、煤层产状：、煤层产状：煤层倾角 815 ,平均 10，整体为一单斜构造 2 2、煤厚：、煤厚：该采区煤层厚度 5.005.45，平均 5.18。 3 3、煤层硬度：、煤层硬度：煤硬度普氏系数为 0.20.45。 4 4、煤层结构：、煤层结构：该采区煤层结构简单。 5 5、煤层稳定性、煤层稳定性: :该采区煤层发育较稳定。 6 6、影响回采的其地质因素：、影响回采的其地质因素： 瓦斯主要来源于矿井瓦斯，本矿为低瓦斯矿井，对采煤方法的 影响不大。 本采区煤层属不易自燃发火煤层，煤层均属具有爆炸危险性的 17 煤层。 三三 本采区采煤方法的选择本采区采煤方法的选择 本采区采用走向长壁采煤法，区内后退式。 15 号煤层属厚煤层。目前厚煤层开采方法有三种，分别为厚煤 层大采高一次采全厚综合机械化采煤法、分层综合机械化采煤法和 放顶煤综合机械化采煤法。 厚煤层大采高一次采全厚综合机械化采煤法主要优缺点：有利 于集中生产，简化生产环节，减少搬家次数，降低巷道掘进率，缓 和采掘关系，节省了巷道工程费用和生产准备费用，降低了生产成 本。但采煤工作面产量及经济效益并未随采高的增加按比例同步增 长，液压支架的防倒防滑、横向和纵向稳定性差，技术管理难度大。 放顶煤综合机械化采煤方法主要优缺点：巷道掘进率低，工作 面搬家次数相对较少，工作面产量高、工效高、成本低。但采区及 工作面回采率低，瓦斯积聚、煤炭容易自燃发火、支架稳定性差等 许多问题不易解决。 分层综合机械化采煤法主要优缺点：巷道掘进率高，工作面搬 家次数相对增加，巷道工程费用和生产准备费用及生产成本高。但 采区及工作面回采率高，防治顶板、瓦斯积聚、煤炭自燃发火、支 架稳定性等问题能有效控制，安全程度高。 经上述分析比较，结合本采区开采技术条件和安全条件，选用 放顶煤综合机械化采煤法。 18 四、顶板管理方法四、顶板管理方法 本采区 15 号煤层顶板为砂质泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩。结 构稳定，顶板易于垮落。根据本矿以往顶板管理方法，本采区顶板 管理采用全部垮落法。 第二节第二节 矿压观测情况矿压观测情况 本采区巷道断面大，且多为煤巷，为保证安全，必须加强矿压 观测。 一、观测目的：通过观测安装在顶板的离层仪的变化推测顶板 的位移量，预防冒顶事故的发生，保证安全生产。 二、观测对象：二采区各巷道及交岔点的顶板离层仪。 三、观测内容：观测顶板离层仪（深基点 5.5m，浅基点 2.2m） 的变化。 四、观测方法 1、测点布置。正常情况下，巷道交岔口处，实体煤巷每隔 50m、巷宽大于 5m 的大断面巷道每隔 20m，在巷中安设一组 LX-顶 板离层仪并悬挂离层仪牌。 2、观测时间。离迎头 100m 以内的巷内测点每 1d 观测一次， 100m 以外每周观测一次。 五、数据处理。 采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并 把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措 施、指导施工。对于安装 10 天内浅基点离层累计数据超过 30mm， 19 应进行具体分析，属于锚固范围以内离层，采取缩小锚杆排距措施； 属于锚杆锚固范围以外离层，加密或加长锚索线，并及时在后路补 打锚索，必要时补加棚子支护，当巷道明显变形但观测离层仪深、 浅基点的离层变化均不大，则有可能深基点也已离层，必须及时补 加棚子支护。 第三节第三节 采区巷道布置采区巷道布置 一、方案介绍一、方案介绍 方案一：在二采区北部沿 F6 断层保护煤柱线布置三条上山，采 区皮带上山、轨道上山沿 15 号煤层底板掘进，采区回风上山沿 15 号煤层顶板掘进，皮带上山位于采区轨道上山和采区回风上山之间。 方案二：在二采区中部布置三条上山，采区皮带上山、轨道上 山沿 15 号煤层底板掘进，采区回风上山沿 15 号煤层顶板掘进，皮 带上山位于采区轨道上山和采区回风上山之间。 