并刷大原任家山煤矿主立井和副立井采矿设计.doc

内蒙古科技大学课程设计说明书第一章 矿井概况21.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。21.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式。31.3矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。41.4矿井提升运输系统及主要设备配备情况。5第二章开采技术条件62.1采区的位置及与相邻采区的关系62.2构造8构造形态，倾向，褶皱及断层，岩浆岩体侵入，地质构造类型。82.3煤层9煤层厚度、倾角、稳定性、结构。92.4顶底板岩性9顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性。92.5其它开采条件9瓦斯含量、自燃发火性、煤尘爆炸危险性、水文地质条件。9第三章采煤方法的选择123.1采煤方法的选择原则123.2采煤方法的技术分析123.3采煤方法的经济分析13第四章 采区巷道布置154.1采区主要参数的确定154.2采准巷道布置154.3采区主要设备配备情况164.4断面设计174.5回采巷道生产系统18第五章回采工艺设计195.1回采工作面参数选择195.2回采巷道布置215.3回采工作面设备选择225.4回采工作面回采工艺过程27第六章安全296.1安全技术措施296.2安全操作32第一章 矿井概况1.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。1.1.1.交通地理位置山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司位于山西省柳林县城北偏西直距约20km王家沟乡圪塔上村、延家峁村、任家山村、后备村一带，属柳林县王家沟乡管辖。井田地理坐标:东经1105215 1105411,北纬373614373731。井田位于柳林县城北20km处，紧靠柳林碛口公路，距孝柳铁路穆村站30km，距柳林结绳焉公路3km，交通运输条件便利。1.1.2.地形地貌井田地处晋西黄土高原，属吕梁山西侧的中低山区，黄土覆盖广泛，冲沟发育，地形起伏较大，地貌类型以侵蚀性黄土梁、峁为主，其次为黄土沟谷地貌中的冲沟，地势总体南高北低，地形最高点位于井田中东部山头，海拔1081.5m，最低点位于井田北部沟谷，海拔820.0m左右，最大相对高差261.5m。1.1.3.水系本区属黄河流域黄河水系，井田沟谷发育，无常年性水流，仅在雨季有洪水流出，并很快排干，季节性水流向西北汇入黄河。1.1.4.气象及地震情况井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，暖温带半干旱地区，气温变化昼夜悬殊，四季分明，降水量有限，多呈干旱状态，冬春季多西北风，少雨雪，夏秋季雨量集中，有时出现暴雨洪水灾害。据柳林气象站资料，各气象要素特征如下：（1）、气温:年平均8.8 ，1月份最低，平均为-7.6 ，极端值达-24.8 ，7月份最高，平均为22.6 ，极端值达37，平均温差30.2 。一般气温降至0的时间为10月中旬，回升到0以上的时间是翌年4月中旬。（2）、降水量和蒸发量:历年平均降水量为519.3mm, 最大降水量在7月份,为1299mm , 最小在12月份,为3.6mm . 雨量集中在7、8、9三个月，占全年的63%。蒸发量平均值为2141.9mm , 最大在6月份，平均为362.3mm。（3）、风向及风速:风向多为西北，风速年平均2.5m/s,最大在3-5月份，风速平均3.1m/s，最大风速18 m/s。（4）、霜期、雪期和冻土期：初霜期在10月份上旬，终霜期在次年3月份，一次最大积雪厚度为14-30cm。 最早冻土期在11月26日，最晚解冻日为翌年4月1日，最大冻土深度111cm。据GB50011-2001建筑抗震设计规范，柳林县抗震设防烈度为度区，设计基本地震加速度值为0.05g。据历年记载，历史上发生过数次地震，其中以1101年，1555年最强烈；其次1918年及1965年较强烈。1.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式。根据井田内8、9号煤层的赋存条件与地面地形特点，为合理开发全井田8、9号煤层，并最大限度的利用矿方已有的设施，1.2.1.开拓方案： 利用并刷大原任家山煤矿的主立井和副立井，做本次设计的副立井和回风立井。另在距原任家山煤矿主立井东北约150m左右处，新打一个主斜井，全井田采用一斜两立三个井筒开拓。主斜井落底于9号煤层，井筒净宽5.0m，斜长545m，倾角23，井筒内装备B=1000mm的胶带输送机及单钩串车，并设台阶、扶手，担负矿井提煤、进风及下大件的任务，是矿井的一个安全出口；副立井落底于9号煤层底板上，井筒净径由4.0m刷大到5.5m，垂深210m，井筒内装备双钩1t标准罐笼，设梯子间，担负矿井矸石、材料设备和人员等提升任务，兼做主要进风井和安全出口；回风立井净径由3.0m刷大至5.5m，落底于8号煤层，垂深181m，井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置，分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。