采矿工程矿井设计论文.doc

第一章 矿井概况第一节 井田地质特征一、矿井概述1.地理位置大同矿区位于晋北，地跨大同、左云、右玉、山阴等五个县市。忻州窑矿位于大同煤田东北端，大同市SW75，距大同市17.5kM，距口泉站5.3kM。井田内有五九公路贯穿，交通方便。忻州窑矿北邻云岗矿和晋华宫矿，东接大同市地方煤矿和小煤窑采空区，西南和西面为煤峪口矿。井田走向长4.179 kM，倾向长4.588kM，面积14736634.64。地理坐标为东经1137，北纬404。2.地形、地貌特点井田内为低山丘陵黄土地貌景观，地形比较复杂，黄土梁及“V”字沟谷发育，地势大致为北西高，东南低，地表最高点位于井田东部边界，高程1299.91m,最低点位于井田东南忻州窑沟内，高程1132.8m，相对高差204.13m。3.交通条件忻州窑矿S27W为同蒲铁路运煤专线站口泉站。北同蒲线往南至太原，往东和往西有京包线，井田中部有大同至左云公路由南往北贯区，东南角与同泉路相接，交通条件四通八达。井田内有五九公路穿越而过，每日有班车通往各处，十分方便。4.气候条件本区属典型的大陆性气候，半干旱地区，其特点冬季严寒，夏季炎热，风沙严重，昼夜温差较大，现将具体资料分述如下：气温：一般较低，以年温差大为特点，年平均气温为5.1，极端最高气温在39.9，极端最低气温在-35。冻土：历年来冻土月份为11月至第二年4月份，最大冻土深度1610mm。降水量:降水多集中在7、8、9三个月，约为全年降水量的60-75%，历年平均最大降水量为628.3mm，历年平均最小降水量为259.3mm，历年平均降水量448.7mm，最大日降水量为79.90mm。蒸发量：历年来蒸发量大大超过降水量，年一般蒸发量在1644-2105mm之间，平均蒸发量为1847.8mm。风：大同地区一向以风沙多而著称，西北风几乎贯穿全年，每年有风时间占全年总时间的70%，多集中在冬春季节，年平均风速为3.2m/s，最大可达17m/s。 5.地震属地震裂度度区，根据中国地震动参数区划图，本地区地震烈度为7度，所属地震动峰值加速度分区为0.10.15g。 6.矿井周边小窑情况井田内小窑有五座：分别是大同市南郊区云岗镇刘官庄村股份煤矿，批准开采3#层；大同市南郊区云岗镇张榆联营煤矿，批准开采2#、7#层；大同市南郊区水泊寺乡泉子沟煤矿，批准开采2#层；大同市南郊区平旺乡煤忻煤矿，批准开采12#、13#层。井田周边小窑有六座，分别是大同市南郊区兴旺煤矿，批准开采9#、10#、-12-1#合并层。大同市南郊区口泉乡三脚沟煤矿，批准开采石炭系3#、5#、8#煤层；大同市城区新河煤矿，批准开采10#、15#煤层；大同市南郊区平旺乡大北沟村煤矿，批准开采10#层；大同市矿区大北沟联营煤矿，批准开采7#、9#、10#、12#层；大同市精通实业公司兴旺煤矿，批准开采9#、10#、12#煤层。7.矿区工业概况及建材供应情况矿区地处山区，土地贫瘠，又受干旱影响，基本没有农作物。工业生产主要是采煤，在矿区内有砖瓦厂、水泥厂，沙石能就地解决，其它钢材等靠外购。8.河流水源、电源情况本区属海河流域，桑干河水系，井田内无大的地表水体，较大的沟谷为明灯寺与忻州窑沟，且常年无水，只是在雨季有短时洪水流经，并与甘河相接，向东汇入桑干河。忻州窑沟为本区主要河沟，由西北向东南斜穿本井田，经过主、副井口附近，全长8700m，汇水面积28kM2，平时仅有矿井排水，洪水季节水位突然猛涨。一般使用明灯寺水厂供水。矿井供电主要来自忻州窑变电站，该变电站由双回路电源供电，分别为煤州线和四州线，供电电压35kV，经两台6300kVA主变降压后输出6kV电压。二、井田地质特征1.地层A寒武系中统为紫红、猪肝色页岩，灰色白云质灰岩，与下部地层整合接触关系。B寒武系上统为深灰色及浅灰色灰岩，灰色竹叶状灰岩、页岩及泥灰岩等。与下部地层整合接触关系。C石炭系中统本溪组厚15.3-35.36m，平均厚度25.93m。下部为紫红色、暗红色粉砂岩及风化壳成岩物质，上部为紫红色、灰绿色泥岩，粘土岩夹粉砂岩及细砂岩，中下部有1-2层铝土质岩层。与下部寒武系灰色竹叶状灰岩地层为平行不整合接触关系。D石炭系上统太原组厚15.66-67.81m，平均厚度40.67m，为大同煤田下部含煤系地层。岩性中上部以深灰色、黑灰色泥岩，碳质泥岩为主，下部以灰色、灰白色粗砂岩为主，夹粉砂岩及碳质泥岩或二者互层。主要含三个煤组，1-5号煤组，89号煤组，10号煤组。煤层总厚度2.5-26.4m，煤层结构复杂。