二、方案比较二、方案比较 方案比较表 方案一方案二 工 程 量（m） 47284828 井巷投资（万元） 2364（5000 元/m）2414（5000 元/m） 施 工 条 件容 易困 难 地质储量（万 T） 668.272668.272 可采储量（万 T） 434413.3 施工工期（月）12.2 个月13 个月 优 点 1、充分利用了井田边界1、靠近井底井底车场，运 20 和断层保护煤柱，减少 了煤柱损失 2、井巷工程量小 3、投资少，工期短。 4、采面距离长，搬家次 数少，满足大区接续要 求。 5、经济效益好。 输距离相对较近。 缺 点 1、采面距离长，掘进期 间通风较困难。 1、井巷工程量较大。 2、采区下部车场与主井底 井巷距离较近，不易布置， 互相影响。 3、煤柱较大，增加了煤柱 损失量 三、选定方案三、选定方案 根据方案比较，方案一井巷工程量及投资最少，施工工期最短， 工作面搬家次数少，有利于矿井机械化的发展，能够满足我矿生产 的需要，故选择方案一。 第四节第四节 回采工艺与劳动组织回采工艺与劳动组织 一、回采工作面巷道布置与参数一、回采工作面巷道布置与参数 1、回采工作面巷道布置回采工作面巷道布置 回采工作面布置一条进风运输顺槽、一条回风运料顺槽。由于 本矿 15 号煤层比较硬，因此回采工作面顺槽均沿 15 号煤层底板布 置。为加强巷道支护，顺槽采用锚网+锚索等加强支护的措施。 2、回采工作面参数 二采区工作面采长设计为 100 米，走向长度平均为 864 米，推 进长度平均为 834m。运输顺槽与下区段回风顺槽之间每隔 100m 施 工一个通风联络横贯。 二、回采工作面顺槽煤柱的留设二、回采工作面顺槽煤柱的留设 回采工作面顺槽煤柱的宽度主要取决于顺槽受采动影响的变形 21 程度，顺槽煤柱太小会影响顺槽的正常使用，顺槽煤柱太大又会降 低采区的资源回收率。因此顺槽煤柱的合理留设是回采工作面巷道 布置的主要组成部分。 根据本矿一采区留设煤柱，结合临近其他矿井 15 号煤层区段煤 柱宽度，本采区区段煤柱宽度定为 20 米。 三、回采工艺三、回采工艺 本采区综放工作面工艺流程如下： 机组割煤煤机装煤运煤工作面支护工作面刮板输送机 推移移架机组割煤煤机装煤运煤工作面支护工作面刮 板输送机推移移架放顶煤采空区跨落。 1、割煤 割煤工序包括落煤和装煤。完成落煤工序的设备为滚筒式采煤 机。双滚筒采煤机不论上行或下行，均采用前滚筒在上割顶煤，后 滚筒在下割底煤。采煤机滚筒在割煤的同时，利用滚筒的螺旋叶片 和滚筒旋转的抛掷作用，把煤直接装入刮板输送机上；其次，利用 铲煤板在移溜的同时将浮煤自行装入溜槽内。为了提高装煤效果， 在滚筒后部加装弧形挡煤板。 （1） 、采煤机的割煤 采用双向割煤。采煤机沿工作面不论是上行还是下行都一次割 全高，并同时完成推移支架、输送机等一个采煤循环的全过程。采 煤机割煤全高 2.5 米，沿工作面往返一次割 2 刀。每刀进尺 0.6m。 （2） 、采煤机的进刀方式：工作面采用端头斜切进刀方式，进 22 刀距离不少于 20 架。 其具体过程见下图 端头斜切进刀法示意图 23 A.煤机下行割煤，到工作面下端头后停止牵引，机体下端滚筒 一边转动一边下降到底板，同时升起上端滚筒。 B.煤机上行，顺着输送机的弯曲段逐渐切入新的煤体，直到前 后滚筒完全切入，即采煤机完全进入输送机直线段。然后移直输送 机。 C.机体上端的滚筒边转动边下降，下端滚筒边转动边升起，然 后采煤机牵引下行割三角煤，直到下端头。 D.再次调换煤机上、下滚筒升、降，返程进行正常割煤。工作 面上端头进刀，采用同样步骤只是方向相反。 2、运煤 运煤工序包括工作面运煤和运输顺槽运煤。 （2） 、工作面运煤 完成工作面运煤工序的设备为刮板输送机，分为前部刮板输送 机和后部刮板输送机。前部刮板输送机除了要完成采煤机落煤后运 煤和清理机道浮煤外，还要作为采煤机的运行轨道。后部刮板输送 机为液压支架向前移动的支点。根据采煤机最大生产能力，前部刮 板输送机选用 SGB-630/150C 型可弯曲刮板输送机。