采矿工程毕业设计（论文）-涡北煤矿1.8 Mta新井设计.doc

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第91页 井田境界和储量井田境界井田范围在煤炭为井田时，每个井田确保合理的状态和大小，使煤的各部分可以合理开发。煤田划分为原则的范围：井田范围内的储量，开采的条件以及煤层赋存情况要与矿井生产能力相适应；保证井田有合理尺寸；利用自然条件对地质构造（断层）等进行充分的划分；处理好相邻矿井之间的关系，合理规划矿井开采范围。南起F3断层及其分支的F3-1断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶界面的隐伏露头线，向西的边境为32煤层-1000 m等高线的地面投影线。煤层埋深-400-1000 m在勘探范围内，-1000 m以下的煤层尚未勘探。由于-1000 m以深煤层单独建井从技术经济方面考虑不成立，因此其范围和储量应划属本井田，作为本井田的接续储量。采矿许可证拐点坐标见表211。开采界限上二叠统石河子组下部砂岩：K3的底部，绑定到平顶山砂岩厚度下，约642米。含1，2，3，三煤层（组），3号煤层为当地煤层。下二叠统下石盒子组：IDA内主要含煤地层下砂岩从骆驼碗底，绑定到3号煤集团K3砂岩底部，246.74 255.32米的地层厚度，下统山西组：底界以太原组灰岩之顶为界，上界至铝质泥岩下骆驼钵砂岩之底，厚为约66.85 108.11 m，平均厚为87.76 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层等组成。开采上限：3号煤层以上无经济可采煤层。下部边界：10号煤层以下无经济可采煤层。井田尺寸井田近似一矩形，南北长6.66.7 km，东西宽1.943.01 km。面积17.2 km2。矿井储量工业资源/储量矿井工业储量的可行性评价地质资源量，其经济价值的可靠性系数的内在经济边际经济及以上的储备基地和乘以资源储量，计算公式： （式2.2.2）式中：Zg 矿井工业资源/储量，万t；111b 探明的资源量中的经济的基础储量，万t；122b 控制的资源量中的经济的基础储量，万t；2M11 探明的资源量中的边际经济的基础储量，万t；2M22 控制的资源量中的边际经济的基础储量，万t；333 推断的资源量，万t；可靠性系数，一般从0.7到0.9，在稳定的条件都大的煤层，地质构造比较简单，一般以0.8。根据公式2.2.2及表223中的数据可以计算得18691.95万t。此储量为8煤层的工业资源储量。由于另外四层煤厚度小且为局部可采不稳定煤层，因此本设计中没把此储量作为矿井的工业/资源储量。矿井可采储量1）安全煤柱留设原则 2）矿井永久保护煤柱损失量（1）井田边界保护煤柱保护煤柱采场边界煤柱宽20米，是减肥的边界保护煤柱是3563200吨。（2）断层保护煤柱矿井储量计算图断层煤柱一侧留设50 m，断层保护煤柱为223.89 万t。（3）工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为180 万t/a，工业广场面积为21.6公顷，由于现代矿井工业广场建设技术进步，实际面积可略小，取400500 m即可。按照煤柱留设原则中岩层移动角，采用垂直剖面法按下式计算： (2-3)式中：Z工业广场煤柱量，Mt；S工业广场煤柱真实面积，m2；M煤层平均厚度取7.2 m；R煤层的容重，取平均值为1.40 t/m3。土壤移动角= 40，角= 75，向下移动的移动角= 65，走向角= 75，保护煤柱图2-3-1工业广场。经计算工业广场保护煤柱损失量为2456.46 万t。图2-3-1 垂直剖面法留设工业场地保护煤柱（4）井筒及大巷保护煤柱 主、副井井筒煤柱内的保护煤柱的工业广场的范围，主要巷道布置在煤层底板岩层，没有保护煤柱，保护煤柱井巷是零。矿井设计资源储量按下式计算： (2-4)式中：矿井设计资源/储量 断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。矿井设计可采储量： (2-5)式中：矿井设计可采储量； 工业场地和主要井巷煤柱损失量之和。 C采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.8。经计算各种将矿井各种储量绘制于表2-3-2表2-3-2 矿井各种储量汇总 矿井的地质资源储量Z18479.6万t矿井的工业资源储量Zg18109.9万t矿井设计资源储量Zs17331.4万t矿井设计可采储量Zk12693.2万t矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度煤炭工业矿井设计规范对矿井工作制度有相关规定，设计矿井一年中有330 d在工作，采用“三八制”工作制度，每天分三班，其中两班生产，一班准备，每班需要工作8 h。一天矿井提升的时间为16 h。矿井设计生产能力及服务年限确定依据 矿井设计生产能力涡北煤矿的煤炭储量丰富，稳定的高质量的炼焦煤，煤，交通方便，市场需求量大。因此确定涡北矿井生产能力为1.8 Mt/a。矿井服务年限根据“规范”的煤矿工业设计要求，见表3-2-1，矿井设计能力在1.2 2.4机器翻译/范围，矿山设计使用寿命应大于50，煤层倾角小于25服务第一开采水平的长度应大于25 a。ZK矿山储量之间的关系，为矿山服务年限的T彼此生产设计能力： (3-1)式中：T矿井服务年限，a；Zk矿井设计可采储量，万t；A矿井设计生产能力，万t/a；K矿井储量备用系数，取1.3。则矿井服务年限为：T = 12693.2/（1801.3）= 54.2（a）大于50 a符合煤炭工业矿井设计规范要求。由本设计第四章井田开拓可知，矿井是两水平上下山开采，经计算第一水平可采储量为7948.45 万t，所以第一水平服务年限T1为：T1 = 7948.45/（1801.3）= 33.9（a）超过50个按照“设计规范”的煤炭工业。 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表 井田开拓 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道从而进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等一系列生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。