本组与下部地层整合接触关系。E二叠系下统山西组厚6.51-58.54m，平均厚度24.41m。上部以灰色细砂岩为主，局部为灰色中粒砂岩、中下部为灰色粗砂岩，含煤三层，但均不可采，与下部地层整合接触关系。F侏罗系下统永定庄组厚19.69-83.80m，平均厚度56.68m。上部主要为紫红、杂红、灰色粉砂岩，中部为灰白色中粒砂岩、底部为灰色粗砂岩。与下部地层为微角度不整合接触关系。G侏罗系中统大同组为大同煤田上部主要含煤地层，厚度116.09-248.0m，平均厚度216.0m。为灰白色中粗砂岩，灰白色细粉砂岩，碳质泥岩组成。中粗砂岩成分为石英、长石及少量云母等，胶结物主要为泥质与钙质，大同组底部普遍发育一层粗砂岩。与下部地层平行不整合接触关系。H侏罗系中统云岗组岩性为白色、灰白色中、粗砂岩，上部为灰黄色，紫色、紫红色、灰绿色砂岩、粉砂岩及砂质泥岩组成，底部为灰白色含砾粗砂岩或砾岩（K21标志层）；厚11.14-210.69m，平均厚124.42m，与下伏地层呈整合接触。I第四系中、上更新统分布于梁茆及沟谷两侧，上部为浅黄、褐黄色松散状黄土，下部为棕红色亚粘土、亚砂土；厚0-37.2m，平均8.46m，与下伏地层呈角度不整合接触。J第四系全新统分布于沟谷内，由现代河流冲积、洪积物组成，与下伏地层为不整合接触。上述所叙井田内地层，除寒武系外，其它地层在钻孔中均有揭露，而且与大同煤田东部边缘出露地层可靠对比，尤其含煤地层，在大同煤田内均有煤矿开采，其对比标志层明显，可将大同组地层与太原组地层可靠对比。附地质综合柱状图图1-1 综合柱状图2.煤系地层井田为双纪煤田，上煤系为侏罗系大同组和云冈组，下煤系为石炭系太原组和二叠系山西组。上煤系大同组由陆相碎屑及煤层组成，底部K11为含砾粗砂岩，出露厚度116.09-248.0m，平均210m，含煤20层其中可采13层，煤层平均厚度22.69m，含煤系数10.8云冈组主要由砾岩及砂岩组成，夹薄煤层1-3层，局部可采。下煤系太原组主要由砾岩、砂质页岩与煤层组成，底部为砾岩和含砾粗砂岩，太原组厚15.66-67.81m，平均40.67m，含煤1-5层，可采煤层两层，上煤层为层1- 5#（20m），见煤钻孔厚0.1518.40m，平均5.21m,下煤层为层8-9#（5m），见煤钻孔厚1.905.77m,平均厚3.08m，太原组煤层平均总厚9.8m，含煤系数24.09，太原组煤层中含多层夹矸，煤厚向东变薄，逐渐尖灭，煤质为气煤。3.地质构造忻州窑井田位于大同煤田向斜的东北端，井田呈一不对称的向斜构造（忻州窑向斜）。向斜轴位于井田中央，南部与煤峪口向斜相接，呈一弧形向斜轴走向，井田南部为NW10，向北逐渐转为NE40延至晋华宫矿，向斜轴略有起伏，下部分向北倾伏。向斜西翼平缓，倾角15，东翼较陡，倾角220，向斜西翼煤岩层稍呈波状起伏，形成宽缓的次一级褶曲。井田范围内没有大的断层和陷落柱，地质构造比较简单。4.水文地质1.区域水文地质概况本井田水文地质条件简单。含水层主要有三个：覆盖层及风化层段含水层，为孔隙、裂隙含水层，水位不稳定，出水量4795m3/d；石炭二叠系煤系地层含水层，主要为砂岩裂隙含水层，水量微弱，仅为0.01m3/d；奥陶系灰岩含水层，主要为岩溶、裂隙含水层，伏于井田深部，水位深度为215.01250.24m，水位标高为1161.581200.58m。抽水试验结果，降深3.18m，单位涌水量0.934L/min。.2.矿井充水条件 井田所属区域属于高寒地带，本区云岗组及大同组的岩层微含水，其它均无含水层。3.矿井涌水量本区云岗组及大同组的岩层微含水，地表雨水通过断层裂缝渗入井下，开采过程中，煤层的滴水和淋水是矿井水的主要来源。据记载目前矿井正常涌水量为2300 m3/d，最大涌水量为6000m3/d,含水系数0.40.5，不随产量增加而增加。4.矿井主要水害及其防治措施矿井充水因素主要为顶板以上砂岩裂隙水，由于山西组砂岩含水层在井田范围含水性不强，水量有限，只要正常进行抽排，一般不会发生水害事故。另一个因素为邻近生产矿井废弃巷道和采空区积水。今后若靠近边界附近开采时，应详细调查相邻煤矿开采情况和废弃巷道和采空区积水情况，以防巷道相互贯通引发水害事故。5.供水水源由于井田所属区域属于高寒地带，本区云岗组及大同组的岩层微含水，不能满足用水要求，主要靠明灯寺水厂供水。第二节 煤层的埋藏特征一、煤层侏罗系大同组含煤20余层，其中可采煤层9层，由上而下为3#、4#、7#、9#、10#、11#、12#、14#、15#层，12#层为本井田批准开采煤层。