设计主斜井落底于9号煤层，回风立井落底于8号煤层。副立井落底后设置9号煤层+690m水平井底车场。利用8号煤层与9号煤层的层间距，做一个井底煤仓。井底煤仓上口开口于8号煤层。过井底煤仓上口、沿正东正西方向在8号煤层和9号煤层重叠布置一组开拓巷道分别至井田西部边界煤柱线和井田东部边界煤柱线，当大巷掘进至井田东部煤柱线附近时，改为向北掘进，当大巷掘进至井田8号拐点处时，再改为向东掘进直至井田边界。每组开拓巷道设运输、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距30m。其中，运输、轨道巷道分别沿8、9号煤层布置，回风巷道沿8号煤层布置。其中布置于8号煤层中的轨道大巷通过轨道石门与9号煤层+690m水平井底车场相接，回风大巷与回风立井直接沟通。矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式选用连续牵引车牵引矿车运输。矿井采用中央并列式通风系统，主、副井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。1.3矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。矿井通风方式为中央并列式，采用机械风机抽出式通风。工作面采用单进、单回的U型通风系统。掘进工作面采用局部扇风机压入式独立通风。依据煤矿保安规程，采区变电所采用独立通风。其它硐室可采用新鲜风串联通风。1.4矿井提升运输系统及主要设备配备情况。1.4.1.主斜井选用带式输送机：输送机：DTC100/25/2185大倾角钢丝绳芯带式输送机，带宽B=1000mm，带速V=2m/s，输送机长L=570m，倾角=23，运量Q=250t/h。双滚筒双电机驱动，驱动滚筒为1000mm的胶面滚筒。尾部车载重锤。输送带：钢丝绳芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，ST1600。电动机：YB355M-4电动机（380V，185KW） 2台减速器：M3PSF70+冷却风扇 i=40 2台偶合器：YOTCS560 2个制动器：BYWZ5-400/121 2个逆止器：DSN090 2个1.4.2.副立井采用双钩罐笼提升方式：提升矸石时选用MGC1.1-6A，1t固定车厢式矿车，一部2JK-2.51.2/31.5型双滚筒绞车一部2JK-2.51.2/31.5型双滚筒绞车。1.5.矿井工作制度。按煤炭工业矿井设计规范规定，矿井设计年工作日为330d，三八制，两班生产，一班准备，每天净提升时间为16h。第二章开采技术条件2.1采区的位置及与相邻采区的关系2.1.1.采区位置赋存太原组下部，上距8号煤层平均15.24m，煤层厚度1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，井田内5个钻孔仅2个含1-2层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m，岩性为泥岩或炭质泥岩，总体上井田内煤层结构简单到复杂，煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。2.1.2.与相邻采区的关系整合后井田北与新民二矿相邻、东与山西柳林大庄煤业有限公司相邻、西与中铝碛口煤矿相邻、西南与碾墕煤矿相邻（见井田四邻关系图）。1. 新民二矿新民二矿始建于1949年，1956年正式投产，为国有煤矿，现开采4号煤层，生产规模为21万t/a，实际生产能力为21万t/a，采用立井开拓，分两个水平开采，采用长壁式开采，采煤机落煤，一次性采全高，顶板管理方法为全部跨落法，单体液压支柱型梁支护，中央并列式机械抽出式通风，该矿涌水量20m3-40m3/d，属低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸性，煤的自燃倾向性等级为级，属自燃煤层。经调查，新民二矿与本井田相接处不存在越界开采现象。2.柳林大庄煤矿有限责任公司柳林大庄煤矿有限责任公司始建于1947年，1996年改制成立大庄煤矿股份公司。井田内有三个坑口，即大庄煤矿、大庄4号坑口和三贤岔坑口。大庄煤矿位于井田中东部，建井于1947年，投产于1949年，主采9号煤层，在1995年开始开采8号煤层，1998年停产9号煤，后主采8号煤。初设计生产能力3万t/a，后经核定生产能力为9万t/a。采用一对竖井开拓，井田东部8、9号有部分采空区。采煤方法为走向长壁布置工作面，垮落法管理顶板。工作面采用金属摩擦支柱配合金属铰接顶梁支护，大巷用木棚架支护，井筒用料石砌碹。通风方式为中央并列式，采用机械抽出式通风方法。矿井一般涌水量12m3/d，井下建有水仓，采用水泵向地面集中抽排。