煤矿开采学课程设计-关岭县自冶区坪子地采区设计.doc

煤矿开采学课程设计课程名称： 关岭县自冶区坪子地采区设计 学 院： 贵州大学继续教育学院 专 业： 采矿工程 姓 名： 学 号： 20155924 年 级： 2015级 任课教师： 目 录1 采区地质特征11.1采区概况11.2 地质情况及可采煤层情况21.2.1 地质情况21.2.2地质构造31.2.3 煤层41.2.4 井田水文地质条件61.2.5 瓦斯71.2.6 煤的自燃倾向性、爆炸性72采区生产能力及服务年限82.1采区生产能力的确定82.2采区服务年限83采煤方法选择及采区参数选择计算93.1采煤方法选择93.2 采区（或盘区、分区）参数选择计算93.2.1采区斜长及走向长93.2.3煤柱尺寸93.2.4区段斜长和数目的确定93.2.5 矿井通风方式104采区巷道布置114.1采区巷道布置方案的选择114.1.1 方案一114.1.2 方案二114.1.3 方案比较及确定124.2二采区准备方式134.2.1 区段工作面划分134.2.2 开采顺序134.2.3 采掘面安排134.2.4 工作面生产能力145回采工艺155.1设计回采工作面概况155.2 回采工艺的确定155.2.1 工作面落煤155.2.2工作面运煤155.2.3工作面支护及顶板管理155.2.4回采工艺165.3循环方式、作业形式的选择及循环图表的编制166采区设计概算及工作面成本计算176.1 采区概算176.1.1井巷工程投资概算表176.1.2设备器材及安装投资概算表186.1.3安全设施投资概算207小结21参考文献22附 录23 贵州大学本科课程设计 第 23 页1采区地质特征1.1采区概况坪子地煤矿位于关岭县城南西侧花江镇下哨村，距花江镇政府约13Km，距320国道约6Km，距幺铺火车站约60Km。矿区有乡村公路，有自修的简易公路，交通较为方便（见交通位置图图1.1）。图1.1 交通位置图矿区地理坐标为：东经10530311053144，北纬：255102255155。该矿企业性质属私营，该矿行业管理隶属关岭自治县煤炭局管辖。1.2 地质情况及可采煤层情况1.2.1 地质情况区内出露二叠系上统及三叠系中下统地层，分布于花江背斜核部及两翼，沟谷地带零星有第四系分布，结合收集钻孔资料，由新至老分述如下：第四系（Q）：黄褐色砂质粘土及亚粘土夹岩石碎块，沿缓坡及沟谷分布。与下伏地层呈不整合接触。厚015m。关岭组（T2g）: 分布于矿区外南西边缘，为灰、灰白色薄至薄层泥质白云岩、砂质泥粉晶白云岩与灰绿、紫红色钙质粘土岩呈韵律层，底部为12m厚玻屑凝灰岩，俗称“绿豆岩”。 与下伏地层呈整合接触。厚度100m。永宁镇组（T1yn）: 分布于矿区外南西边缘，为一套灰岩，泥灰岩，白云岩与粘土岩组合，主要分布花江背斜南西翼，与下伏夜郎组整合接触。按岩性分五段：第五段（T2yn5）: 分布于矿区外南西边缘，灰色厚层至块状弱方解石化、去膏化泥晶白云岩、角砾状白云岩，厚度5070m。第四段（T2yn4）: 分布于矿区外南西侧，灰、灰白、深灰色薄至中层含粉砂质泥晶白云岩、含生物屑微晶白云岩，具水平纹层，厚度5070m。第三段（T1yn3）: 分布于矿区外南西侧窑上一带，灰色薄至中层生物屑灰岩、砾砾屑白云质灰岩，中部夹蠕虫状泥质灰岩，厚130140m。第二段（T1yn2）: 分布于矿区外南西侧窑上一带，紫红、黄绿色薄层钙质粘土岩、粉砂质粘土岩与灰、深灰色薄至薄层灰岩、泥灰岩不等厚互层。厚度5070m。第一段（T1yn1）: 分布于矿区南西部，上部为浅灰、肉红色薄层灰岩，局部夹浅灰色薄层鲕粒灰岩。下部为浅灰至深灰色薄至薄层灰岩与泥质灰岩呈不等厚互层，夹白云质灰岩，蠕虫状灰岩。厚200310m。夜郎组(T1y) :为一套砂岩、粘土岩与灰岩组合，分布于花江背斜两翼,呈北西向展布，岩性由北西向南东灰岩有增多的趋势，与下伏长兴大隆组呈整合接触。按岩性分三段：第三段(T1y3) : 分布于矿区南西部，褐黄、紫红、灰绿、棕色等杂色薄至中层粘土质粉砂岩、钙质粘土岩、粉砂质粘土岩夹浅灰色灰岩、泥灰岩。厚度50100m。第二段(T1y2) : 分布于矿区中南部，下部为灰、灰白色厚层至块状亮晶鲕粒灰岩、粉晶灰岩夹泥质灰岩；中部为灰、浅灰、褐黄色薄至中层泥晶灰岩、泥质条带灰岩夹紫红、褐黄色铁质粘土岩、粘土质粉砂岩，具水平层理；上部为灰、浅灰色中至厚层亮晶鲕粒灰岩、泥晶灰岩、泥灰岩夹褐黄色粉砂质水云母粘土岩。