详见煤层特征表表1-3-1表1-3-1地层时代煤层号煤层厚度（m）最小最大平均间 距（m）最小最大平均煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性侏罗系12 5.47.56.24.013.6复 杂夹石24层稳定全区可采砂砾岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩二、煤质本矿开采12层煤，12#层煤成黑色，由亮煤及暗煤组成。沥青玻璃光泽，质地较硬，断口平坦，参差状，偶见阶梯状，发育少许内生裂隙，水平层理，碎块状构造，条带状，透镜及均一状结构。12#煤的宏观煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤为辅。煤岩成份亮煤为主，暗煤次之。12#煤层全井田为富灰煤，低硫中硫煤，气肥煤，长烟煤。根据表1-3-2及有关地质资料，对煤的化学性质及工艺特性分析如下：水分：煤的分析基水分（Mad）在2.78%4.16之间变化，水分从上到下有下降的趋势。实际生产原煤全水分(Mt)在7左右。因此本矿井煤属于低水分煤。灰分（Ad）：灰分为24.91，属中灰分煤挥发分（Vdaf）:挥发分大于38,属高挥发分煤。硫分（St.d）：硫分为2.42，属中硫煤。磷含量（Pdaf）：磷含量小于0.005，属于低磷煤。发热量（Qnet.ad）：发热量为21.51MJ(5147大卡/kg)。属于低发热量煤。煤质指标详见下表。 表1-3-2煤层水分（%）灰分（%）挥发分（%）硫分（%）发热量（MJ/kg）煤灰成分（%）无机组分（%）12#原煤2.25-4.203.3220.42-32.1526.438.37-43.4740.720.78-3.412.4218.1-24.121.50879.2413.4-38.025.7精煤1.63-5.103.236.35-8.957.4338.73-42.5439.930.85-1.531.24三、其它开采技术条件1.围岩状况 井田侏罗系大同组各煤层顶底板岩石均为陆相碎屑岩，大部分地区有伪顶，岩性多为薄层粉砂岩、岩质页岩夹薄层煤层和煤线；直接顶及老顶岩性多为细砂岩、细粉砂岩互层或中粗粒砂岩，仅煤层顶板为砂砾岩；顶板岩性一般为钙质胶结及泥质胶结，致密坚硬。在冲刷区由煤层直接顶与中粗粒砂岩接触。底板岩石为粉砂岩或细砂岩，各可采煤层顶底板岩性见煤层特征表。2.瓦斯、煤尘和煤的自燃瓦斯等级矿井瓦斯相对涌出量14.24m3/t，绝对涌出量26.8m3/min，属高瓦斯矿井。煤尘爆炸性据有关地质资料提供，本区域煤层火焰长度大，有爆炸危险性，煤层爆炸指数39%。煤的自燃倾向性煤的自燃倾向性属容易自燃煤层，自燃发火期为6个月左右。地温根据调查本区域地温小于3/100M，属正常区。第三节 井田境界与储量一、井田境界 根据山西省国土资源厅批准的同煤忻州窑矿采矿许可证，井田境界由11个坐标点连接圈定： 1、X=3437.88539 Y=849.21098 2、X=3437.90280 Y=851.58980 3、X=3438.75300 Y=851.58430 4、X=3438.75300 Y=853.80000 5、X=3434.57315 Y=853.79395 6、X=3434.57417 Y=853.20877 7、X=3434.64320 Y=853.07180 8、X=3434.64489 Y=852.28378 9、X=3435.25511 Y=852.28592 10、X=3435.25550 Y=850.32892 11、X=3435.67356 Y=849.21141井田走向长度最大4.179kM，最小2.211kM,平均3.195kM;倾向长度最大4.588 kM，最小1.51kM,平均3.049km。井田的水平面积14736634.64。二、矿井工业储量和可采储量1.储量估算范围本次参与储量估算的煤层为该矿批准开采的12号层，储量估算边界范围为井田边界所圈定的范围。2.工业指标参照煤、泥炭地质勘察规范中有关规定，确定各工业指标如下：煤层最小可采厚度为0.7m，最高可采灰分为40%，最高可采硫分为3%。根据现有资料，井田12号层在上述限定之内。3.储量估算方法与有关参数的确定 井田范围煤层倾角平缓，基本在06，故本次储量估算采用地质块段算术平均法，计算公式如下：Q=SHD/10 (2-1)式中：Q-块段储量（万吨） S-块段面积(M2），采用水平投影面积，用求积仪在煤层底板等高线上直接求得。 