属低瓦斯矿井。大庄煤矿4号坑口位于井田中北部，建井于1991年，投产于2000年，主采4号煤层。设计生产能力9万吨/年，核定生产能力为9万吨/年。采用一竖、一斜井开拓，生产水平为820水平，分为五个采区，现已采空。矿井生产中发现井田中部已是古空区。采煤方法为走向长壁布置工作面，垮落法管理顶板，工作面配有煤电钻，采用打眼放炮落煤，人工攉煤，刮板机运煤，大巷用矿车运输，斜井串车提升。工作面采用金属磨擦支柱配合金属铰接顶梁支护，大巷用木棚架支护，井筒用料石砌碹。通风方式为中央并列式，采用机械抽出式通风方法。矿井一般涌水量50m3/d，井下建有水仓，采用水泵向地面集中抽排。井下瓦斯相对涌出量为3.9m3/t，属低瓦斯矿井。三贤岔坑口位于井田北部，建井于1947年，投产于1949年，后再建于1971年，4号煤层已采空，2002年7月延深至8号、9号煤层。开采9号煤层。原设计生产能力3万吨/年，核定生产能力为9万吨/年。采用竖井竖井开拓，生产水平为747水平，在东部采空少部分。采煤方法为走向长壁煤采落煤，垮落法管理顶板，工作面配有煤电钻，刮板机运煤，大巷用矿车运输，罐笼提升。工作面采用金属磨擦支柱配合金属铰接顶梁支护，大巷用砌碹或工字支护，井筒用料石砌碹。通风方式为中央并列式，采用机械抽出式通风方法。矿井一般涌水量13.5m3/d，井下建有水仓，采用水泵向地面集中抽排。井下甲烷相对涌出量为4.32m3/t，属低瓦斯矿井。各可采煤层煤尘具有爆炸性，煤的自燃倾向性等级均为级，属自燃煤层。经调查，柳林大庄煤矿有限责任公司与本井田相接处不存在越界开采现象。3碾墕煤矿该矿为柳林县碾墕村村办煤矿，批准开采4、5号煤层，现开采4号煤层，生产能力为90kt/a，1993年建矿，1998年投产，开拓方式为一对竖井，采煤方法走向长壁式，放炮落煤，单体液压支柱配绞接顶梁支护，绞车提升，皮带刮板运输，机械抽出式通风，矿井涌水量为60.0m381.6m3/d，瓦斯相对涌出量1.64m3/t，属低瓦斯矿井。各可采煤层煤尘具有爆炸性，煤的自燃倾向性等级均为级，属自燃煤层。经调查，碾墕煤矿与本井田相接处不存在越界开采现象。4.中铝碛口煤矿现仍未进行开采。2.2构造2.2.1井田构造、倾向本井田总体为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，倾角29。本井田内未发现断层及陷落柱。今后生产中应注意隐伏断层和陷落柱，以防透水事故的发生。2.2.2 褶皱及断层本井田区域构造位置处于鄂尔多斯台坳之河东断凹，原三交勘探区东部。区域构造以褶曲为主，断裂较少。2.2.3 岩浆岩体侵入井田内未发现有岩浆岩侵入现象。2.2.4 地质构造类型综上所述，本井田构造属简单类型。2.3煤层2.3.1煤层厚度1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，井田内5个钻孔仅2个含1-2层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m。2.3.2 倾角、稳定性、结构本井田总体为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，倾角29。9号煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。2.4顶底板岩性顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。本次在补3号孔采样进行力学试验结果，顶板抗压强度72.0-77.6MPa，平均为74.4MPa；抗拉强度4.0-4.45MPa，平均为4.3MPa；内摩擦角4039，凝聚力系数9.4。底板抗压强度为61.6-76.8MPa，平均为71.2MPa；抗拉强度3.2-4.1MPa，平均为3.6MPa；内摩擦角3427，凝聚力系数4.7。2.5其它开采条件2.5.1 瓦斯含量原山西柳林森泽煤业有限责任公司现开采9号煤层，根据吕煤安字2007665号关于对山西柳林陈家湾赵家庄煤业有限公司等45对矿井2007度瓦斯等和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，矿井瓦斯绝对涌出量为0.53m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.67m3/min；瓦斯相对涌出量为2.80m3/t,二氧化碳最大涌量为3.54m3/t。矿井为低瓦斯矿井。根据上述资料，瓦斯对矿井建设和安全影响不大。但在实际生产中，必须注意工作面及采空区瓦斯的局部集聚和反常现象，采取严密的监测措施，确保生产建设安全。2.5.2 自燃发火性根据本次补3号孔8、9号煤芯采样，2009年10月12日由山西省煤炭工业局综合测试中心检验结果：8号煤层吸氧量0.59cm3/g，自燃等级为，倾向性质为自燃。9号煤层吸氧量0.67cm3/g，自燃等级为，倾向性质为自燃。由上可知井田4号煤层为不易自燃煤层，8、9号煤层为自燃煤层。