厚度295355m。第一段(T1y1) : 分布于矿区中部，下部为灰绿、灰褐色薄至中层粉砂岩、粉砂质粘土岩夹浅灰色薄至中层泥灰岩；中部为灰、灰黄色薄层砂质灰岩、泥灰岩；上部为灰色、黄绿色薄至薄层粉砂岩、粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩夹灰色、深灰色中层泥灰岩及灰岩。厚度450465m。长兴大隆组(P3c+d) : 分布于矿区中部，深灰色薄层粘土岩，钙质粘土岩，粉砂质粘土岩夹生物屑灰岩、生物屑泥灰岩，灰岩局部含燧石结核和团块。顶部35层厚220cm黄绿色蒙脱石粘土岩。底部以灰至深灰色薄层生物屑灰岩为本岩性段底界，生物以腕足类、腹足类及海百合茎常见，为矿区内煤层对比第五标志层(B5)(厚度6.1511.33m，平均厚度8.97m)。与下伏龙潭组呈整合接触，厚度2940m。龙潭组(P3l) : 龙潭组(P3l)以粘土质粉砂岩及粉砂质粘土岩为主夹灰岩、粘土岩、砂岩、粉砂岩、炭质粘土岩及煤层（线）岩性组合。分布于花江背斜核部，总体呈北西向展布，从北西向南东厚度有变厚趋势，出露及钻遇厚度大于1200m。按岩性组合特征分三段：龙潭组(P3l3) : 分布于矿区中北部，深灰至灰色薄至薄层粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩夹粉砂岩、砂岩、钙质砂岩、生物屑灰岩、生物屑泥灰岩及黑色至灰黑色薄层炭质粘土岩和煤（层）线，底部为一层厚4.36.8m深灰色薄层生物屑含燧石团块灰岩。厚度144180m。含煤310层，含煤系数1.84%3.33%，区内可采煤层1层，其中C8厚0.851.54 m, 平均厚1.08m,为区内次要含煤地层。龙潭组(P3l2) : 灰色至深灰薄至薄层粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩夹粉砂岩、砂岩、钙质砂岩、生物屑灰岩、黑色薄层炭质粘土岩和煤（层）线，底部以黑色薄层炭质粘土岩和煤（层）线为界。含煤916层，含煤系数1.92%3.52%，区内含可采煤层、局部可采煤层5层，区内可采煤层C3厚度0.955.13m，平均厚度2.35m，区内大部可采煤层1层C6，厚0.751.90 m, 平均厚1.38m,局部可采煤层3层C4、C2、C1，其中C4厚0.351.27m,平均厚0.87m，C2厚0.501.13m, 平均厚0.88m，C1厚0.751.64m, 平均厚1.20m。为区内主要含煤地层。龙潭组(P3l1) : 顶部为灰色、深灰色中至厚层块状粘土质粉砂岩夹深灰色薄至薄层泥晶生物屑灰岩，下部为灰、深灰色薄至薄层砂质、粉砂质粘土岩、砂岩。具纹层状构造。厚度800m。1.2.2地质构造区内构造主要为北西向的褶皱和断裂，现将主要构造特征简述如下：（1）褶皱：位于矿区外北东侧的花江背斜是本区的主要构造，背斜轴线走向总体呈北西向，枢纽向南东和北西逐渐倾伏，矿区内长大于11km，核部地层宽缓，岩层倾角1015，两翼岩层较核部陡，倾角2540，且核部向两翼倾角逐渐增大，局部地段倾角大于45，南西翼岩层较北东翼岩层稍缓，两翼地层基本对称，呈箱状展布。核部出露龙潭组第一段(P3l1)地层，两翼地层依次为龙潭组第二段(P3l2)、第三段(P3l3)，长兴大隆组(P3c+d)，夜郎组第一段(T1y1)、第二段(T1y2)、第三段(T1y3)，永宁镇组第一段(T1yn1)、第二段(T1yn2)、第三段(T1yn3)。（2）断裂：F1：位于花江背斜近轴部附近，贯穿全区，为工作区主要断层，走向北西，倾向340，倾角65，长度大于10km，已出图幅，为逆断层，断层破碎带宽2060m，以断层角砾岩、碎裂岩、构造透镜体、擦痕、镜面及铁染等为主要特征，局部见烘烤现象，见硅化、褐（黄）铁矿化、方解石化等蚀变，断层两盘见牵引揉皱，有石英脉及方解石脉发育，局部地段地层直立或倒转，断层在不同地段，不同岩性岩层中其倾向及倾角有所不同。 F2：位于工作区花江背斜北东翼，走向北北西，倾向南西西，倾角6070，长度大于1km，已出图幅，为工作区次级断层，断层破碎带宽510m，见断层角砾岩，具硅化，碎裂化，见滑动镜面，擦痕及阶步，区内上下盘地层均为龙潭组第一段(P3l1)，为逆断层，穿过含煤地层。F3：位于矿区外北侧，走向3555，倾向南东，倾角6070，西缓东陡，南东盘上升，北西盘下降，为逆断层，破碎带宽1050m，见构造透镜体，断层角砾岩,具弱硅化、黄铁矿化及方解石化等蚀变。