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目 录 一般部分一般部分 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 . 1 1.1 矿区概述 . 1 1.1.1 矿区地理位置 1 1.1.2 矿区气候条件 1 1.1.3 矿区水文条件 1 1.2 井田地质特征 . 4 1.2.1 井田地形及勘探程度 4 1.2.2 井田煤系地层 4 1.2.3 井田地质构造 7 1.2.4 井田水文地质特征 9 1.3 煤层特征 . 10 1.3.1 煤层埋藏条件 10 1.3.2 煤层围岩性质 10 1.3.3 煤的特征 13 1.3.4 瓦斯、煤尘和煤的自燃 14 2 井田境界和储量井田境界和储量 . 18 2.1 井田境界 . 18 2.1.1 井田范围 18 2.1.2 开采界限 18 2.1.3 井田尺寸 18 2.2 矿井工业资源储量 . 18 2.2.1 储量计算基础 18 2.2.2 井田地质勘探 19 2.2.3 工业储量计算 19 2.3 矿井可采储量 . 21 2.3.1 安全煤柱留设原则 21 2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量 21 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 . 23 3.1 矿井工作制度 . 23 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 . 23 3.2.1 确定依据 23 3.2.2 矿井设计生产能力 23 3.2.3 矿井服务年限 23 3.2.4 井型校核 24 4 井田开拓井田开拓 . 25 4.1 井田开拓的基本问题 . 25 4.1.1 井筒的确定 25 4.1.2 工业广场的位置 27 4.1.3 开采水平的确定及采盘区划分 27 4.1.4 主要开拓巷道 27 4.1.5 方案比较 28 4.2 矿井基本巷道 . 35 4.2.1 井筒 35 4.2.2 井底车场 38 4.2.3 矿井主要开拓巷道 40 5 准备方式准备方式带区巷道布置带区巷道布置 . 43 5.1 煤层地质特征 . 43 5.1.1 带区位置 43 5.1.2 带区煤层特征 43 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况 43 5.1.4 水文地质 43 5.1.5 地质构造 43 5.1.6 地表情况 44 5.2 带区巷道布置及生产系统 . 44 5.2.1 带区准备方式的确定 44 5.2.2 带区巷道布置 44 5.2.3 带区生产系统 45 5.2.4 带区内巷道掘进方法 49 5.2.5 带区生产能力及采区采出率 49 5.3 带区车场选型设计 . 50 6 采煤方法采煤方法 . 51 6.1 采煤工艺方式 . 51 6.1.1 带区煤层特征及地质条件 51 6.1.2 确定采煤工艺方式 51 6.1.3 回采工作面参数 52 6.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式 . 53 6.1.5 采煤工作面支护方式 56 6.1.6 端头支护及超前支护方式 59 6.1.7 各工艺过程注意事项 60 6.1.8 回采工作面正规循环作业 61 6.2 回采巷道布置 . 63 6.2.1 回采巷道布置方式 63 6.2.2 回采工作面支护参数 63 7 井下运输井下运输 . 66 7.1 概述 . 66 7.1.1 井下运输原始数据 66 7.1.2 井下运输系统 66 7.2 煤炭运输方式和设备的选择 . 68 7.2.1 煤炭运输方式的选择 68 7.2.2 带区煤炭运输设备选型及验算 68 7.2.3 运输大巷设备选择 68 7.3 辅助运输方式和设备选择 . 70 7.3.1 辅助运输方式选择 70 7.3.2 辅助运输设备选择 70 8 矿井提升矿井提升 . 73 8.1 矿井提升概述 . 73 8.2 主副井提升 . 73 8.2.1 主井提升 73 8.2.2 副井提升 74 9 矿井通风与安全矿井通风与安全 . 76 9.1 矿井概况、开拓方式及开采方法 . 76 9.1.1 矿井地质概况 76 9.1.2 开拓方式 76 9.1.3 开采方法 76 9.1.4 变电所、充电硐室、火药库 76 9.1.5 工作制、人数 76 9.2 矿井通风系统的确定 . 77 9.2.1 矿井通风系统的基本要求 77 9.2.2 矿井通风方式的选择 77 9.2.3 矿井主要通风机工作方式的选择 77 9.2.4 带区通风系统的要求 78 9.2.5 工作面通风方式的选择 79 9.3 矿井风量计算 . 80 9.3.1 工作面所需风量的计算 80 9.3.2 备用面需风量的计算 81 9.3.3 掘进工作面需风量 81 9.3.4 硐室需风量 83 9.3.5 其它巷道所需风量 83 9.3.6 矿井总风量计算 83 9.3.7 风量分配 83 9.4 矿井通风阻力计算 84 9.4.1 容易和困难时期矿井最大阻力路线确定 . 84 9.4.2 矿井通风阻力计算 85 9.4.3 矿井通风总阻力 90 9.4.4 矿井总风阻和总等积孔计算 90 9.5 选择矿井通风设备 . 91 9.5.1 选择主要通风机 91 9.5.2 电动机选型 94 9.6 防止特殊灾害的安全措施 . 