今后在开采8、9号煤层时，建议在今后工作中应做好巷道及采空区密闭工作，保证安全生产。2.5.3煤尘爆炸危险性根据2006年5月7日由国家及煤化工产品质量监督检验中心对本矿4号煤层爆炸性测试报告，其煤尘火焰长度300mm，加岩粉用量95%，煤层煤尘具有爆炸危险性。根据本次补3号孔8、9号煤芯采样，2009年10月12日由山西省煤炭工业局综合测试中心检验结果：8号煤层火焰长度80mm，抑制煤尘最低岩粉量65%，煤尘具有爆炸性。9号煤层火焰长度320mm，抑制煤尘最低岩粉量80%，煤尘具有爆炸性。由上可知井田4、8、9号可采煤层煤尘均有爆炸性。该矿应做好综合防尘工作，防止发生煤尘爆炸事故。因此，在生产中要做好煤尘爆炸的预防和隔爆措施，消除巷道积尘，在巷道撒布岩粉，洒水防尘，杜绝引爆火源，防患于未然。2.5.4 水文地质条件井田内，4号煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，8号和9号煤层直接充水含水层为太原组砂岩、灰岩裂隙含水层，各含水层富水性弱。4号煤层为裂隙充水矿床；8、9号煤层为岩溶充水矿床。综上所述，矿井无地表水体，各含水层补给主要为大气降水，地下水补给条件差，含水层之间水力联系差，但采空区有积水。按照煤矿防治水规程（国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2009.9.21）标准，矿井水文地质类型为中等类型。第三章采煤方法的选择3.1采煤方法的选择原则根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下原则。（1）与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。（2）依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。（3）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。（4）保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。（5）提高资源回收率，减少资源损失。3.2采煤方法的技术分析回采工作面的煤层厚度平均是2.59m，属于中厚煤层，可以运用综采、炮采和普采：(1) 炮采主要是采用爆破落煤的方式，一般适应于地质条件复杂、断层多的煤层赋存条件，它的优点是适应性强，搬家灵活，缺点是爆破管理难度大，安全性差，有引发瓦斯爆炸等的隐患存在，还有就是产量不高，机械化程度不高，人工因素较大，属于逐步淘汰的一种工艺。 (2)普采一般是使用单体液压支柱配合采煤机进行回采，应用也相当广泛，在薄及中厚煤层中应用较多。优点是长壁式开采应用较好。缺点是产量拿综采比还是少了点，同时支护上管理也不如综采。如遇到复杂条件，搬家倒面难度相对较大一点。 (3)综采则是采煤机、液压支架、破碎机、乳化液泵、桥式转载机、移动变电站、皮带运输机等基本上机械化程度较高的一种采煤工艺。优点非常明显，安全性好，机械化程度高，产量大。缺点是搬家倒面费时费工，遇到复杂地质条件比如大断层比如变薄带就非常麻烦，还有就是对地质条件要求较高，原则上煤层赋存稳定，倾角一般在15度以下，最大不宜超过25度。3.3采煤方法的经济分析3.3.1矿井设计的主要技术经济指标（1）矿井设计生产能力：120万t/a，服务年限 11.6a。(2)井巷工程量：井巷工程总长度11656m，掘进体积140092m3，万吨掘进率129.5m。(3)矿井占地面积6.05ha。 (4)工业建(构)筑物总面积8019m2，总体积82339m3。胶带走廊长260.4m，行政、福利建筑物总面积11577m2，全部为新增面积。(5)综合建井工期：24个月；(6)矿井在籍人数527人，矿井全员效率8t/工；(7) 本次设计新增固定资产投资概算总额为30093.54万元。其中井巷工程为8225.54万元，土建工程5365.50万元，设备及工器具购置9291.82万元，安装工程2553.16万元，其他基本建设费用4657.52万元，工程预备费2106.55万元。吨煤投资364.55元。铺底流动资金1341.92万元，建设期利息602.78万元。建设项目总资金为34144.80万元。(8)吨煤投资：364.48元/t；(9)原煤吨煤成本：157.73元；(10)投资回收期：4.65a。3.3.2采煤方法的选择根据综合分析回采工作面选用综采采煤法，该采煤方法有以下优缺点。优点：（1）单产高，经济效益高。（2）可减少设备的搬家次数与费用。（3）工人劳动强度低，安全强度高。缺点：（1）工作面设备多、生产管理较复杂。（2）搬家较麻烦。（3）地质条件要求较高。 鉴于以上各方面的资料和采煤方法的选择原则，为提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平以达到矿井高产高效的目的。简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造 舒适的井下工作环境。提高资源回收率，减少资源损失，因而综合机械化采煤较合适。