断层附近节理发育，上、下盘见牵引褶曲。旁侧时见派生的低序次小断裂。穿过含煤地层。F4：位于矿区外南东侧，走向近东西，倾向北，倾角5060，西陡东缓，北盘下降，南盘上升，为正断层。旁侧偶有派生的低序次小断裂。穿过含煤地层。该矿区位于花江背斜的南西翼，为一单斜地层，岩层走向NW335，倾向SW，倾角30，矿区内未发现较大断裂，属地质构造简单矿区。1.2.3 煤层1、含煤性区内含煤地层为上二叠统龙潭组(P3l)，为一套海陆交互相粉砂岩、粘土岩、生物屑灰岩、砂岩组成不等厚互层夹炭质泥岩、泥灰岩及煤层(线)岩性组合，可采煤层主要产于含煤岩组下部和上部，中部只见薄煤，不含可采煤层。按其岩性组合分为龙潭组第二段(P3l2)、第三段(P3l3)。现分述如下：第三段(P3l3)：厚度144.35180.07m，平均厚度155.19m。含煤510层，含煤厚度2.995.64m，含煤平均厚度4.45m，含煤系数1.943.43%。含煤平均系数2.78%，含可采煤层1层，可采煤层厚度0.851.54m，可采煤平均厚度1.14m，含可采煤系数0.961.64%，含可采煤平均系数1.25%。可煤层产于上部，区内可采煤层1层(C8)，为粒状至粉状煤，为区内次要含煤地层。第二段(P3l2)：厚度260.03311.97m,平均厚度277.75m。为该区主要含煤地层。含煤916层，含煤厚度4.989.96m，含煤平均厚度8.14m,含煤系数1.923.52%,含煤平均系数2.92%，含可采煤层26层，可采煤层厚度2.327.22m，可采平均厚度4.81m，含可采煤系数0.742.95%，含可采煤平均系数1.88%。可采煤层产于中下部，全区可采煤层1层(C3)，大部可采1层（C6），局部可采3层(C1、C2、C4)。除C3为粉煤外，其余煤层多为粒状煤至块煤，且含0数层厚度不等夹矸，多为复煤层，结构较复杂。矿区内含煤地层及煤层产状：煤层产状大致与围岩产状一致，倾向230250，倾角2638。2、可采煤层二采区范围只开采C8煤层，C8煤层产于龙潭组第三段(P3l3)顶部，是龙潭组第三段自下而上第一层可采煤层，俗称“盖顶煤”，为黑色半暗至半亮型无烟煤，为单煤层，具细条带状结构，多呈块状、碎块状，具玻璃至金属光泽，产粒状、片状、条纹状及结核状黄铁矿。以粉煤为主。厚0.851.54 m, 平均厚1.14m。二采区内可采煤层为1层，即C8煤层。C8煤层：直接顶板为炭质粘土岩，厚度0.001.91m，平均厚度0.43m，老顶为含生物屑粘土岩，局部地段含钙质或粉砂质，直接底板为炭质粘土岩或粘土岩，厚度0.000.56m，平均厚度3.78m，老底粘土质粉砂岩或粉砂岩。矿井可采煤层煤层特征详见表1.1。表1.1 可采煤层煤层特征表煤层编号平均厚度(m)倾角()平均层间距(m)煤层稳定性煤层结构顶底板岩性顶板底板C81.1430与C6煤层278.66较稳定较简单炭质粘土岩炭质粘土岩或粘土岩二采区煤质1）二采区煤层主要煤质指标Ad、Vdaf、St.d、Qnet.ar等沿走向及倾向变化，根据煤炭质量分级、煤炭灰分分级标准（GB/T15224.1-2004）C8属中灰；根据煤炭质量分级、煤炭硫分分级标准（GB/T15224.2-2004），煤层为中高硫煤；参照煤炭质量分级、煤炭发热量分级（GB/T15224.3-2004）标准，变质程度为无烟煤1阶段。 表1.2 C8煤层煤质特征表 煤层编号灰分挥发分固定碳全硫发热量备 注Ad%Vd af%Fcad%St,d%Qnet.armj/kgC824.076.6667.282.9725.47原煤二采区煤层有害元素分析综合成果见各煤层煤质分析成果表，从表中可以看出煤炭中磷、砷含量较低，属特低磷、低砷煤，氟、氯含量较高，对环境无影响。 表1.3 C8煤层有害元素分析成果表（原煤） 煤层号有害元素（10-6）AsFClP备 注C81.2619050本次核实收集综合样2）煤的风、氧化带对煤层风化带和氧化带的划分，目前尚无统一标准，一般把接近地表浅部煤的物理性质和化学性质都发生了变化的称风化带。而把较深处煤的物理性质变化不大，只有化学工艺性质有变化的地带称为氧化带，广义的氧化带也包括了风化带。根据（87）煤地字第656号文煤炭资源勘探煤样采取规程中风、氧化带煤样的采取方法，一般在沿煤层倾向开掘的斜井中采取。