该运输机出厂长 BCDA 24 度 200m,运输能力 250t/h,电压 660/1140V；后部刮板输送机选用 SGB-630/180 型可弯曲刮板输送机。该运输机出厂长度 150m,运输能 力 400t/h,电压 660/1140V。 推移刮板输送机，在移架后随采煤机的割煤方向逐段向煤壁移 动，滞后移驾距离 20m,其弯曲段长度不得小于 15m,推移步距 0.6m。推移时必须保证输送机的平、直、稳。 （2） 、工作面运输顺槽运煤 工作面运输顺槽运煤设备主要是桥式转载机和带式输送机。 、桥式转载机 桥式转载机将工作面刮板输送机运出的煤转载到带式输送机。 选用 SZB-730/40 型桥式转载机。其技术特征：转载能力 400t/h， 铺设长度 25m，有效搭接长度 12m,，电压 660/1140V。 、带式输送机 工作面刮板输送机送来的煤炭，由桥式转载机装到带式输送机 上，经运输顺槽到采区皮带上山。选用 DSJ80/40/240 型可伸缩带 式输送机。其技术特征：运输能力 700t/h,运输距离 1000m，带速 2.0m/s,带宽 800，电机功率 240KW。 3 3、支护、支护 （1） 、移架方式 移架方式为单架依次顺序式，又称单架连续式。支架沿采煤机 的割煤方向依次前移，移动步距等于采煤机的截深，支架成一条直 线。 25 操作方式采用邻架操作方式。 （2） 、支护方式 支护方式为及时支护。采煤机割煤后，支架依次前移支护顶板。 移驾工序滞后割煤工序 20m。 （3） 、支架选型 工作面支架选用 ZF2800/16/26 型四柱支撑掩护式低位放顶煤支 架。液压泵站选用 XRB2B80/35 型乳化液泵，配套液箱 XRXTA 型。具 体计算见第七章第四节。 本采区工作面割煤高度 2.5 米，放煤高度 2.68 米。截深 0.6 米， 放煤步距 1.2 米。最小控顶距 3305，最大控顶距 3905。 4、工作面放煤 （1）放顶煤工艺 采用双输送机放顶煤工艺。其工艺过程是：以前部输送机为道 轨，首先沿底板割煤，前部输送机运煤，随支架的前移，顶煤冒落； 达到规定放煤步距后，打开液压支架放煤口，将冒落的顶煤放入后 部输送机运走。 （2） 、放煤口位置 根据所选用的支架类型采用低位放煤口。 （3） 、放煤方式 采用单轮间隔顺序放煤。隔一架支架打开放煤口，先放单数， 再放双数，直至放完。最好放完后，再顺序打开重放一次，以提高 回采率。 26 （4） 、放煤步距 根据同类矿井的实践，设计放煤步距 1.2m。顶煤冒落的位置正 好位于放煤口上方，放煤时采出率最高，含矸率最低。 四、采区生产能力四、采区生产能力 1、采煤工作面生产能力 （1） 、循环数及推进度 设计工作面长度 100m。循环进度 0.6m，班进度 1.2m，日进度 2.4m,年进度 792m（年生产 330 天） 。 （2）年生产能力 回采工作面产量按下式计算： A采=330L（h1c1+h2c2）rabd 式中：采煤工作面年生产能力，万吨； 330-工作面年工作日； L -工作面长度，100m； h1-回采高度，2.5m； h2-放顶煤厚度，2.68 m； c1-回采率，95%，c2-放顶煤回采率 80%； r-煤的容重，1.4t/m3； a-循环进度，0.6m； b-日正规循环，取 4； d-正规循环率，取 0.85； 则 15 号煤层回采工作面年生产能力： 27 A采=330L（h1c1+h2c2）rabd =330100（2.50.95+2.680.8）1.40.640.85 =425906.712t 42.5 万吨 2、掘进工作面产量 掘进工作产量按回采工作面产量的 10%计算，即 A掘= A采10%=4.25 万度。 3、采区生产能力（即全矿井生产能力） A采区=（A采+ A掘）=46.75 万吨，满足矿井 45 万吨/年的生产能 力设计。每天生产 1417 吨。 五、劳动组织五、劳动组织 矿井工作制度为“三、八”制，回采工作面作业方式为“两采 一准” ，即每天两班生产，一班检修。