94 9.6.1 瓦斯管理措施 94 9.6.2 煤尘的防治 95 9.6.3 预防井下火灾的措施 95 9.6.4 防水措施 95 10 设计矿井基本技术经济指标设计矿井基本技术经济指标 . 96 参考文献参考文献 . 98 专题部分专题部分 底板突水注浆改造技术的研究底板突水注浆改造技术的研究 . 99 参考文献参考文献 . 113 翻译部分翻译部分 英文原文英文原文 . 114 中文译文中文译文 . 123 致致 谢谢 . 130 1 矿区概述及井田地质特征 1.1 矿区概述 1.1.1 矿区地理位置矿区地理位置 阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿位于阳泉市西部，行政区划分隶属阳泉市管辖。 距阳泉市中心 7.5km，东部以蒙村河为界与四矿井田相邻，西部与新景矿井田相邻，北部 与一矿井田相邻。南部以桃河洪水位线为界与二矿井田隔河相望。井田地理坐标为：东经 11324121133029，北纬 375221375540。 井田位于太行山北段西侧的刘备山的南麓低中山区。井田地形复杂，沟谷纵横。矿区 内地势为西北高、东部及南部低，最高点为井田西北部山顶，海拔 1238.2m，最低点为井 田东南部桃河河床，海拔 751.0m，相对高差 487.2m。 本矿区交通便利，发达。石（家庄）太（原）铁路和太（原）阳（泉）公路位于井 田南部沿桃河横穿阳泉矿区，石太铁路西至太原与南北同浦铁路接轨，东达石家庄与京广 铁路接轨。三矿有铁路专用线在石卜咀编组站与石太铁路接轨。煤炭可运销全国各地。区 内的各主要河谷，如芦湖沟、马家坡沟、蒙村沟等均有简易公路通行，交通甚为方便。见 交通位置图 1-1。 1.1.2 矿区气候条件矿区气候条件 本区属大陆性半干旱气候，根据阳泉市多年来的气象资料，基本情况如下： 1 降水量:历年平均为 590mm， 最大为 866.4mm （1983 年） 年， 最小为 590.4mm （1972 年） 。降雨主要集中在七、八、九三个月，占全年总降水量的 7191%。1961 年的 8 月 23 日年降水量高达 261.5mm，为本区最大降水日。 2蒸发量：全年平均 1885.9mm，最大可达 2381.99mm，最小为 1319.1mm。蒸发量 为降水量的 34 倍，属于大陆性半干旱气候。 3气温：年平均气温 10.7，一月份最低平均为-4，极端最低气温为-19.1，7 月 份最高平均气温 24.3，极端最高气温为-40.2。 4风速流向： 风向冬春多西北风，夏多东南风，秋季多西风。年平均风速 4-17m/s，最大风速 24m/s。 5其它：历年平均绝对气温湿度为 8.9 豪巴，最高可达 23.3 豪巴，最低为 1 豪巴。 每年的 11 月地面开始上冻，翌年的 3 月开始解冻。冻土最大可达深度 600mm。 1.1.3 矿区水文条件矿区水文条件 井田属海河流域滹沱河水系，桃河是区内最大的河流，发源于西部的寿阳高原的落 摩寺和界石一带，由西往东流经本区南部。流域面积 490km2，全长 76 km。河床坡度平均 1%。流量根据阳泉市水文资料，平均为 0.33 m2/s，夏秋季节， 图 1-1 阳泉三矿交通位置图 一般可达 28 m2/s。最大是 1956 年 8 月一次的洪水流量达 2200 m2/s。 区内次一级河谷有芦湖沟、马家坡沟、蒙村河沟等，它们大体为南北向。河流流量均 受季节影响。春冬季节水量小，旱季有时干涸，主要水源为沟谷之泉水。夏季水量较大， 雨后常至山洪暴发，流量激增。 1蒙村河：位于井田东部边界，发源于北部的刘备山的南麓，由北向南流经本井田 东部边界，在赛鱼村汇入桃河。全长 8.2km。流域面积 24km2，最大流量 133 m2/s（1983 年 5 月 12 日） 。 2马家坡河：位于井田中部，发源于北部的吴家掌和双窑沟一带，由北往南贯穿井 田中部，全长 7.7km，流域面积 16km2，最大流量 38.4 m2/ s（1975 年 8 月 11 日） 。 3芦湖沟河：位于井田西部，发源于北部的绿烟脑山和石家山一带，由北往南贯穿 井田西部，全长 12km，流域面积 23km2，最大流量 2.8 m2/s（1976 年 7 月 26 日） 。 本区主要水源的水质特征如下： 1深层的奥灰水：东部地区一般水化特点，矿化度一般小于 0.8，总硬度为 1225 ， 水温为 1218 ，水质较好可供饮用。但是在矿区的西部，呈中性，总硬度均在 4565 之间，碱度多在 4.3 左右，从上述各指标来看，西部地区水的质量较差，只能供生产使用 不能进行饮用。 2矿坑水的水质：PH 一般在 78 之间，总硬度多在 24 左右，总碱度多在 20 以 上。 3潜水：由于埋藏浅水的交替条件好，在天然条件下水质较好，合乎饮用标准，但 常常受到人为的污染，水质发生变异。本区潜水的一般化学特征，PH 为 7.187.88，总碱 度 1146.67 ，以碳酸氢钙型水为主，含铁，锌等多种元素。 本区桃河潜水，按水化特征大致可分为两个地段，从旧街官沟口，矿化度较低 32.51.5m=48.75m。 本设计所选用车场的副井空车线的长度 L163.12m48.75m，所选车场的副井重车线 的长度 L2113.14 m48.75m，符合要求。 3调车方式 运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离后，电机车 经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。 4硐室 井底硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、消防材料库、井底清理斜巷、 水仓、调度室、等候室、急救室、机头硐室、联络巷等。 （1）井底煤仓 井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的 15%25%来计算， 一般大型矿井取小值， 因本矿井日产量为 4545 t，所以需要煤仓容量为 909 t，设置一个直径为 7.5m，高 25 m 的 圆筒煤仓，总容量约 1103t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与 箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运， 适应性强。 （2）水仓布置及清理 水仓布置在在空车线的南侧，矿井正常涌水量为 50 m3/h，最大涌水量为 100 m3/h，所 需水仓的容量为： Q0=1008=800m3 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 40 页 根据水仓的布置要求，水仓的容量为： Q=SL （4-1） 式中： Q水仓容量，m3； S水仓有效端面，7.98m3； L水仓长度，338m。 则：Q=7.9338=2670m3 由以上计算可知：QQ0，因此，设计水仓容量满足要求。 4.2.3 矿井主要开拓巷道矿井主要开拓巷道 运输大巷沿煤层底板掘进，轨道大巷布置在煤层底板 15m 岩层中。运输大巷随着煤 层底板起伏，与水平夹角一般控制在 0 3 。轨道大巷布置在岩层中，故与水平夹角可控 制在 0 1 。两条大巷均采用半圆拱端面，支护方式选择锚喷支护。 轨道大巷断面如图 4-12，巷道特征如表 4-15，每米工程量及材料消耗如表 4-16；运输 大巷断面如图 4-13，巷道特征如表 4-17，每米工程量及材料消耗如表 4-18。回风大巷断面 如图 4-14，巷道特征如表 4-19，每米工程量及材料消耗如表 4-20。 图 4-12 轨道大巷断面图 表 4-15 轨道大巷特征表 围岩 类别 断面/m2 掘境尺寸/mm 喷射厚度 /mm 净周长 /m 百米风阻/Pa 净 掘 宽 高 岩层 14.3 16.6 4800 3900 100 14.8 锚杆 形式 外露长度/mm 排列方 式 间排距/mm 长度/mm 直径/mm 顶 帮 顶 帮 顶 帮 树脂 50 矩形 1000900 10001000 2600 2200 20 18 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 41 页 表 4-16 轨道大巷每米工程量及材料消耗量 围岩 类别 掘进工程量/m3 锚杆数量 材料消耗量 粉刷 面积 /m2 巷道 墙角 顶 帮 喷射 材料 /m3 锚杆 质量 /kg 树脂 药卷 托板 /kg 岩层 29.2 0.04 7 4 3.08 14.19 22 25.41 13.4 图 4-13 运输大巷断面图 表 4-17 运输大巷特征表 围岩 类别 断面/m2 掘境尺寸/mm 喷射厚度 /mm 净周长 /m 百米风阻 /Pa 净 掘 宽 高 岩层 14.3 16.2 4800 3900 100 14.4 锚杆 形式 外露长度 /mm 排列 方式 间排距/mm 长度/mm 直径/mm 顶 帮 顶 帮 顶 帮 钢筋 砂浆 50 矩形 1000800 10001000 2600 2200 20 18 表 4-18 运输大巷每米工程量及材料消耗量 围岩 类别 掘进工程量/m3 锚杆数量 材料消耗量 粉刷 面积 /m2 巷道 墙角 顶 帮 喷射 材料 /m3 锚杆 质量 /kg 注眼 树脂 /kg 托板 /kg 岩层 17 0.04 7 8 1.08 40.74 43.23 25.41 10.1 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 42 页 图 4-14 回风大巷断面图 表 4-19 回风大巷特征表 围岩 类别 断面/m2 掘境尺寸/mm 喷射厚度 /mm 净周长 /m 百米风阻/Pa 净 掘 宽 高 岩层 14.3 16.6 4800 3900 100 14.8 锚杆 形式 外露长度/mm 排列方 式 间排距/mm 长度/mm 直径/mm 顶 帮 顶 帮 顶 帮 树脂 50 矩形 1000900 10001000 2600 2200 20 18 表 4-20 回风大巷每米工程量及材料消耗量 围岩 类别 掘进工程量/m3 锚杆数量 材料消耗量 粉刷 面积 /m2 巷道 墙角 顶 帮 喷射 材料 /m3 锚杆 质量 /kg 树脂 药卷 托板 /kg 岩层 29.2 0.04 7 4 3.08 14.19 22 25.41 13.4 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 43 页 5 准备方式带区巷道布置 5.1 煤层地质特征 5.1.1 带区位置带区位置 设计首采带区（北一带区）位于井田西翼，大巷北侧。 5.1.2 带区煤层特征带区煤层特征 带区所采煤层为 15#煤层。其煤层为 3 号无烟煤，外观具有钢灰色，条痕为黑色并具 较强的金属光泽和玻璃光泽，内生裂隙比较发育。煤层均具条带状结构和层状构造。15# 煤层平均厚度 6m，煤层平均倾角 5 。煤的容重 1.44 t/m3，普氏系数为 f=2.53.0，反射率 为 1.9122.000。 带区的相对瓦斯涌出量为 4 m3/t，绝对瓦斯涌出量为 12 m3/min，该带区属于低瓦斯带 区。本煤层无煤尘爆炸危险性，属不易自燃煤层，自燃等级为级。 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况煤层顶底板岩石构造情况 直接顶板为黑色泥岩，厚度 3.07 m，含有植物化石，底部炭质增多。