但由于本区的小煤矿已全部关闭，未能找到适宜采样的地点，本次勘查未能采取风、氧化带煤样。根据区内小煤矿调查资料推测煤层的风、氧化带为垂深20m左右。其他开采技术条件1）二采区煤层顶底板条件C8煤层：直接顶板为炭质粘土岩，厚度0.001.91m，平均厚度0.43m，老顶为含生物屑粘土岩，局部地段含钙质或粉砂质，直接底板为炭质粘土岩或粘土岩，厚度0.000.56m，平均厚度3.78m，老底粘土质粉砂岩或粉砂岩。1.2.4 井田水文地质条件根据区域水文地质特征、矿区水文地质条件分析，矿井充水因素主要有：地下水、老窑或采空区积水、第四系孔隙水、地表水及大气降水，该矿床的充水水源主要是溶洞裂隙水，老窑采空区、本矿井的采空区和废弃的巷道的积水及中哨河、邻近矿区采空区积水等。充水水源基本无水头压力，无承压含水层，对各煤层的开采没有造成水患影响。本区碳酸盐岩地层较厚，岩溶裂隙和小管道较为发育，岩溶地下水较丰富，含水岩层富水性不均。上二叠统龙潭组含煤地层是矿井的直接充水含水层，含煤地层之上的下三叠统永宁镇组（T1yn）、夜郎组(T1y)及上二叠统长兴大隆组（P3c+d），是矿床的间接充水含水层。在矿区内不受强含水层威胁，防治水工作易于进行。依据防治水规定第十一条分析论证，矿井水文地质条件属中等类型。根据矿区水文地质条件，预计矿井二采区投产后矿井正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为60m3/h。1.2.5 瓦斯根据贵州省能源局文件（黔能源发2012496号）关于对安顺市煤矿安全生产监督管理局关于对安顺市煤矿企业2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的请示的批复，关岭自治县坪子地煤矿为高瓦斯矿井；根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，经计算，矿井+1300m水平标高以上相对瓦斯涌出量为：29.6m3/t。绝对瓦斯涌出量为：5.61m3/min。1.2.6 煤的自燃倾向性、爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2007年7月提交的坪子地煤矿C8、C6、C4、C1煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告，该矿C8、C4、C1煤层为不易自燃煤层，2010年9月16日提供C6、C2、C3煤层为不易自燃煤层。二采区C8煤层按不易自燃煤层进行设计。根据贵州省煤田地质局实验室2007年7月提交的坪子地煤矿C8、C6、C4、C1煤层煤尘爆炸性鉴定报告，该矿C8、C6、C4、C1煤层煤尘无爆炸危险性，2010年9月16日提供的C2、C3煤层的煤尘无爆炸危险性。二采区C8煤层按无煤尘爆炸危险性矿井设计。2 采区生产能力及服务年限2.1采区生产能力的确定根据资源条件，如资源/储量、安全条件、煤层开采条件等确定矿井生产规模采区内储量相对丰富，煤层赋存比较稳定，矿区地质构造简单、水文地质条件中等复杂、煤尘没有爆炸性、煤炭按三类自燃煤层是矿井建设的有利条件，但矿井煤层瓦斯含量高、煤层有突出危险性可能，是矿井开采的不利因素。井田具备建设9万吨矿井的资源基础根据资源储量核实报告经计算采区可采储量15.6万吨，按9万吨井型计算服务年限为1.3年，其服务年限基本能够9万吨井型对采区的资源要求。地质条件较好开采煤层为薄煤层，各煤层以为较稳定煤层为主，无地质热害，开采条件较好。工作面生产能力、采区同时生产工作面个数受瓦斯、开拓开采布置和采场大小的限制，这是确定矿井生产能力的基础。瓦斯对工作面的限产结合贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局颁发的文件（黔安监管办字2007345号）“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”，关岭自治县属于煤与瓦斯突出区域。因此，在未鉴定C8煤层时，本设计在开采C8煤层时，按煤与瓦斯突出危险性的煤层设计和管理；建议尽快补做C8煤层+1300m以上煤层的煤与瓦斯突出危险性鉴定，并根据鉴定结果管理矿井。设计按有煤与瓦斯突出危险考虑，必须建立综合抽放系统，对矿井煤层进行预抽消突，才能进行生产，将煤层瓦斯含量降至8m3/t后，矿井要达到9万吨，基本上才不受到瓦斯涌出的制约了，详细计算过程详见矿井通风部分内容。