H-块段平均厚度（M），为块段内及邻近见煤工程点煤层资源估算厚度的算术平均值，各工程点煤层采用厚度的确定按照有关规程的规定确定。 D-煤层视密度（T/M3），12#煤层视密度（容重）为1.34T/M3， 4.储量估算结果 按上述方法估算，获得12#煤层地质储量为126381.4kT。5.矿井可采储量.1矿井设计储量计算矿井设计储量=矿井工业储量永久煤柱损失已采储量经计算，矿井设计储量为115896kT。具体见矿井设计储量计算表 表2-1-1 单位：kT煤层工业储量永久煤柱损失设计储量井田边界工业场地风井村庄12#1263812835215611053841158962矿井可采储量矿井可采储量按下式计算：ZK=（ZSP）C (2-2)式中： ZK矿井可采储量，kT； ZS矿井设计储量，kT； P开采煤柱损失，kT；C采区回采率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%； 厚煤层取C=75%。经计算，矿井设计可采量为82443kT，具体见下表： 表2-1-2 单位：kT煤层设计储量大巷煤拄损失可采储量12115896597282443第四节 矿井开拓一、矿井工业场地位置选择根据矿井现状及目前交通运输、电力供应等外部环境，工业广场布置在该矿大北沟村到忻州窑村之间的开阔场地。矿井工业广场选择在此处具有以下优点：工业场地紧靠五九公路、同蒲铁路运煤专线，交通运输便利，地面较开阔，生产区对生活区及邻近村庄环境影响较小。二、井硐形式、数目及位置井田开拓方式为斜井单水平开拓，共开掘有两个进风井（副斜井、主斜井）和一个回风立井。井田共划分有四个盘区，开采煤层为12#，矿井生产区队设置有：一个综放队和两个机掘队。三、采区划分及开采顺序根据井田开拓方案，全井田划分四个盘区，即西一、二盘区和东一、二盘区。矿井投产时移交西一盘区，盘区接替顺序为：西一盘区西二盘区东二盘区东一盘区。四、矿井工作制度矿井设计年工作日为300天。作业方式为“四六”制作业，即三个班生产，一个班检修。每天净提升时间为18小时。五、矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力的确定根据当地用煤需求，结合煤层赋存条件、可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井生产能力为1800kT/a。2.同时生产的水平数目的确定本井田可采煤层为12# 层煤，能够保证1800kT/a设计生产能力。3.矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算： T=ZK/（AK） (2-3) 式中：T服务年限； ZK设计可采储量，kT； A设计生产能力，kT/a； K储量备用系数，取1.4。则：矿井及水平服务年限均为 T=82443/（18001.4）33年该服务年限均符合煤炭工业矿井设计规范的有关要求。第二章 采区地质特征第一节 采区范围一、采区数目和位置根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井达到设计生产能力时共布置一个倾斜长壁放顶煤工作面，首采区选择在矿井的西一盘区，该采区储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存稳定，有利于矿井达产和稳定生产。第二节 采区地质情况一、煤层的地质特征侏罗系大同组含煤20余层，其中可采煤层9层，由上而下为3#、4#、7#、9#、10#、11#、12#、14#、15#层，12#层为本井田批准开采煤层。详见煤层特征表（表1-3-1）二、煤质本矿开采12层煤，12#层煤成黑色，由亮煤及暗煤组成。沥青玻璃光泽，质地较硬，断口平坦，参差状，偶见阶梯状，发育少许内生裂隙，水平层理，碎块状构造，条带状，透镜及均一状结构。12#煤的宏观煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤为辅。煤岩成份亮煤为主，暗煤次之。12#煤层全井田为富灰煤，低硫中硫煤，气肥煤，长烟煤。12#煤的化学性质及工艺特性分析如下：水分：煤的分析基水分（Mad）在2.78%4.16之间变化，水分从上到下有下降的趋势。实际生产原煤全水分(Mt)在7左右。因此本矿井煤属于低水分煤。