单向抗压强度为 27.6 Mpa，抗拉强度为 1.5 Mpa，弹模为 0.9。因此岩性较软，裂隙发育、比较破碎。 老顶为灰白色中粒砂岩，厚度 9.32m，其中含黑色矿物、云母，泥质胶结。本层灰岩 常被 23 层黑色泥岩所分割形成薄层状的四层石灰岩。 灰岩虽质地坚硬但由于泥岩的分割， 厚度较薄，采空直接顶落下以后也比较易于冒落，不易形成大面积的悬顶，据经验可知， 回采周期压力不会很大，来压也不太明显。 直接底板为灰黑色砂质泥岩，平均厚度为 11.08m，最大可达 23m。上部含植物根部化 石较多，往下含砂量逐渐增高，变为粉砂岩。 老底为灰白色之中粒砂岩（K1砂岩） ，平均为 11.5m，最厚可达 27m。西部地区变薄， 平均厚度为 7.14m，最厚可达 16.8m。此层砂岩稳定性高，分布广泛。 5.1.4 水文地质水文地质 带区内水文地质条件简单。主要充水因素为煤系地层中的裂隙水和下部太原组层中的 岩溶水。其中裂隙包括风化裂隙、构造裂隙与采动裂隙。构造裂隙不太发育，多属层间裂 隙，规模较小，连通性差，大多以节理，劈理等裂隙形式出现，断裂的形式相对较少，更 没有直通地表的构造裂隙。因此本区因构造裂隙的补给条件相对较差。各岩溶含水层为弱 含水层。故该带区属于矿井水微弱的区域。 本带区最大涌水量小于 100 m3/h，正常涌水量为 50 m3/h，对生产影响不大。 5.1.5 地质构造地质构造 带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层倾角为 2 8 ，平均 5 。且区域内没有较 大的断层和褶曲构造。故属于地质条件简单的区域。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 44 页 5.1.6 地表情况地表情况 本区地表有起伏，大致成西高东低的状况，其中最高点标高为 1070 m 左右，最低点 标高为 920 m。地面没有村庄，但工业广场和井筒位于该带区地表，已经为其标定保护煤 柱范围，可以保证其不受本区域采动的影响。 5.2 带区巷道布置及生产系统 5.2.1 带区准备方式的确定带区准备方式的确定 带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，运输系统环节少，费 用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度较长，对综合机械化非常有 利；受断层影响小；技术经济效果明显。 带区准备方式存在辅助运输和行人困难的问题，本设计辅助运输大巷布置为双轨大巷， 用电机车牵引矿车进行辅助运输；工作面运料斜巷布置单轨，利用长距离绞车解决辅助运 输，因此确定选为带区准备方式，带区还设有带区运输集中巷和带区运料集中巷，使生产 系统更加独立、集中。以下是对带区巷道布置及生产系统进行详细说明。 5.2.2 带区巷道布置带区巷道布置 （1）带区煤柱 本设计采用单巷掘进方式，采用沿空掘巷技术，两条巷道之间留设 3m 保护煤柱，掘 进时煤炭的运输采用刮板输送机和胶带输送机，采用矿车辅助运输。 （2）区段要素 首采带区位于井田西翼，大巷的北侧，井田西翼划分为两个带区和两个盘区，首采带 区为北一带区，走向长度为 1773m，倾向长度平均 1500m。北一带区划分为 8 个分带。工 作面长 209m，两条回采巷道共 10m，加上煤柱每个分带宽 222m。 （3）开采顺序 首采带区为北一带区，然后依次为南二带区、西五盘区、西六盘区、北三带区、南四 带区、东七带区和东八带区，首采 15#煤层。由于首采带区之间留设的煤柱宽度较小，因 此首采带区各个分带之间采用跳采方式， 首采工作面为15101工作面， 然后依次开采15102、 15103、15104、15105、15106、15107 和 15108。 （4）带区通风 带区各工作面采用 U 型后退式通风，系统简单，漏风小。北一带区生产时，新鲜风流 从副井经轨道大巷，通过带区材料车场进入带区轨道平巷，然后通过分带轨道斜巷进入工 作面，污风经分带运输斜巷进入带区运输平巷，然后通过回风斜巷进入运输回风大巷，最 后通过回风石门、中央回风立井排至地面。 （5）带区运输 带区内各分带间运输斜巷铺设 B=1400mm 的胶带输送机，运输煤炭到带区运输平巷， 经带区煤仓到运输大巷；辅助运输采用固定箱式矿车运输，材料车从副井罐笼进入井底车 场， 经轨道大巷到带区材料车场运至带区轨道平巷， 最后运至带区轨道斜巷， 运至工作面。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 45 页 带区巷道布置如图 5-1 所示。 5.2.3 带区生产系统带区生产系统 （1）运煤系统 15101 工作面15101 工作面运输斜巷带区运输平巷带区煤仓运输大巷井底 煤仓主井地面 （2）辅助运输系统 地面副井罐笼井底车场轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15101 工作 面运料斜巷15101 工作面 （3）通风系统 15101 工作面的风流路线为： 副井井底车场轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15101 工作面轨道斜巷 15101 工作面15101 工作面运输斜巷带区运输平巷带区回风斜巷回风大巷中 央回风立井 工作面通风系统路线如图 5-2 所示。 （4）排矸系统 出矸系统与运料系统路线相反。 （5）工作面供电系统 地面变电站副井中央变电所轨道大巷带区材料车场带区轨道平巷15101 工作面轨道斜巷15101 工作面 （6）排水系统 15101 工作面15101 工作面轨道斜巷带区轨道平巷带区材料车场轨道大巷 井底车场副井地面 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 46 页 图 5-1 带区巷道布置图 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 47 页 图 5-2 工作面通风系统路线图 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 48 页 图 5-3 掘进面通风系统路线图 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 49 页 5.2.4 带区内巷道掘进方法带区内巷道掘进方法 带区内所有工作面斜巷均沿煤层底板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和刮板输 送机，单巷沿空掘巷，与上一工作面斜巷间留 3m 保护煤柱。 利用轨道和矿车完成材料设备的输送，人工清理浮煤。 利用锚杆机进行巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚 杆的打眼和安装工作。 掘进通风：采用压入式局部通风方法，局部通风机采用 YBT 系列对旋轴流式局部通 风机。掘进断面通风系统如图 5-3 所示。 5.2.5 带区生产能力及采区采出率带区生产能力及采区采出率 1带区生产能力 本矿井设计生产能力为 1.5Mt/a，采用综合机械化采煤工艺，由于综采工作面产量大， 因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例进行计算： （1）工作面生产能力计算 工作面长度 209m，煤层厚度 6m，采煤机截深 0.8m，每日进行 4 个循环。设计割煤高 度 6m，每年生产 330 天。 工作面生产能力按下式计算： 6 012 33010AHLanCC （5-1） 式中： A0工作面采煤机生产能力，Mt/a； H采煤机割煤高度，6m； 煤层容重，1.44t/m3； L工作面长度，209m； a采煤机截深，0.8m； n工作面昼夜进刀次数，取 4 刀； C1工作面回采率，厚煤层取 0.93； C2采区采出率，厚煤层取 0.75。 代入数据得： 6 0 A3304.2 1.442380.840.750.93 101.65Mt /a （2）带区生产能力计算 带区生产能力按下式计算： 120 AK K A （5-2） 式中： A带区生产能力，Mt/a； K1工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，取 1； K2带区内掘进出煤系数，取 1.1； A0工作面生产能力，1.65 Mt/a。 代入数据得：A1 1.1 1.651.82Mt/a 矿井设计井型为 1.5Mt/a，带区生产能力为 1.82Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 50 页 2带区采出率 带区内的煤炭损失主要包括初采、 末采丢煤， 工艺损失， 端头损失， 保护煤柱损失等， 因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。 带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为盘区采出率。按下式计算： 带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量100% （5-3） 带区内工业储量为： 23.45Mt； 带区内实际采出煤量为：21.07Mt； 把数据代入公式 5-3 得： 带区采出率 k=21.07/23.45100% = 89.9% 根据煤炭工业设计规范规定：采（盘）区采出率，厚煤层不低于 0.75，中厚煤层 不低于 0.8，薄煤层不低于 0.85。设计首采带区采出率为 89.9%，符合煤炭工业设计规 范规定。 5.3 带区车场选型设计 分带斜巷、带区运输平巷和运输大巷均采用胶带输送机运煤，斜巷胶带输送机与带区 运输平巷胶带输送机直接搭接，带区运输平巷的胶带输送机将煤运至带区煤仓，运输大巷 胶带输送机将煤由带区煤仓运至井底煤仓。 由于带区辅助运输采用矿车运输， 故带区设有材料车场。 带区材料车场如图 5-4 所示。 图 5-4 带区材料车场示意图 材料车场由轨道大巷通过绕道进入材料车场斜巷。车场上部设有绞车房，可以将材料 车牵引至材料车场上部存车线。材料车经过材料车场可以进入工作面或者进入带区轨道平 巷。绞车房与轨道大巷相连，并设有调节风窗，满足绞车房通风的要求。 由于分带斜巷倾角小，都在 5 左右，所以矿车在分带轨道斜巷中时，局部安设小绞车 即可满足运输要求。 由于井田范围不大，井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降小，因此不布置 带区变电所。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 51 页 6 采煤方法 6.1 采煤工艺方式 6.1.1 带区煤层特征及地质条件带区煤层特征及地质条件 带区所采的 15#煤层平均厚度 6.0 m，煤层平均倾角 5 。煤的容重 1.44 t/m3，普氏系数 为 f=2.53.0，内生裂隙比较发育。由于内生裂隙的发育，其断口常具锯齿状及阶梯状。带 区内无较大的断层和褶邹构造。 