采区同时生产的工作面个数确定根据以上分析，矿井回采工作面采用炮采，二采区只需布置1个炮采工作面，即可达到全矿井9万吨生产能力。综上所述，设计采区生产能力 9万吨/年是可行的。2.2采区服务年限服务年限=可采储量/（矿井设计能力储量备用系数）15.6/(91.30)1.3(年)3 采煤方法选择及采区参数选择计算3.1采煤方法选择煤层呈单斜构造，倾角变化不大，平均30，煤层属倾斜煤层。二采区内可采煤层有C8煤层，赋存较为稳定，属薄煤层，厚度为1.14m。C8直接顶板为炭质粘土岩，厚度0.001.91m，平均厚度0.43m，老顶为含生物屑粘土岩，局部地段含钙质或粉砂质，直接底板为炭质粘土岩或粘土岩，厚度0.000.56m，平均厚度3.78m，老底粘土质粉砂岩或粉砂岩。根据煤层赋存条件、开采技术条件及巷道布置情况，结合当地煤矿采煤方法的应用经验，设计采煤方法为走向长壁式。 3.2 采区（或盘区、分区）参数选择计算3.2.1采区斜长及走向长由于本矿井采煤工艺采用炮采，年产量为9万t/a，根据煤层赋存条件和采矿设计手册及设计规范规定为了保证采区均衡生产。因为各种条件的限制，根据开采方案划分范围，二采区设计开采区域位于矿井一水平标高+1300m以下至矿界。采区走向长约950m，倾斜最长平均约360m。3.2.2回采工作面长度、形式矿井设计生产能力9万t/a，开采煤层为薄煤层，煤层倾角平均为30，赋存较稳定。设计回采工作面采用炮工艺，设计布置走向长壁工作面，沿走向推进，工作面用DW1630/100型单体液压支柱和HDJA1000型金属铰接顶梁支护，回采工作面配GMZ1.2型煤电钻2台，采用放炮落煤，工作面采用一台SGB-420/40刮板运输机，12801运输巷选用一台DSJ65/15/30型胶带输送机和一台SGB420/40转载机运输，采用JH2-8回柱绞车回柱，工作面用DW1630/100型单体液压支柱和HDJA1000型金属铰接顶梁支护其支撑高度10051600mm，额定工作阻力，300kN。3.2.3煤柱尺寸通过参阅采矿设计手册及设计规范以及采区地质条件等因素决定，在矿井可能受到水害威胁的地段留设一定宽度或高度的煤(岩)柱，用以堵截水源流入矿井巷道，这段煤(岩)柱称之为防水煤(岩)柱。采区风氧化带煤柱为30米；采区边界，故留20米的边界煤柱。3.2.4区段斜长和数目的确定坪子地煤矿二采区位于矿井北翼，二采区设计开采区域位于矿井一水平标高+1300m以下至矿界。采区走向长约950m，倾斜最长平均约360m。根据二采区煤层赋存、采区巷道布置情况及工作面有关参数，设计将二采区划分3个区段共6个工作面，二采区可采煤C8煤层，通过从二采区三条上山布置区石门联系各煤层。3.2.5 矿井通风方式矿井采用并列式通风，机械抽出式通风方法。经计算：矿井开采二采区时通风容易时期和困难时期矿井需风量分别为41m3/s 和41m3/s，矿井开采二采区时通风容易时期通风阻力为777.39Pa，困难时期通风阻力为896.50Pa。4 采区巷道布置4.1采区巷道布置方案的选择综合矿井的实际情况，二采区可比选方案较少。4.1.1 方案一该方案利用现有的三条井筒，副平硐井筒内铺设22kg/m钢轨，轨距600 mm，担负矿井矸石、材料、设备、等辅助运输、管线铺设和进风任务；回风平硐主要担负二采区回风任务；主平硐担负矿井辅助煤炭运输、进风和行人， 矿井三条上山分别与三条筒连通，然后在C8煤层底版布置三条上山；矿井二采区三条上山布置在C8煤层底板，在三条井筒标高+1302.0联巷处开口，二采区轨道上山在标高+1302.0m联巷处C8煤层底板以29坡度掘进到标高+1450.0m处落平，落平后施工上部车场20m和绞车房；二采区回风上山在标高+1302.0m联巷处C8煤层底板以29坡度掘进到标高+1450.0m处落平；二采区运输上山在标高+1302.0m联巷处施工煤仓绕道到标高+1310.0m,在标高+1310.0m施工5米深煤仓与主平硐形成运煤系统，在C8煤层底板标高+1310.0m以29坡度掘进到标高+1450.0m处落平，在标高+1450.0m用联巷贯通形成二采区三条上山主系统。在轨道上山标高+1360m同层位布置101和102底板抽放巷进风巷，在轨道上山标高+1415.0m同层位布置101和102底板抽放巷回风巷，用联络巷贯通两巷形成底板抽放巷系统。