第4章 采区巷道布置4.1采区主要参数的确定（1）采区走向长度：长处1.78km，窄处1.195km；（2）采区倾向长度：长处1.425 km，窄处0.744km；（3）采区生产能力：120 Mt/a；（4）煤层平均厚度：2.59m；（5）煤层视密度：1.43t/ m3（6）工业储量：因为煤层为不规则形状，根据煤层经纬线图，用作图软件计算出煤层面积为2127425 ，所以工业储量为：21274252.591.437.88Mt采区为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，倾角29。本井田内未发现断层及陷落柱，走向长度约为1.85km，倾向长度约为1.425 km，采区的煤层厚度为1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m，工业储量约为7.88Mt。4.2采准巷道布置根据本井田煤层赋存特征及地质条件，其倾角在29左右，采区的形状为不规则的多边形，所以采区巷道布置设计提出三种方案：方案：在煤层走向较长处，沿煤层走向，在采区右边界处分别开通与西翼轨道大巷、西翼运输大巷、西翼回风大巷联通的三条煤层上下山，然后沿煤层倾向布置工作面，从煤层左侧向新开拓的巷道推进。在煤层走向较窄处，直接开通与西翼轨道大巷、西翼运输大巷、西翼回风大巷联通的三条煤层上下山，然后沿煤层倾向布置工作面，从煤层左侧向新开拓的巷道推进。方案：在煤层走向边界中部沿煤层倾向开拓三条与西翼轨道大巷、西翼运输大巷、西翼回风大巷联通的三条煤层上下山，形成采区式双翼工作面，从煤层两侧向新开拓的巷道推进。方案：采用单工作面带区式布置，区段运输巷道和区段回风巷道分别布置在沿着带区走向两侧，在带区尽头布置开切巷道，沿煤层倾向布置工作面，向大巷推进。方案一加长了工作面的推进长度，减少了工作面的搬迁次数，并且减少了三角煤，但是需要新开凿上下山，增加了巷道的开拓量，使回采系统变的复杂；方案二同样需要新开凿上下山，而且使工作面的推进长度悬殊较大；方案三留下了70m宽的煤单独开采，但是巷道开拓量少，系统简单，运输方便，所需费用也较低。所以综合比较，本煤层采用方案三。4.3采区主要设备配备情况4.3.1矿车本次设计根据矿井生产能力，煤层埋藏条件选用1t固定式矿车、1t、3t材料车和1t 、3t平板车，配备油脂专用车、重型平板车等。4.3.2西翼运输大巷带式输送机(1)输送机：选用DSJ100/60/1602整体带芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长前期LH=300m，后期LH=893m，运量Q=600t/h。驱动方式为头部两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为1000mm的胶面滚筒。尾部重锤张紧。(2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，PVG1600S(3)电动机：YB315L1-4电动机（660V，160KW） 2台(4)减速器：B3SH12 i=31.5 2台(5)偶合器：YOXFZ500(防爆) 2个(6)制动器：BYWZ5-400/80(防爆) 2个(7)拉紧装置：重锤张紧 1套4.3.3西翼轨道大巷辅助运输设备选用SQ-60/55型无极绳连续牵引车。4.3.4排水设备经设计计算可选择MD85-456 n=2950耐磨离心式水泵3台，1台工作，1台备用，1台检修。4.3.5通风设备根据通风机的风量和静压，本次设计选用FBCDZ-8-24B型风机，配用电机为YBFe450S3-8，功率250KW2，10KV，该风机风量范围72-160m3/s，负压范围900-3400Pa。4.4断面设计赋存太原组下部，上距8号煤层平均15.24m，煤层厚度1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，井田内5个钻孔仅2个含1-2层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m，岩性为泥岩或炭质泥岩，总体上井田内煤层结构简单到复杂，煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。4.4.1工作面边界煤柱尺寸工作面边界煤柱是将两个相邻工作面隔开，防止万一发生火灾。水害和瓦斯涌出时相互漫延；避免从采空区大量漏风，影响正在生产得工作面风量。工作面边界煤柱一般留设宽度10m左右。 4.4.2回采巷道断面形状根据采矿工程设计手册，当巷道围岩比较稳定，矿山压力不大，服务年限不长时，一般宜选用矿用工字钢支架、锚杆支护，其断面形状一般为梯形或矩形。而矩形断面利用率较高，多用于顶压、侧压都较小，维护时间不长的回采巷道，梯形巷道顶板暴露面积较矩形小，可减少顶压，能承受稍大的侧压，多用于采区巷道。所以巷道断面选择矩形。4.4.3回采巷道断面尺寸根据煤炭工业矿井设计规范巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备和管线安装、检修和施工等需要，且必须按服务期间支护最大允许变形后的断面计算。