带区的相对瓦斯涌出量为 4 m3/t，绝对瓦斯涌出量为 12 m3/min，该带区属于低瓦斯带 区。本煤层无煤尘爆炸危险性，属不易自燃煤层，自燃等级为级。 预计本带区开采时最大涌水量不超过 100 m3/h，正常涌水量为 50 m3/h 对生产影响不大。 煤层直接顶板为黑色泥岩，厚度 3.07m，含有植物化石，底部炭质增多。老顶为灰白 色中粒砂岩，厚度 9.32m，其中含黑色矿物、云母，泥质胶结。 直接底板为灰黑色砂质泥岩， 平均厚度为 11.08m。 老底为灰白色之中粒砂岩 （K1砂岩） ， 平均为 11.5m，此层砂岩稳定性高。 6.1.2 确定采煤工艺方式确定采煤工艺方式 从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、炮采三种类型。 就目前煤矿地下开采技术发展趋势看， 综采是采煤工艺的重要发展方向。 它具有高产、 高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。但是，综采设备价格昂贵，综采 生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管 理水平。根据我国的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件好、构 造少、上综采后能很快实现高产、高效，或者某些地质条件特殊上综采后仍有把握取得较 好的经济效益。 普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一，而产量 平均近综采产量的三分之一。普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬迁容易。对推 进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普 采则可以取得较好的效果。 与综采相比， 普采操作技术比较容易掌握， 组织生产比较容易。 因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械的重点。 炮采工艺的主要优点是技术装备少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比 较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺，但是，由于炮采单产和效率低、劳动 条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采面，特别是在国有重点煤矿都要逐 步改造成普采面。 本带区内煤层赋存稳定，煤层属厚煤层，适合采用综采和普采工艺方式，不适宜用炮 采，可以用普采或综采。但普采年产量不大，无法满足本矿井的产量要求，加上本带区内 分带长较大， 故最终决定采用综合机械化采煤方式。 这样也符合了矿井高产、 高效的要求， 并取得较好的经济效益。 但是就综合机械化开采而言，6.0m 的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与方法：分层 综采；大采高综采；放顶煤综采。它们各有优缺点，下面比较如下： 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 52 页 （1）分层综采工艺 优点： 分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应 各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机等设备尺寸小、轻便，回采工作面搬家方 便。采高一般为 2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，不易片帮，生产环节良好；工作面采 出率高，可达 93-97%以上。 缺点： 巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，产量提高困难；开采投入高。分层开 采时人工铺网劳动强度大，费用高；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可 采下分层。 （2）一次采全高工艺 优点： 工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集 中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。 缺点： 对于煤层厚度比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固 定，适应条件单一，不适宜于煤层厚度变化较大的情况；且要求采用强力支架和刮板运输 机，工作面设备配套成本高。 （3）放顶煤综采工艺 优点： 有利于合理集中生产，实现高产高效。单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘 进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条 件、煤层赋存条件有更强的适应性。 缺点： 煤损较多， 工作面回收率低； 煤尘大， 放煤时煤矸界线难以区别， 使得煤炭含矸率高， 影响煤质；有自然发火、瓦斯积聚的隐患， “一通三防”难度稍大。 比较上述厚煤层开采的三种工艺方式， 分层开采经济效益较差， 不利于矿井实现高产、 高效，故不选用。由于本矿煤厚 6.0m，煤层内生裂隙发育，采用大采高综采时，煤壁极易 片帮，不好控制。