灰分（Ad）：灰分为24.91，属中灰分煤挥发分（Vdaf）:挥发分大于38,属高挥发分煤。硫分（St.d）：硫分为2.42，属中硫煤。磷含量（Pdaf）：磷含量小于0.005，属于低磷煤。发热量（Qnet.ad）：发热量为21.51MJ(5147大卡/kg)。属于低发热量煤。煤质指标详见表1-3-2。三、其它开采技术条件1围岩状况 井田侏罗系大同组各煤层顶底板岩石均为陆相碎屑岩，大部分地区有伪顶，岩性多为薄层粉砂岩、岩质页岩夹薄层煤层和煤线；直接顶及老顶岩性多为细砂岩、细粉砂岩互层或中粗粒砂岩，仅煤层顶板为砂砾岩；顶板岩性一般为钙质胶结及泥质胶结，致密坚硬。在冲刷区由煤层直接顶与中粗粒砂岩接触。底板岩石为粉砂岩或细砂岩，各可采煤层顶底板岩性见煤层特征表。.2.瓦斯、煤尘和煤的自燃瓦斯等级矿井瓦斯相对涌出量14.24m3/t，绝对涌出量26.8m3/min，属高瓦斯矿井。煤尘爆炸性据有关地质资料提供，本区域煤层火焰长度大，有爆炸危险性，煤层爆炸指数39%。煤的自燃倾向性煤的自燃倾向性属容易自燃煤层，自燃发火期为6个月左右。地温根据调查本区域地温小于3/100M，属正常区。第三节 采区储量和生产能力一、回采工作面生产能力计算矿井移交生产及达到设计生产能力时，在煤层西一盘区布置一个放顶煤工作面，工作面生产能力按下式计算：工作面长度的确定 l=nT /tBr （4-1） =(12)360(25)1.50.85=230150式中： l ：工作面长度，米 T : 每班工作时间，分钟 t : 每架支架放煤时间，分钟 B : 支架宽度，米 r ：每班时间利用率 工作面越长煤的损失率越小，所以取工作面长度为180米。循环产量：W=LS（h +D）rc （4-2）=1800.6(3.095%+3.460%)1.34=707.68T式中： L ：工作面长度，米 S ：循环进度，米 c ：煤的容重，t/ m3h ：机采高度，米 D : 放顶煤高度，米r ：工作面回采率取95%，顶煤回收率取60%。日循环数：依据采煤机割煤、移架、推前溜、放顶煤、拉后溜等工序确定。A.按割煤时间确定循环时间:机组割一刀煤约需180米/3.6米/分钟=50分钟,头尾斜切进刀约需30分钟，合计一个割煤循环需80分钟。B.按放煤时间确定循环时间:按每架支架放煤1.5分钟计,全支架放煤共需180分钟，采取同时放两架的形式，全工作面需放煤时间90分钟。用“两采一放”的形式，则每放一次需要的时间为：80+80+90=250分钟则日循环数为：（24-6）60/2500.85=4个其中（24-6）60-2504=80分钟为事故影响时间。日产量：707.68（42）=5660（吨）回采面年生产量=年生产天数日生产量 =3005660=1698000吨 掘进产量取回采面产量的10矿井年总产量=1698000+169800010=1867800（吨）所以满足矿井180万吨年设计生产能力。下表为达到设计生产能力时生产采区回采工作面特征情况：表5-2-1采区名称采煤工作面工作面个数煤层平均厚度机采高度长度年推进度放顶厚度装备年生产能力（KT）12#煤层西一盘区16.4318012963.4综采放顶1867二、首采区尺寸及巷道布置1.首采区尺寸矿井移交生产达到设计生产能力时首采区为12#煤层西一盘区，盘区为矩形，东西长3.163km，南北宽为1.294km，面积约3.87km2。2 .首采区巷道布置 根据推荐的煤田开拓方案，首采区布置在12#煤层西一盘区，工作面只布置回风顺槽（材料巷）和胶带顺槽(进风巷），胶带顺槽与皮带运输大巷及轨道运输大巷同时相连。3. 采区运煤、辅助运输、通风及排水系统运煤系统回采工作面胶带顺槽皮带大巷井底煤仓主斜井地面。辅助运输系统地面材料及设备副斜井轨道运输大巷回风顺槽工作面。通风系统地面新鲜风主、副斜井轨道运输大巷（皮带运输大巷）胶带顺槽（中间巷道、）回采工作面回风顺槽（排瓦斯巷）回风大巷主回风井地面。排水系统工作面顺槽井底辅助水仓轨道联络巷轨道运输大巷井底水仓副斜井地面井下水处理站第三章 采煤方法及采区巷道布置第一节 采煤方法的选择一、采煤工艺方式1.进刀方式因为煤层赋存稳定，倾角较缓，所以工作面采取端部斜切进刀割三角煤的进刀方式，往返一次割两刀。生产工艺：采煤机斜切进刀割煤移架推前溜放顶煤拉后溜采煤机斜切进刀：以溜头斜切进刀为例：当机组在溜头割通之后，待移架、推前溜、放顶煤、拉后溜各工序完成后，将头滚筒摇下，尾滚筒摇起，反向牵引，使滚筒沿溜子弯曲段逐渐切入煤壁，距溜头30m之外停机，将退出段按生产工艺完成各道工序，使溜子、支架推移成一条直线。