综采工作面运输巷的净断面积不得小于12 m2，回风巷的净断面积不得小于12m2。矩形巷道断面净宽不宜小于2.0 m。且回采巷道的宽度一般为2.55 m，综采工作面取大值。矩形巷道的净高，系指自道碴面或底板至顶梁或顶部喷层面、锚杆露出长度终端的高度。对于区段巷道，净高应不小于2.0 m.根据煤层厚度及所选设备尺寸，运输顺槽和回风顺槽高度均取3m。4.4.4回采巷道支护方式根据采矿工程设计手册缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩分类及推荐支护措施，确定工作面顺槽采用锚网支护。4.5回采巷道生产系统运煤系统：采煤工作面-区段运输巷-西翼运输大巷（沿9#煤层） -主斜井-地面运料系统：地面-副立井-井底车场-西翼轨道大巷（沿9#煤层）- 下区段回风巷-采煤工作面通风系统：副立井、主斜井-西翼运输大巷（沿9#煤层）、西翼回风大巷（沿8#煤层）、-下区段回风巷、区段运输巷 -区段回风巷-西翼回风大巷（沿8#煤层）-回风立井-地面第五章回采工艺设计5.1回采工作面参数选择5.1.1工作面长度工作面长度的增加有利于提高采区回采率，降低巷道掘进率，减少工作面辅助作业时间，提高工作面开机效率，从而提高工作面单产。在不受地质构造条件的影响下，缓斜煤层综采工作面长度不小于160m；普采工作面长度在中厚煤层中不小于140m，在薄煤层中不小于120m，炮采工作面长度可取80120m。随着工作面装备水平和管理水平的提高，国内长壁工作面长度有逐渐加大的趋势。200以来，我国神东矿区最长的工作面长度达到了360m。本矿井煤层赋存平缓，采用综合机械化采煤，装备先进，有利于工作面长度的提高，同时在充分考虑了采区边界形状的情况下，设计9#煤层2采区为带区式准备方式，并将整个采区划分为9个工作面，工作面的长度为175m。5.1.2工作面推进度按工作面日生产能力要求，每天割6刀，采煤机截深选取0.8m。所以：（1）工作面日进度：80.8=6.4m/d（2）工作面年进度：6.43300.9=1900.8m/a5.1.3工作面产量该工作面采用“三八”制作业方式作业，两班生产，一班检修。(1)循环生产能力Q循=LSmC式中：Q循：循环生产能力S：循环进度（截深） 取S0.8mm:采高 取 m2.59mL：工作面长度（平距帮-帮） 取 L175m：9#煤的容重 取1.43t/m3C：回采工作面回采率 取C95%Q=1750.82.591.430.95=492.6t/循环（2）日生产能力：按工作面日生产能力要求，每天割8刀，则Q日=8Q循=8492.6=3940.8t/天（3）月生产能力：Q月=30Q日=303940.80.9 10.64万t/月式中：月生产能力：月循环率 取=90%（4）年生产能力;Q年=Q月12=10.6412=127.68万t/年（5）验证采区生产能力：A=k1k2Q年=1.10.95127.68=133.42万t75%93%中厚煤层80%95%薄煤层85%97%5.2回采巷道布置5.2.1回采巷道布置方式根据煤层赋存条件及开拓巷道所在位置,煤层为近水平煤层且整个井田内地质构造少，煤层厚度较稳定，所以综合考虑采用倾斜长壁综合机械化采煤工艺,从运输大巷直接在煤层中掘进运输顺槽,从回风大巷直接在煤层中掘进回风顺槽,掘开切眼布置工作面。垂直运输，把井田划分为9个条带，在条带内布置倾斜长壁工作面，保护煤柱的宽度设为10m，回采工作面长度为175m，工作面年推进长度约为1584m，工作面运输顺槽和回风顺槽采用双巷布置、双巷掘进。保护煤柱最东侧为区，即 090201工作面，然后分别由东向西依次开采。5.2.2断面形状根据采矿工程设计手册，当巷道围岩比较稳定，矿山压力不大，服务年限不长时，一般宜选用矿用工字钢支架、锚杆支护，其断面形状一般为梯形或矩形。而矩形断面利用率较高，多用于顶压、侧压都较小，维护时间不长的回采巷道，梯形巷道顶板暴露面积较矩形小，可减少顶压，能承受稍大的侧压，多用于采区巷道。所以巷道断面选择矩形。5.2.3支护方式根据采矿工程设计手册缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩分类及推荐支护措施，确定工作面顺槽采用锚网支护。5.2.4断面积根据煤炭工业矿井设计规范巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备和管线安装、检修和施工等需要，且必须按服务期间支护最大允许变形后的断面计算。综采工作面运输巷的净断面积不得小于12 m2，回风巷的净断面积不得小于12m2。矩形巷道断面净宽不宜小于2.0 m。且回采巷道的宽度一般为2.55.5 m，综采工作面取大值，取4m。