又由于带区为低瓦斯区域，瓦斯防治方面不存在大的问题，故适宜采用 放顶煤综采工艺。而对于自然发火，在保证顶煤放落充分的前提下，可以通过采空区灌浆 等措施予以解决。 6.1.3 回采工作面参数回采工作面参数 工作面选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。工作面推进长度为 1482m，煤 层平均厚度为 6m。放顶煤的步距为 0.800m，即为一个采煤机的截深。 （1）工作面长度的确定 综合机械化采煤工作面长度一般为 150220m，每个工作面长度尽可能保持一致，综 合以上几个因素最终确定工作面长度为 209m。 以首采带区为例， 带区倾向垂直长度 1482m， 布置 8 个工作面，每两个工作面间留 3m 的护巷煤柱。 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 53 页 （2）工作面区段平巷参数 根据准备中连续采煤机及其配套设备的尺寸，以及无级绳的尺寸，确定辅助运输斜巷 断面均为宽 5m，高 3m；运输斜巷宽 5m，高 3m。均属于矩形断面。具体的支护方式，以 及断面参数等，在后面的章节详细介绍。 （3）工作面两巷间煤柱 采用单巷掘进，巷道间均留设 3m 宽的护巷煤柱。 根据三机配套原则，确定工作面设备配套如表 6-1。 表 6-1 工作面配套设备 序号 项目 设备型号 制造厂家 1 采煤机 MGTY400/930-3.3D 太原矿山机械厂 2 液压支架 ZFS6200/18/35 北京煤矿机械厂 3 刮板输送机 SGZ-1000/1400 张家口煤矿机械有限公司 6.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式采煤工作面破煤、装煤方式 1采煤工作面破煤、装煤方式 工作面的破煤和装煤均由采煤机螺旋滚筒完成，部分遗留碎煤由输送机上的产煤板转 入溜槽。 2工作面设备选型 （1）采煤机选型 采煤机应具有的最小生产能力： / hy QQ fDTK （6-1） 式中： Qh采煤机应具有的最小生产能力，t/h； Qy设计工作面年产量，t； f能力富余系数，取 1.4； 年生产天数，； 每日采煤机生产时间，； 采煤机开机率，取.。 所以：1500000 1.4/(330 16 0.6)662.8 /680 / h Qt ht h 采煤机平均牵引速度： / 60 ch VQBH C （6-2） 式中： Vc采煤机的平均牵引速度，m/min； B采煤机截深； H采高，m； 煤的容重，1.44t/m3； C工作面采出率，厚煤层取 0.93。 所以：680/(60 0.8 6 1.44 0.93)1.76/min c Vm 采煤机所需装机功率 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 54 页 根据采矿工程设计手册（上） ，当平均采高为 6m，电动机功率为 930kw，煤层高 度增加 10%，电动机功率增加 3%左右，考虑到留一定的富余系数，使采煤机在保证生产 的前提下有较长的使用寿命， 选择采煤型号为 MGTY400/930-3.3D， 主要技术特征见表 6-2。 校核滚筒直径 滚筒直径一般按最大采高的 0.6 倍选择，且符合标准系列。根据最大采高为 2.4m，滚 筒直径应为 1.44m，故选标准滚筒直径 1.8m。适用最大采高 H=2D-0.2=3.5m，采煤机采高 满足要求。 （2）刮板输送机选型 刮板输送机生产能力： chcyv QQKKK （6-3） 式中： Qc刮板输送机的生产能力，t/h； Qh采煤机应具有的最小生产能力，t/h； Kc采煤机割煤速度不均衡系数，取 1.2； Ky考虑运输方向机倾角对刮板输送机能力的影响系数； Kv采煤机与刮板输送机相同方向运动时的修正系数，即 /() vcce KVVV （6-4） 式中： Vc采煤机的平均牵引速度，m/min； Ve工作面刮板输送机链速，m/min。 所以：1.76/(1.761.3)3.82 v K 680 1.2 1 3.823117 / c Qt h 综上所述：选择 SGZ-1000/1400 型刮板输送机，其设计长度 250m，出厂长度 250m， 功率为 2700kw，出厂长度为 250m，其主要技术特征见表 6-3。 表 6-2 采煤机技术特征 参数 单位 数量 制造厂家 太原矿山机械厂 采高范围 m 2.23.5 截深 m 0.8 供电电压 kV 3.3 总功率 kW 930 牵引功率 kW 2 55 机面高度 mm 1593 适应煤层倾角 25 适应煤层硬度 f4 最大牵引力 kN 750 牵引速度 m/min 07.712.8 最大卧底量 mm 250 过煤高度 mm 778 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 55 页 滚筒直径 mm 2000 变频器 2 80kVA 400v 0-80Hz 牵引变压器 170Kva AC3300V/400V/50Hz 降尘方法 内外喷雾 机重 t 53 表 6-3 前后刮板输送机技术特征 参数 单位 数量 制造厂家 张家口煤矿机械有限公司 输送能力 t/h 2500 设计长度 m 250 额定电压 V 3300 装机功率 kW 2 700 链速 m/s 1.3 刮板链型式 中双链 链条规格 38 137-C 链条破断负荷 kN 2200 中部槽规格 mm 1500 1000 340 3工作面割煤方式 双向割煤与单向割煤的优缺点比较见表 6-4。 设计矿井为大型矿井，需要工作面生产能力大，而且选用刮板输送机比较先进，能够 很好的消除过载现象。