之后，将机组头滚筒摇起，尾滚筒摇下，向溜头割煤。当割通溜头后，再将机组头滚筒摇下，尾滚筒摇起开始由溜头向溜尾方向正常割煤。当机组割通溜尾后，斜切进刀与溜头斜切进刀方式相同。割煤：机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒旋转自动装煤，剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入前部刮板输送机。移架：降前探梁收前伸梁降主顶梁移支架升主顶梁升前探梁伸前伸梁。推前部刮板输送机：滞后机组后滚筒15m外推入，弯曲段长度不得小于15m，弯曲度小于3度。放顶煤：按“两采一放”正规循环作业。放煤时采用两人相邻顺序同时两架放煤，并严格执行“见矸关窗”的原则。拉后部刮板输送机：放煤结束后，顺序将后部刮板输送机拉前，要求和推前部刮板输送机要求相同。（附采煤机进刀方式示意图）图6-1-1 采煤机进刀方式示意图本井田设计煤层为12#煤层，12#煤层平均厚度6.4米，属厚煤层，煤层倾角不大，属近水平煤层，宜采用倾斜长壁放顶煤综合机械化采煤方法。顶板管理采用垮落法，由于煤层顶板较坚硬，所以需采用强制放顶措施，以减少采空区悬露面积，这种方法即经济又合理，方便可行。第二节 矿压观测情况第三节 采区巷道布置一、开拓方案的选定 方案一：斜井开拓上下山开采方案：该井田煤层赋存稳定，埋藏深度平均达270米，考虑井根据矿井工业场地及确定的斜井开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特点、提升设备、井筒位置以及矿井目前的实际情况，本设计针对12号层的开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下：方案的提出:结合矿井规模、地质条件、技术设备等因素，采用斜井开拓的方式，主、副井井筒均采用斜井开拓，回风井井筒采用立井。主斜井、副斜井分别以13。、11。的坡度从地面延伸到12号煤层，在12号煤层中在井田走向的中间位置向东西方向开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷。各大巷均到矿井的东西边界。主井与运输大巷相连，副井通过煤门与轨道大巷相连。在井田内的石岩庄村南部开掘回风立井，与回风大巷相连，用于整个矿井的通风。通风采用机械抽出式通风方式。 方案二：斜井开拓上下山开采方案：主斜井、副斜井分别以14。、18。的坡度从地面延伸到12号煤层，在12号煤层中在井田走向的中间位置由南向北开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷。主井与运输大巷相连、副井通过煤门与轨道大巷相连。在井田的中部开掘回风立井，与回风大巷相连，用于整个矿井的通风。通风采用机械抽出式通风方式。方案的比较上述两方案在技术经济上各有优缺点，两方案技术经济比较如下：方案一：优点：A.巷道掘进技术简单，施工管理简单。B.都是煤巷，见煤快，矸石少对环境有利。C.巷道掘进快，工程进度高。D.大巷可作为盘区巷道，不需要掘进山下山巷道。E.巷道拐点少，系统简单，漏风少,环节少，事故发生率低。缺点：A.工作面推进时间超过发火期，需灭火费用高。B.大巷难维护，应力集中与运输、皮带大巷。C.利用上、下山开采，准备巷道和联络巷道较多，增加了成本，不宜管理。D.主副斜井太长，井巷工程量大，维护时间长。E.工作面数目多，搬家次数多；方案二：优点： A.工作面数目少，搬家倒面次数少；B.工作面推进长度大，放顶煤损较方案一少。缺点：A.大巷的总长度大，掘进费用与维护费用多；B.推进长度大于方案一，灭火注浆费用多于方案一。C.由于巷道拐点多，运输转载点多，系统复杂，易漏风且易出事故。方案的确定又考虑综采放顶工作面的连续推进长度一般不小于8001000m，这样除了考虑工作面的搬家倒面次数，主要也考虑减少工作面初、末采时煤炭损失所占的比例，所以应尽可能加大工作面推进长度，但也得考虑因煤炭自燃对回采产生的影响，故工作面长度也不宜太长。综上所述，本设计推荐方案一作为矿井井田主要开拓方式。图4-1-1 井田开拓方案一图4-1-2 井田开拓方案二第四节 回采工艺与劳动组织一、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型根据开采煤层的地质因素（煤层厚度、煤层倾角、围岩性质和地质构造等）、技术因素（工作面设备条件和工作面的通风能力）、采区内煤层联系方式以及经济因素综合考虑，确定工作面长度为180m,工作面沿着走向方向推进。