在标高+1409.0m施工12802材料石门和12801进风石门后再以19度施工材料斜巷至标高1415.0m布置12801运输巷和12802运输巷掘进头，在标高+1450.0m施工平材料石门揭煤后布置12801回风巷，用12801工作面联通形成12801工作面系统。矿井回采工作面运输巷和回风巷断面按炮采设计；采用锚杆支护，掘进断面积6.5，净断面积6.4。 (详见采区布置平、剖面图及断面图)。经现场勘查，该矿现已形成的主要开拓及准备巷道均能满足生产、安全的要求，均可以利用。4.1.2 方案二该方案利用现有的三条井筒，主平硐担负矿井辅助煤炭运输、进风和行人，副平硐井筒内铺设22kg/m钢轨，轨距600 mm，担负矿井矸石、材料、设备、等辅助运输、管线铺设和进风任务；回风平硐不担负二采区回风任务；利用二采区回风上山出地表，作为二采区回风井，有减小回风阻力的特点。矿井三条上山分别与三条筒连通，然后在C8煤层底版布置三条上山；矿井二采区三条上山布置在C8煤层底板，在三条井筒标高+1302.0联巷处开口，二采区轨道上山在标高+1302.0m联巷处C8煤层底板以29坡度掘进到标高+1450.0m处落平，落平后施工上部车场20m和绞车房；二采区回风上山在标高+1302.0m联巷处C8煤层底板以29坡度掘进到标高+1450.0m处落平；然后布置二采区回风井出地表作为二采区专用回风；二采区运输上山在标高+1302.0m联巷处施工煤仓绕道到标高+1310.0m,在标高+1310.0m施工5米深煤仓与主平硐形成运煤系统，在C8煤层底板标高+1310.0m以29坡度掘进到标高+1450.0m处落平，在标高+1450.0m用联巷贯通形成二采区三条上山主系统。在轨道上山标高+1360m同层位布置101和102底板抽放巷进风巷，在轨道上山标高+1415.0m同层位布置101和102底板抽放巷回风巷，用联络巷贯通两巷形成底板抽放巷系统。在标高+1409.0m施工12802材料石门和12801进风石门后再以19度施工材料斜巷至标高1415.0m布置12801运输巷和12802运输巷掘进头，在标高+1450.0m施工平材料石门揭煤后布置12801回风巷，用12801工作面联通形成12801工作面系统。矿井回采工作面运输巷和回风巷断面按炮采设计；采用锚杆支护，掘进断面积6.5，净断面积6.4。 (详见采区布置平、剖面图及断面图)。经现场勘查，该矿现已形成的主要开拓及准备巷道均能满足生产、安全的要求，均可以利用。4.1.3 方案比较及确定二个方案的二采区工程量比较见表4.1，优缺点比较见表4.2。表4.1 开拓方案井巷工程量比较表工程类别单位方案一方案二备注工程量井巷工程量m39394165新建地面工工程量m利用现工业场地新建二采区风井场地表4.2 开拓方案优缺点比较表方案方 案一 方 案二优点1、相对方案二少布置一个二采区回风井，井巷工程量减少126米。2、地面少布置一个二采区回风井的工业场地；1、缩短了二采区回风距离，有利于通风管理缺点1、回风路线长，风阻大。1、增加一个地面工业地场地，土石工程量大；2、增加风机2台；生产运营成本高；3、需要修建很长的进场公路；4、多增加工程量126米。通过上述两个方案比较，方案一和方案二大体相同，案二井巷工程量多126m，布置一个采区风井工业场地，增加征地费用及2台风机成本，需要新修简易公路与工业场地相连，极大的增加了初期投资费用，由于二采区可采煤层只有C8煤层，并且采区服务年限较短，矿井现有的巷道能满足回风要求；相对于方案二所增加费用，方案都不用增加，综合分析，方案一具有初期生产运营费用省，投资少，见效快的特点，因此设计推荐方案一。4.2 二采区准备方式4.2.1 区段工作面划分根据二采区煤层赋存、采区巷道布置情况及工作面有关参数，设计将二采区划分3个区段共6个工作面，二采区可采煤C8煤层，通过从二采区三条上山布置区石门联系各煤层。4.2.2 开采顺序1、煤层间开采顺序本采区可采煤层为C8煤层。 2、采区内区段间开采顺序区段间遵循自上而下的开采顺序。3、工作面的开采顺序工作面的开采顺序：先开采采区东南12801工作面，西北面的12802作为接替工作面。4.2.3 采掘面安排工作面接替顺序：12801工作面12802工作面12803工作面12804工作面12805工作面12806工作面二采区工作面接替关系见表4.3。