回采工作面劳动组织表、正规 循环作业图表见附图 4。技术经济指标表见第八章。 第五节第五节 采区准备采区准备 一、巷道断面及支护设计一、巷道断面及支护设计 巷道断面设计的原则是：满足煤矿安全规程对巷道断面的 基本要求，并根据巷道的用途及巷道围岩的岩性考虑一定变形量。 1、二采区主要巷道的断面及支护设计 28 二采区主要巷道规格及支护见下表。 二采区主要巷道断面特征表二采区主要巷道断面特征表 设计掘进尺寸断面积（） 序号巷道名称 围岩 类别 （f） 断面 形式 宽高净 设计 掘进 支护形式 1 二采区皮带上山34矩形 4.22.810.011.8 锚网喷+锚索 2 二采区轨道上山34矩形 4.22.810.011.8 锚网喷+锚索 3 二采区回风上山34矩形 4.22.810.011.8 锚网喷+锚索 4 工作面运输顺槽34矩形 4.02.510.010.0 锚网+锚索 5 工作面回风顺槽34矩形 4.02.510.010.0 锚网+锚索 各巷道断面及支护设计详细情况见附图 5。 二、二采区施工组织安排二、二采区施工组织安排 1、井巷平均成巷进度指标、井巷平均成巷进度指标 采区共布置一个综掘工作面和一个炮掘工作面。综掘主要用于 采区三条上山煤巷及工作面顺槽的掘进。炮掘工作面主要用于采区 车场、硐室、岩巷、顺槽联络巷及开切眼的掘进。 综掘工作面选用 EBZ160 型掘进机，皮带运输。掘支混合作业， 一次成巷。综掘工作面进度指标：班进度 6m，日进度 12m,煤巷月进 度 330m。 炮掘工作面采用风动凿岩机打眼放炮破岩，装岩机装岩，矿车 及调度绞车运输。炮掘工作面进度指标：班进度 2m，日进度 4m,岩 巷月进度 110m；半煤岩巷月进度 150m。 2、井巷工程量 二采区井巷工程量主要有：二采区皮带上山、回风上山、轨道 29 上山，15201 工作面运输、回风顺槽、开切眼，上山联络巷，采区 车场、煤仓、行人进风斜巷、绞车房等。其主要工程量及岩性见下 表 二采区井巷工程量表 工程量 序号井巷工程名称 煤半煤岩岩小计 备注 1 二采区皮带上山 7501030790 2 二采区轨道上山 7501040790 3 二采区回风上山 8001030840 4 15201 运输顺槽 86400864 5 15201 回风顺槽 86400864 6 15201 开切眼 10000100 7 轨道上山下部车场 10205080 8 轨道上山上部车场 10103050 9 中部甩车场 10102040 10 上山联络巷 20000200 11 采区煤仓 003030 12 采区绞车房 002020 13 其他工程 20202060 合计 4378902704728 根据井巷工程量及岩石性质，合理安排综掘及炮掘，按照各种 巷道进度指标，经过合理排序及计算，得出二采区准备时间为 12.2 个月（750+750+800+864+864）/330=12.2 个月） 。 采掘比为 1:2，万吨掘进率为 30。 第四章第四章 采区运输、防排水与供电采区运输、防排水与供电 第一节第一节 采区运输采区运输 一、二采区主运输系统一、二采区主运输系统 1 1、运输路线、运输路线 30 工作面运输顺槽二采皮带上山二采区煤仓+1200m 水平 运输大巷山井底煤仓主斜井地面 2 2、设备选型、设备选型 （1 1） 、工作面顺槽胶带输送机、工作面顺槽胶带输送机 工作面顺槽皮带机选用可伸缩胶带输送机，型号为 DSJ80/40/402。其技术特征：运输能力 700t/h,运输距离 1000m， 带速 2.0m/s,带宽 800，电机功率 240KW。 （2） 、皮带上山胶带输送机皮带上山胶带输送机 因二采区皮带上山为 890 米，本采区生产能力为 45 万吨/年， 折合到每小时不到 200 吨，因此，皮带上山胶带输送机和运输顺槽 选用同一型号皮带，即 DSJ80/40/402。 二、二采区辅助运输系统二、二采区辅助运输系统 1 1、运输路线、运输路线 （1） 、小材料、设备运输路线 小材料、设备辅助运输路线：副立井井底车场+1200m 水平 轨道大巷二采区轨道上山下部车场二采区轨道上山回采工作 面回风顺槽（掘进工作面巷道）采掘工作面。 （2） 、大设备运输路线 主斜井主斜井、副立井井底车场联络巷+1200m 水平轨道大 巷二采区轨道上山下部车场二采区轨道上山回采工作面回风 顺槽（掘进工作面巷道）采掘工作面。 （3） 、矸石辅助运输路线：采区掘进局部矸石二采区轨道上 31 山二采区轨道上山下部车场+1200m 水平轨道大巷井底车场 副立井地面 2 2、设备选型、设备选型 轨道上山担负采区提料、排矸，提升斜长 800m。选用 JTPB- 1.61.5 矿用防爆提升绞车，滚筒直径：1.6m；宽度：1.5m；绞车 提升最大静张力：45kN；绞车提升最大静张力差：45kN。 JTPB-1.61.5JTPB-1.61.5 矿用防爆提升绞车的技术数据矿用防爆提升绞车的技术数据 内 容单位技术参数 个数 1 直径 m1.6 卷筒 宽度 m1.5 钢丝绳的最大静张力 KN45 负荷 钢丝绳的最大静张力差 KN45 最大钢丝绳的直径 mm24.5 钢丝绳 钢丝绳的破张力和 KN405 一层 240 二层 570 三层 850 提升距离 四层 m 1120 减速器速比 20 提升速度 m/s43.062.45 功率 kw185132110 电动机 转速 m/s992742591 机器重量（不包括电动机） kg10660 外形尺寸（长宽高） m 矿车：1 吨固定矿车，型号：MG1.1-6A。材料车：1 吨材料车， 型号：MC1-6A。平板车：1 吨平板车，型号：MP1-6；13.5 吨平板车， 型号：MPC13.5-6 第二节第二节 采区防排水和洒水采区防排水和洒水 一、防排水一、防排水 本采区内无老窑，采区涌水主要为采空区顶板裂隙水，采区水 文地质类型简单，预测正常涌水量为 80 m3/d，雨季为 100 m3/d。最 32 大用水量为 200 m3/d，雨季为 300 m3/d。 二采区为上山采区，在采区轨道上山下部设水仓。本采区水源 主要为老空水，采区涌水进入水仓，再由泵排至+1200m 水平轨道大 巷水沟，顺水沟流到井底水仓，然后排出地面 1 1、排水路线、排水路线 工作面顺槽二采轨道下山二采区下部水仓+1200m 水平轨 道大巷中央泵房副井地面矿井水处理站 2 2、排水系统概况、排水系统概况 采区水仓布置在采区轨道上山下头，布置内、外水仓。水仓一 侧设泵房。 二、洒水二、洒水 二采区用水来自副立井，经高压水管利用压力差输送至工作面。 1、供水管网布置 二采区工作面供水管路：地面水池（1599）副立井 （1599）井底车场（ 1599）1200m轨道大巷（ 1599） 二采区轨道（皮带） 上山15201（15202）工作面顺槽（ 895） 201（202）采煤工作面。 2、采煤工作面供水管路的安装 （1）工作面轨道顺槽供水管安装在轨道顺槽预采煤壁侧，吊挂 高度为最低点距轨面不低于 1.2m，每隔 50m 安装一个三通及 D20mm 的球阀，并在轨道顺槽入口安装一个 G219mm 的过滤器，具备反冲功 33 能。 （2）工作面运输顺槽供水管路安装在皮带另一侧，吊挂高度为 最低点距轨面不低于 1.2m，每隔 50m 安装一个三通及 D20mm 的球 阀；供水管路在煤流转载、装载、溜煤眼处必须安装支管三通及球 阀，并在运输顺槽入口安装一个 G219mm 的过滤器，具备反冲功能。 第三节第三节 采区供电采区供电 根据二采区生产布置情况，二采区内布置一个变电所变电所设 在二采区轨道上山 460m 处（采区泵房单独设立一个移动变电站） 。 该采区变电所采用双回路供电，两路高压电缆都来自中央变电 所。 