根据煤层赋存条件、巷道布置方式以及以往开采经验，本工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采的采煤方法。配套选用的主要设备有MXG700DA型采煤机、ZFS7500型液压支架、SGZ764/400型前部刮板输送机、SGZ764/630型后部刮板输送机、SZZ830/200型转载机、YSB160型破碎机、DSP10001000/3200型皮带机。工作面机采高度3米，循环进度0.6米，采用两端头斜切进刀，自行开缺口。MXG700DA型采煤机牵引方式为电动机牵引，牵引速度为08.3m/min。截割方式按行走方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。放顶煤高度平均4米,采放比3:4。顶煤采用低位放顶煤回收方式，按“两采一放”的正规循环作业，即放煤步距为1.2米。从采煤机推出开切眼后就可以放顶。距停采线10米工作面实施收尾工作，故从此位置开始顶煤不再回收。二、采煤工作面的日进度，年进度及工作面长度依据采煤机割煤、移架、推前溜、放顶煤、拉后溜等工序确定。A.按割煤时间确定循环时间:机组割一刀煤约需180米/3.6米/分钟=50分钟,头尾斜切进刀约需30分钟,合计一个循环需80分钟。B.按放煤时间确定循环时间:按每架支架放煤1.5分钟计,全支架放煤共需180分钟，采取同时放两架的形式，全工作面需放煤时间90分钟。 工作面采用“两采一放”，每一次放顶步距为1.2米，时间为80+80+90=250分钟，则日循环数为：N =（24-6）60/1204个日循环进度为1.24=4.8米.采煤工作面年进度按下式计算：年进度=日循环进度年工作日循环率=4.83000.9=1296米三、采区及工作面面回采率 初期开采的12#煤层为厚煤层，依据煤炭工业设计规范，采区回采率为75%，工作面回采率取93%。顶煤回收率取60%。四、采区经济技术表和劳动组织表 表6-3-3 采区经济技术指标表序号项目单位数量1工作面长度m1802工作面推进长度m12963煤层厚度（平均）m6.44煤层倾角度065采高m3.06放煤高度m3.47循环进度m0.68循环产量t7079日循环数（采）个810日产量t566011放煤步距m1.212月推进长度m14413回采率%7514出勤率%90表6-6-4 采区劳动组织表（采）工种班 次合计早班二班三班四班组长11114副组长11114机组司机22228移溜司机244414皮带司机21115支架工433313转载机司机01113泵站工22228检修工1011113打眼工02226爆破工01113支柱工422210瓦检员22228清煤工02226合计30252525105表6-6-5 采区劳动组织表（掘单队）工种班 次合计早班二班三班四班组长11114机组司机22228皮带司机11114转载机司机11114支护工32229检修工61119瓦检员11114锚杆机司机22228送料工22228清煤工01113合计1914141461第五节 采区准备一、巷道断面和支护形式主斜井、副斜井均为半圆拱形断面，采用锚喷支护；回风立井采用混凝土整体灌注式支护；运输大巷、轨道大巷、回风大巷均采用矩形断面，锚喷支护；工作面运输巷、工作面回风巷也采用矩形断面，采用锚网支护；中间工艺巷和排瓦斯巷采用锚杆支护。具体支护及支护形式见巷道断面图。二、巷道掘进进度指标巷道掘进进度以满足回采工作面正常接替为原则，结合现有装备及技术水平，不同巷道掘进进度如下：立井井筒： 55 m/月 斜井井筒基岩段： 100m/月 半煤岩锚喷巷道： 250m/月 岩层大巷： 150m/月煤层大巷： 500m/月倾斜岩巷： 150m/月硐室： 300m/月三、掘进工作面个数及装备根据回采工作面年推进进度和巷道掘进进度指标，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井移交生产时，共布置两个掘进工作面，初期由先掘进大巷，达到两个工作面长度后再掘进顺槽；生产期间同样先布置大巷机掘面，再布置两个顺槽机掘面。大巷机掘面主要配备EDJ-135型掘进机、JDB-17-800型转载机、YBJ-800型胶带机等。 