5.2.5绘制断面图见附图5.3回采工作面设备选择根据采区工作面生产条件和生产能力，考虑到各采煤设备之间的配套关系，矿井主要采煤设备选型如下：5.3.1采煤机：选用4MG200型采煤机采煤机型号4MG200采高m1.43.0截深mm800适应倾角35滚筒直径mm1250、1400、1600滚筒转速r/min41.5、48.9、60.5摇臂长度mm1394摇臂摆动中心距mm3786牵引力kN250牵引速度m/min0-6.0牵引型式mm液压、齿轮、销轨机面高度mm1174最小卧底量158灭尘方式内外喷雾装机功率kw200电压V1140机重T21配套输送机SGB630/220（2）采煤机生产能力 理论生产率：Qt=60HBVqp 式中：H工作面平均采高，mB截深，mvq 采煤机截割时最大速度，m/min p煤实体密度，t/ m3Qt=602.590.861.43=1066.7t/h实际生产率：Q= k1k2Qt式中：k1采煤机辅助工作时间折算系数，一般取0.50.7，取0.6 k2停机时间折算系数，一般取0.60.65；取0.6Q=0.60.61066.7=384t/h5.3.2可弯曲刮板输送机： （1）刮板输送机运输能力QG1QK13841.2460式中：QG1刮板输送机运输能力，t/h； Q采煤机生产能力， t/h。考虑设备装载不均衡性，采煤机运输机同向行驶时的调整数，设计确定工作面刮板机运输能力为500t/h。用SGZ630/220刮板输送机。（2）、刮板机铺设长度SGZ630/220刮板输送机主要技术参数：刮板机型号SGB630/220设计长度180m输送量500t/h链 速1.07m/s装机功率220kw中部槽格1500730222mm5.3.3转载机：张家口煤机厂的SZB730/75型转载机，用于中厚煤层顺槽转载，装机功率75kW，输送能力630t/h，出厂长度2.5m，供电电压660V.5.3.4可伸缩胶带输送机：选用西北煤机厂生产的S-100/261型号的输送机，输送量为700t/h,带宽1200mm，速度为3.15m/s 最大输送长度为1000m，主机功率为2132kw，供电电压660V。5.3.5固定式胶带输送机：选用衡阳运输机厂、温县煤机厂、焦作起重运输厂联合生产的D75固定式带式输送机，带宽1400mm，带速1.6m/s，输送能力753t/h。5.3.6液压支架：本设计布置的是综合机械化工作面，本矿顶板属稳定性岩层，支柱支护高度按开采煤层厚度和顶板压力确定。（1） 支架高度 Hmax= hmax+S1 Hmin = hmin-amin-b-S2 式中:Hmax支架最大高度，mHmin支架最小高度，mhmax煤层最大采高，取3.5mhmin煤层最小采高，取1.55mS1考虑伪顶冒落的最大厚度，一般取200300mm；S2顶板最大下沉量，一般取200mm；amin 为支架移架所需最小降架量，取50mm；b为浮煤厚度，按50mm计算。Hmax=3.5+0.2=3.7mHmin=1.55-0.2-0.05-0.05=1.25m（2）支架工作阻力液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。根据本矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法（估算法）计算液压支架的工作阻力，公式如下： PNhlQ=0.0098NhlF式中 ： P液压支架的工作支护强度，Mpa；N支架载荷相当采高岩重的倍数，中等稳定顶板以下取N=68;h采高，按平均采高取2.59m；l顶板岩层的容重，一般取2.5t/m3；F支架支护的顶板面积，综合考虑取5 m2；P=（68）2.592.5=38.8551.8（t/m2），取0.6MpaQ=0.00985（68）2.592500=19032538KN 液压支架支护效率按0.95考虑，则支架工作阻力为2671kN。即液压支架的工作阻力应不低于2671kN。（2） 选型综合以上所确定的架型和计算的参数，根据支架技术特征表选择ZZ4000/12/35型支撑掩护式支架。其技术特征参数如下表：注：采高达到2.52.8m以上时，需要选择带有护帮装置的液压支架。要考虑是否需设防倒防滑装置。我国缓倾斜煤层工作面顶板分类方案中规定：煤层倾角大于15，支撑式支架应带有防滑装置；煤层倾角大于18，掩护式和支撑掩式支架应带有防滑，防倒和调架的装置；考虑到支架对底板的最大比压，防止支架底座会被压如底板。 ZZ4000/12/35型支撑掩护式支架特征参数支撑高度（m）中心距（m）工作阻力(kN)初撑力(kN)支护强度(Mpa)地板比压(Mpa)质量（t）适应角度1.23.51.5400024000.670.99.258355支架布置台数 n=L/A式中：-支架布置台数； -工作面长度，175m； -一台支架支护宽度，通常为1.5m。即：n=175/1.5=116.7，取117台。 5.3.7乳化液泵站及喷雾泵站1、乳化液泵站输出的液流压力应满足液压支护设备额定工作压力的需要，并考虑管路阻力所造成的压降，可根据工作面液压支护设备的性能要求来确定。 2、乳化液泵的单机额定流量和泵的台数应满足工作面液压支护设备操作的需要。 3、乳化液箱的容量应满足多台同时运行的需要。根据以上所选设备，乳化液泵站选用2台无锡煤机厂生产的XRB2B80/150型泵站并联运行即可满足要求，泵站额定流量80L/min，额定压力为16MP，电机功率为30kW。