采区主要负荷见下表 二采区主要设备负荷表 序号设备名称 功率 （kw） 电压 （V） 单位数量 小计 （kw） 备注 一回采工作面 1 采煤机 3551140/660 台 1355 34 2 刮板输送机 150660/380 部 1150 3 刮板输送机 180660/380 部 1150 4 转载机 40660 部 140 5 破碎机 55660 台 155 6 带式输送机 801140/660 部 180 7 乳化液泵站 55660/380 台 2110 8 喷雾泵站 22660/380 台 122 9 小水泵 2.2660/380 台 24.4 10 调度绞车 25660/380 台 250 11 阻化剂喷射泵 2.2380 台 12.2 12 煤电钻 1.2380 台 11.2 13 探水钻 4660/380 台 14 14 注水钻 4380 台 14 15 注水泵 2.2380 台 12.2 二掘进工作面 17 综掘机 2701140/660 台 1270 18 刮板输送机 40660/380 台 140 19 带式输送机 245660/380 部 190 20 转载机 401140/660 台 140 21 局部通风机 215660/380 台 260 22 调度绞车 25660/380 台 250 23 小水泵 2.2660/380 台 24.4 24 探水钻 4660/380 台 28 25 混凝土搅拌机 5.5660/380 台 15.5 26 混凝土喷射机 5.5660/380 台 15.5 27 装岩机 11660/380 台 111 28 煤电钻 1.2380 台 11.2 三采区上山 29 带式输送机 245660/380 部 190 30 提升绞车 1851140 部 1185 合计 1890.6 第五章第五章 采区通风与安全采区通风与安全 第一节第一节 采区通风系统采区通风系统 一、通风系统与通风方式一、通风系统与通风方式 35 矿井通风系统为中央并列式，即主斜井、副立井进风，回风立 井回风。通风方式为负压抽出式。二采区所有工作面的回风均由矿 井回风立井担负，回风立井位于井田大致中部，净直径为 4.5m，两 台主要通风机型号均为 FBCDZ6-No19A,配备电机功率为 2110Kw。一台工作，一台备用。 二、二采区主要通风路线二、二采区主要通风路线 新鲜风流副立井（主斜井）+1200m 水平轨道（皮带）大巷 二采区轨道上山下部车场 二采轨道上山（二采区皮带上山） 各用风地点（污风）二采回风上山+1200m 水平回风大巷回风 立井地面。 通风路线见附图 3。 第二节第二节 风量配备风量配备 一、风量计算一、风量计算 采区风量计算按实际用风地点实际需要风量之和计算 Q采区=（Q采+Q掘+Q峒+Q其它）K矿通 式中 Q采区采区所需总风量，m3/min; Q采采煤工作面所需总风量，m3/min; Q掘掘进工作面所需总风量，m3/min; Q硐硐室所需总风量，m3/min; Q其它其它巷道所需总风量，m3/min; K矿通矿井通风系数，取 1.25 1 1、回采工作面风量计算、回采工作面风量计算 36 （1） 、按回采工作面瓦斯涌出量计算 Q采 =100qk =1003.01.6=480m3/min 式中 Q采按瓦斯涌出量计算风量，m3/min; q回采工作面瓦斯涌绝对出量，3.0m3/min； k回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取 1.6。 （2） 、按人数计算 Q采=4N=475=300 m3/min 式中 Q综按回采工作面同时工作的最多人数计算风量， m3/min; 4 每人每分钟供风标准，m3； N工作面同时工作的最多人数，取 75 人。 （3） 、 按工作面温度计算 Q采=60VSKi =601.861.2=778m3/min 式中 Q采按工作面温度计算风量； V工作面适宜风速，采煤工作面风流温度按 1518考 虑，取 1.8m/s； S工作面平均有效通风断面，平均取 6m2； Ki采煤工作面长度风量系数，取 1.2； 经过以上计算，回采工作面取最大值 Q采=778m3/min 取 780m3/min。 按允许最高、最低风速验算： 37 VminSQ采VmaxS （15690 ）m3/min780m3/min （2406=1440） m3/min 式中 Q采回采工作面确定风量，m