表4.3 接替工作面参数走向长（m）斜长（m）采高（m）容重（m3/t）储量（万t）生产能力（万t）可采期（月）12801工作面290801.141.43.193.412802工作面480801.141.45.295.712803工作面290751.141.42.79312804工作面480751.141.44.59512805工作面290751.141.42.79312806工作面480751.141.44.5954.2.4 工作面生产能力矿井设计生产能力为9万t/a，根据煤炭工业小型矿井设计规范，结合坪子地煤矿实际施工情况及开采煤层的顶底板情况，首采工作面C8煤层平均厚1.14m，(12801采面)斜长90m，设计以一个炮采工作面达到设计生产能力，工作面回采率97%，首采面采用“三班采煤，一班检修”的作业方式；按年工作日330天，炮采工作面年推进度为650m。年生产能力为：QLDamC906501.141.40.979.06(万t)采区掘进出煤按采煤工作面产量的5%考虑，则A掘A采5%9.065%0.45(万吨)采区年生产能力为：A采区A采A掘9.060.459.51(万吨)采区生产能力满足矿井生产能力要求。5 回采工艺5.1设计回采工作面概况煤层呈单斜构造，倾角变化不大，平均30，煤层属倾斜煤层。二采区内可采煤层有C8煤层，赋存较为稳定，属薄煤层，厚度为1.14m。C8直接顶板为炭质粘土岩，厚度0.001.91m，平均厚度0.43m，老顶为含生物屑粘土岩，局部地段含钙质或粉砂质，直接底板为炭质粘土岩或粘土岩，厚度0.000.56m，平均厚度3.78m，老底粘土质粉砂岩或粉砂岩。5.2 回采工艺的确定根据煤层赋存条件、开采技术条件及巷道布置情况，结合当地煤矿采煤方法的应用经验，设计采煤方法为走向长壁式。 矿井生产能力9万吨/年，开采煤层为薄煤层，煤层倾角变化不大，平均30，设计采用炮采工艺。5.2.1 工作面落煤放炮落煤，班推进度为1.0m。5.2.2工作面运煤采用SGB420输送机运输。5.2.3工作面支护及顶板管理设计布置走向长壁工作面，仰采式回采，沿走向推进，工作面用DW1630/100型单体液压支柱和HDJA1000型金属铰接顶梁支护，齐梁齐柱式布置方式，柱距0.8m，排距1.0m，“三、四”排控顶，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m，放顶步距为1.0m，全部垮落法管理顶板。上下巷超前加强支护采用DZ2530/100型单体液压支柱，从工作面煤壁往外10m范围内采用双排支护，再往外10m范围内采用单排支护。工作面组织形式为三班采煤，一班放顶、检修。工作面初次放顶期间，工作面如压力大，工作面切顶线每隔0.8m打一棵戗柱支护，煤壁落煤后及时挂梁支护，若顶板压力较大，可增设木垛。煤壁采用贴帮柱支护，采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。端头支护：在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱（一窝三柱） 戗柱切顶。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.0m。上下端头采用8根(4组)矿用形钢配DW1630/100单体液压支护(四对八梁)，加强支护，并保持出口畅通。 支护密度验算：P=Kmcos式中：P支护强度，t/m2；K备用系数，取K=6；Y岩石容重，2.5t/m3；m采高，平均1.14m；煤层倾角，平均30。P=61.142.50.866=14.8（t/m2)采场最大面积S=904.2=378m2 ，所设支柱数n=（90/0.8）4=450根，则支护密度为450/378=1.19根/m2，DW1630/100型单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t/根，考虑相关因素的影响，承载能力考虑0.85的系数，则每根支柱的承载能力为300.85=25.5t/根。而支护所需要的支护强度为14.8t/m2 ，支柱实际提供的支护强度为1.1925.5=30.345t/m2 ，因此所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。5.2.4回采工艺在回采工作面配置2台煤电钻，回采作业包括打眼、装药、放炮、运煤、支护等工作。放炮从工作面下端开始，逐段往向上。