因此，工作面选用双向割煤法，即采煤机往返一 表 6-4 双向割煤与单向割煤的优缺点比较 割煤 方式 优点 缺点 双向 割煤 一次采全高，割煤量大， 没有采煤机跑空刀的现象 割煤速度慢，并且在割煤过程中产 生大块煤比较多，经常堵塞，造成刮板 输送机过载现象，造成割煤速度严重下降 单向 割煤 割煤速度快，大块煤可以减少, 刮板输送机过载现象基本可以消除 采煤机跑空刀，煤机司机、支架工的劳 动强度加大，支 架很难拉齐，出现漏顶 时，不能拉超前支架，不能有效地控制漏顶 次为两个循环。 经过比较并综合各方面的因素，确定采用端部斜切进刀双向割煤，采煤机采高范围 2.23.5m，截深为 0.8m，设计采高 2.4m，放顶煤 3.6m，设计截深为 0.8m。 进刀方法： 机组割透机头 （机尾） 煤壁后， 将上滚筒降下割底煤， 下滚筒升起割顶煤， 采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截 深全部达到 0.8m 后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位 置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置， 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 56 页 向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾） 、移 溜。机组进刀总长度控制在 30m 左右，进刀方式如图 6.1 所示。 图 6-1 割三角煤断头斜切进刀方式示意图 6.1.5 采煤工作面支护方式采煤工作面支护方式 （1）支架布置 回采工作面的支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条 件选用北京煤矿机械厂生产的 ZFS6200/18/35 型放顶煤液压支架。从工作面机头到机尾分 别布置中间架 139 架，机头机尾出分别布置断头支架 3 架，共计 145 架。支架技术特征见 表 6-5。 （2）支架选型及支护强度验算 确定液压支架的支护强度 采矿工程专业毕业设计手册三机配套图册中放顶煤支架支护强度计算公式为： 0 . 2 1 9 . 7 6 8pkM (6-5) 式中： p支护强度，kPa； k安全系数，一般为 1.21.5； 上覆岩层的体积力，kN/m3； M设计采高，m； 工作阻力计算公式： Fp Ms (6-6) 式中： F支架工作阻力，kN； p支护强度，kPa； 中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计（论文） 第 57 页 放顶煤支架造型系数，一般为 1.52； M设计采高，m； s液压支架中心距，一般为 1.5m。 表 6-5 液压支架技术特征 参数 单位 数量 支架型号 ZFS6200/18/35 支架型式 低位放顶煤 支撑高度 m 1.83.5 适用条件 煤层厚度 m 6.010.0 煤层倾角 2 z=10.7m, the water inrush should take place in terms of Eq.(12). On the other hand, from Eq.(13), we obtain the following equation: Taking z=h=17.8 m into Eq.(15) and calculating w0=w, Therefore, a barrier of at least 17.9m should have been retained to prevent water inrush from the floor through the fault. When the extent of the face advance was 93m, the distance from the coal face to the fault plane was only 12 m. In order to retain a 17.9m thick barrier against the water, the face should have been stopped at the distance (93+12)17.9=87.1m from the fault. Thus, when the extent of the face advance reached 87.1 m, the mining activities at the working face No.9204 should have been stopped in order to avoid the incident. 6 Conclusions From the above study the following main conclusions are reached: When the vertical strata pressure exceeds the compressive strength of the coal seam, a p x 2.15 M e p x sincossincossin65 cos20 z(wx )(123.12)10.7m cos()cos()cos(6520 ) p zcos() wx sincos 0p zcos()17.8cos(6520 ) wwx3.1217.9m sincossin65 cos20 plastic zone known as the yi