为使系统可靠，再备用同型号的乳化液泵站1台。乳化液箱应与所选用的乳化液泵站相配套,选用RX80/6.3型乳化液箱。喷雾泵站选用南京豪辛柯机械制造有限公司生产的S25PB200/5.5-6.3型喷雾泵站，电机功率30kW，泵站压力5.5Mpa，额定流量200L/min。选用2台喷雾泵，1台工作1台备用。5.4回采工作面回采工艺过程5.4.1回采工作面的作业形式该工作面采用“三八”制作业方式作业，两班生产，一班检修，每班工作八小时。5.4.2回采工作面劳动组织形式工作面采用专业工种和综合工种相结合追机作业的劳动组织形式，为保证设备的正常运行，要设置采煤机、工作面刮板输送机、液压支架、转载机、电器设备、泵站等设备的包机组。按劳动组织， 实行“三定”即定员、定额、定岗位。5.4.3工作面循环方式、昼夜循环数、循环进度（1）循环方式：工作面进一刀为一个循环（2） 昼夜循环数：按照采区生产能力要求，昼夜循环数：8个（3）循环进度：按照所选采煤机型号，其截深为0.8m，工作面进一刀为一个循环，则：循环进度：0.8m5.4.4回采工作面破、装、运、支、处五大工序的进行方式和相互配合关系。（1）落煤方式：煤层平均厚度2.59m，倾角29，采煤机的割煤是通过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行的作用进行截割的。（2）割煤工序工作面采用双向割煤、往返一次割两刀煤工序：双向割煤：采煤机进刀方式采用端部斜切割三角煤进刀。进刀完成后，采煤机沿工作面向另一端割煤，第三个液压支架开始放煤，回到端部完成一个循环，工作面推移2个截深。然后采煤机进刀割下一刀煤，直至顺槽，完成下一个循环。（3）装煤方式装煤是通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的，将煤壁上切割下的煤运出，再利用滚筒上的螺旋叶片将煤抛至刮板输送机溜槽内运走。5.4.5绘制回采工作面布置图见回采工作面布置及设备平面图。5.4.6绘制回采工作面循环作业图表（包括回采工作面循环作业图、劳动组织表、主要技术经济指标表）见回采工作面布置及设备平面图。第六章安全6.1安全技术措施6.1.1顶板事故的预防措施。（1）采煤工作面支架选择根据地质资料，8号煤层顶板为灰岩，底板为砂岩、砂质泥岩，属于中等稳定类型。经顶板荷载计算和煤层厚度变化对支架支撑高度的要求，8号煤层液压支架选用ZZS6000/17/37型液压支架，支护高度为1.7-3.7m，支护强度为0.81MPa。上、下顺槽中采用单体液压支柱配型梁超前支护。（2）主要巷道支护方式井下主要开拓巷道均采用锚网索喷（锚杆、喷浆和金属网）加强支护形式，在顶板破碎或围岩破坏严重地段采用锚梁网喷（锚杆、喷浆、钢筋托梁和金属网）支护，也可考虑通过增加锚索补强。（3）顶板管理积极开展回采工作面矿压观测工作，掌握矿压显现规律，在初次放顶和周期来压期间采用安全措施。回采工作面支架排放整齐，移架及时，尽量减小控顶距，以防冒顶事故。掘进工作面应根据其支护方式不同采取相应技术措施，砌碹巷道壁后充填必须严密；锚喷巷道喷厚一定要满足设计要求，并测定围岩松动圈和锚杆的锚固力，确保其强度和支护效果。6.1.2防尘降尘措施矿井粉尘主要是煤尘和岩尘。粉尘对工作的身体健康影响较大。长期吸入粉尘，轻者会引起呼吸道炎症，重者可导致尘肺病。另外，粉尘还可直接刺激皮肤、眼膜，引起炎症，进入耳内，使听觉减低。作业地点粉尘过多，会影响视线，不利于及时发现事故隐患。煤尘在一定条件下，会引起燃烧和爆炸。煤尘主要产生在回采工作面，是由于顶煤冒落、采煤机高速切割煤体和运输过程等产生的。另外在煤巷掘进头、煤仓下口装载点、煤炭运输转载过程中也产生一些煤尘。岩尘则主要是掘进岩石巷道或煤巷卧底和破顶时产生的。防尘降尘措施有： 1、回采工作面须采取煤层预注水，增加煤层湿度，降低煤尘。2、凡落煤、转载点等易产生煤尘的地点须配置喷雾洒水装置。3、定期清理巷道和进行冲刷煤壁，以减少巷道中的煤尘。4、定期在转载点等产尘地点撒布岩粉，中和生产过程中产生的煤尘。5、采用湿式钻机打眼、水封或水炮泥爆破。6.1.3防灭火措施（1）火灾隐患分析井下火灾容易发生在高温、高热以及电气设备附近。设计的井下电器设备均选用矿用防爆与本安型，设置了较完善的防火及消防洒水系统，并在井下易产生高温、明火的地点设置了温度、烟雾传感器，能够有效的控制火灾发生。（2）耐火等级建筑物的设计，应符合现行国家标准建筑设计防火规范(GB50016-2006)的规定，建筑设计防火规范(GB50016-2006)中没有规定的，建筑物的耐火等级则应符合现行国家标准煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005)表18.1.7规定。本设计中，建筑物耐火等级为二级的有油脂库、主井井口房、综采设备库、煤仓、机修车间、锅炉房、选矸楼、主井空气加热室、副井空气加热室、联合建筑、矿办公楼、单身宿舍、门卫室、公厕等。建筑物耐火等级为三级的有坑木加工房、器材库、净水车间等。（3）消防设施1)井下防灭火 “预防为主，消防并举”是矿井防火的基本原则。(1)禁止一切人员携