每采煤一次，工作面沿走向推进1.0m，再进行下一循环的打眼、装药、放炮、出煤、支护等项工作。5.3循环方式、作业形式的选择及循环图表的编制根据煤层赋存情况和支护方式，本工作面一次采全高，循环进度为1m。工作面人员安排及工作时间见5.1表5.1 劳动组织排队表序号工种一二三合计1炮工22262攉煤工555153支护工555154移溜工33395输送机司机33396运料工555157电工22268泵站司机11119班长111110副班长长111111管理人员111112验收员111113带班矿长1111合计313131936 采区设计概算及工作面成本计算6.1 采区概算6.1.1井巷工程投资概算表表 6.1 井巷工程投资概算表序号巷道名称岩性支护方式长度（m)长度费用单价1二采区轨道上山岩锚喷6.8294653519212902二采区运输上山岩锚喷7.13290653518951503二采区回风上山岩锚喷7.9289653518886154101底板抽放进风巷岩锚喷5.77300517715531005101底板抽放回风巷岩锚喷5.77300517715531006102底板抽放进风巷岩锚喷5.7711051775694707102底板抽放回风巷岩锚喷5.77456517723607128101底板抽放联络巷岩锚喷5.77456653529799609102底板抽放联络巷岩锚喷5.77110653571885010101底板进风巷绕道石门岩锚喷6.245517723296511102底板进风巷绕道石门岩锚喷6.245517723296512101底抽巷回风石门岩锚喷6.27651773934521312801运输巷煤锚杆6.5320517716566401412801回风巷煤锚杆6.5340517717601801512801工作面煤单体3.58051774141601612801回风石门岩锚喷5.82851771449561712801、12802进料石门岩锚喷6.2155177776551812802运输巷掘进头煤锚杆6.55051772588501912802回风巷掘进头煤锚杆6.55051772588502012802回风石门岩锚喷6.2155177776552112802工作面运输巷材料石门岩锚喷6.24265352744702212802工作面运输巷回风石门岩锚喷6.232653520912023轨道巷绕道联络巷岩锚喷12.1475653549012524二采区上部车场岩锚喷12.1420685813716025绞车硐室回风绕道岩锚喷5.826653516991026煤仓行人绕道岩锚喷5.820653513070027永久避难硐室岩锚喷7.935653522872528临时避难硐室岩锚喷6.8205177103540合计226923256.1.2设备器材及安装投资概算表表 6.2 设备器材及安装投资概算表序号设备、材料名称技术特征单位数量单价(元)总价(元)安装(元)一提升、运输设备1二采区轨道下山提升绞车JTB1.00.8W台13600003600002二采区运输下山溜槽米170200340003运输巷刮板机SGB-420/40台13961923961924铺道15kg/mm35080280005铺道22kg/mm350100350006道岔ZDK615-3-6（左、右）付124000480007道岔ZDK622-4-6（左、右）付104000400008挡车器个415006000小计1054100158115二掘进、回采设备1单体支柱DW16-30/100根5408504590002乳化液泵站RBZ80/200台225000500005潜水泵FWQB30-18台4800032000小计46700070050四通风系统1风门主要为双向风门对8120096002风门主要为单向风门道110001000其他10000小计208003120五压风系统1压风管路m150045675002其他10000小计10000015000六安全及监控系统（一）防尘洒水1钢管DN100m50040200002钢管DN50m70030210003三通闸阀DN50505025004三通闸阀DN1001025025005喷头个5084006其他30000小计7640011460（二）监控系统1甲烷传感器KG900lC台325000750002设备开停传感器GT-L(A)台1120012003风速传感器KGF15