表5-3-1序号设备名称型 号数量安装位置运输方式运输距离1掘进机EDJ-135型1工作面刮板运输8.5m2转载机JDB-17-800型1掘进机后皮带运输15 m3胶带输送机YBJ-800型2转载机后皮带运输1364m四、矿井达产时采掘比例关系，矸石量预计矿井达产后，共布置一个放顶煤工作面，两个机掘工作面，采掘比例为1：2。矿井移交生产时，由于有部分回风绕道和溜煤眼等回风和出煤系统巷道等，但巷道均在煤层中，所以预计井下矸石量不大。五、井巷总工程量矿井移交生产时，井巷工程量总长度为12376米，煤巷为9090米，岩巷为3286 米。矿井施工工期为26个月（两个掘进队），井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。表5-3-2 井巷施工进度表巷道类型月进度所需时间（月）主斜井10014.5副斜井10013回风立井556.4煤层大巷5003工作面顺槽50013硐室3001第四章 采区运输、防排水与供电第一节 采区运输在运输平巷内，为适应产量大的需要均设置转载机和胶带运输机，为减少增减支架的麻烦，要求工作面等长，因此对区段两平巷均应力求做到直线且互相平行布置。在综合机械化采煤时，采用单巷布置，区段运输巷中一侧需设置转载机和胶带机；另一侧需设置泵站和移动变电站等电气设备，故巷道断面较大，一般达12 以上。由于巷道断面较大，不利于巷道掘进和维护，要求平巷采用强度较高的支护材料。采用双巷布置时，可减小巷道断面，将胶带输送机和电气等其他设备分别布置在两条巷道内。输送机巷随采随弃，电气设备平巷加以维护，作为下一区段的回风巷。其缺点是，派电点至用电设备的输电电缆需穿过联络巷，当配电点移过一个联络巷的距离时，需将输电电缆和油管等也要从原来的联络巷倒到下一个联络巷，给生产维护带来不便。本矿井属低瓦斯，煤层倾角小于10度，平巷维护条件达到单巷布置要求，采用单巷布置方式。第二节 采区防排水和洒水根据工作面的实际情况，在两顺槽巷内低洼处各安装一台功率为11KW及18KW排水泵，随时抽放巷内积水。在2407巷铺设一趟57钢管，做排水管用，铺设一趟108钢管，作配制乳化液及机组冷却洒水用清水管，一趟57钢管，作打放顶孔用风管。在5407巷铺设57排水管一趟，铺设57风管一趟供打放顶孔用，该风管在紧急情况下可作排水管用。第三节 采区供电根据需要和使用电气设备情况，做出采区的配电系统，并画出采区供电系统图。南羊路局35KV变电站分两趟1553和1563，电缆截面ZQ30-3185mm2，电压等级6KV，送至西1070变电所，西1070变电所采用双电源单母线分段式供电，电缆截面ZQ30-3185 mm2，电压等级为6KV，长度为1200米，送至第二中央变电所。由中央二所1553和1563两侧装设BGP6-6-400A、BGP6-6-400A开关两台，由开关出两趟电压等级为6KV，截面为ZQ30-3185 mm2，长度为2800送至盘区(东翼)变电所。变电所(东翼)采用双电源，单母线分段式供电。 变电所共设高压开关12台，型号为BGP92-6 4台，BGP6-6 8台，400A 2台 200A 5台 100A 5台。第五章 采区通风与安全第一节 采区通风系统一、通风方式和通风系统根据井田开拓部署，矿井采用机械抽出式通风方法。通风系统方式采用中央分列式。采区和回采工作面的通风方式为U型通风方式。第二节 风量配备一、风量分配1.分配的原则：各高低沼气矿井采煤工作面的风量对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风。井下火药库，充电室，采区绞车房，应单独供风。分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据煤矿安全规程要求不得超过规定限度。备用工作面分配风量，按相适应条件的生产工作面风量的一半。2.分配的方法：将矿井总风量分配到井下各用风地点：综采工作面： 57m3/s；综掘工作面： 14m3/s228m3/s；硐室实际需要风量： 6m3/s；其它： 19m3/s。二、矿井通风阻力1.通风阻力的计算通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，摩檫阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的10%。根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。h摩=aLPQ2/S3=R