开拓设计内容一般包括：开拓方式；井筒位置及数量；开采水平的划分及上下山开采；主要巷道布置；采区划分和开采顺序；矿井延深及技术改造。为了能够确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列各项原则：1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少各种工程的开拓工程量；尤其是初期建设工程量，应该节约基建投资，加快矿井建设。2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道各种维护量，使主要巷道保持良好状态。5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、以全面发展。确定井筒形式、数目、位置及坐标1)井筒形式的确定井筒的形式有三种平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各种井筒形式优缺点及适用条件见表4.1.1。本矿井煤层倾角为1316，平均为14，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，表土层厚，因此平硐和斜井在技术上是不可行的，只能采用立井的井筒形式。2）井筒位置的确定工业场地在主、副井井口附近确定矿井工业场地，即位于井田中央。工业场地的形状和面积：本矿井煤质为优质炼焦配煤，井田内留有较多的断层煤柱，为了尽量减少煤柱损失，在符合相关规定的情况下，尽量使工业场地面积小。根据工业场地占地面积规定，确定地面占地面积为18公顷的工业场地，形状为长方形，并且长与井田走向平行，长为450 m,宽为400m。开采水平煤层倾角1316，平均是14，缓倾斜煤层；煤层基岩露头线-400 m，埋藏-1000 m深，垂直高度，600 m。根据煤炭工业矿井设计规范（2010年版）规定，一般缓倾斜以及倾斜煤层的阶段垂高为200350 m，因此宜采用多水平开采。南北走向断层F1贯穿整个井田，并且落差较大，因此宜将F1断层之上沿-650m划分为一个水平，阶段垂高满足要求。标高在-650m以下的部分划分为一个或两个水平。主要开拓巷道本矿8号煤层顶底板均为泥岩，煤的硬度小，裂隙非常发育，而大巷的服务年限比较长，因此不适宜将大巷布置在煤层中，应该选用岩石大巷。根据采矿工程设计手册（2010年版）岩石大巷以布置在距煤层底板1030 m的岩性好的岩层中。距8号煤层底板30 m处为细砂岩，围岩岩性比较好，适合将大巷布置在这一层位。岩石巷道的维护条件好，维护成本低，根据需求保持一定的方向和倾斜巷道施工；设置煤仓；可以远离没有（或很少）煤柱，煤损失量少。在煤层底板中布置三条大巷，分别为轨道大巷和运输大巷和回风大巷。方案比较1）提出方案根据以上提出的分析，有以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深。主、副、风井井筒均为立井，第一水平设在-650m，上山开采，部分地方上下山开采；第二水平采用暗斜井延深至-850 m，上下山开采。大巷布置在煤层底板中的岩层中，距离煤层底板30 m左右。采用中央并列式通风，如图4.1.1。图4.1.1 方案一 立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深1主井 2副井 3风井方案二：立井两水平开拓上下山开采，暗立井直接延深。主、副井井筒均为立井，第一水平设在-650m，上山开采，部分地方上下山开采；第二水平采用立井直接延深至-850 m，上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。采用中央并列式通风，如图4.1.2.方案三：立井两水平开拓上山开采，暗斜井延深主、副、风井井筒均为立井，第一水平设在-650m，上山开采，部分地方上下山开采；第二水平采用暗斜井延深至-950 m，上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30m左右。采用中央并列式通风，如图4.1.3。图4.1.2 方案二 立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深1主井 2副井 3风井图4.1.3 方案三 立井两平开拓上山开采，暗斜井延伸1主井 2副井 3风井方案四：立井两水平开拓上山开采，暗立井直接延深。 主、副井井筒均为立井，第一水平设在-650m，上山开采，部分地方上下山开采；第二水平采用立井直接延深至-950 m，上下山开采。大巷布置在煤层底板的岩层中，距离煤层底板30 m左右。采用中央并列式通风，如图4.1.4。图4.1.4 方案四 立井两水平开拓上山开采，暗立井直接延伸1主井 2副井 3风井2）开拓方案粗略比较由于井田内表土层厚，达到400 m左右，四种开拓方案主、副、风井均采用立井。各方案粗略估算费用见表4.1.2至表4.1.5。方案一和方案二的区别在于第二水平是用立井直接延深还是暗斜井延深。两方案相比较，方案一开斜井井筒和暗斜井的上、下部车场；并相应的增加了斜井的提升和排水费用方案二开立井井筒、石门、大巷以及立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。粗略估算后认为：方案二的费用比方案一高出约5.61%，并考虑到方案一的生产与施工的干扰小；原有井筒的提升能力不降低，设备可以继续使用，可简化转载系统，故方案一和方案二比较选方案一。方案三和方案四的区别也仅在于第二水平是用立井直接延深还是采用暗斜井延深。粗略估算结果如表4.1.4、4.1.5。经比较后发现，方案四的费用比方案三高出约3.15%，并考虑到方案三的生产与施工的干扰小；原有井筒的提升能力不降低，设备可以继续使用，可简化转载系统，故方案三和方案四比较选方案三。（3）详细比较经过粗略的比较，在方案一方案二中选出较优的方案一，在方案三和方案四种选出方案三。详细比较见表4.1.6和表4.1.7，两方案详细费用汇总见表4.1.8。由对比结果可知方案三比方案一相比总费用多8.2 %。而且从技术方面考虑：排水：排水：山开采，矿区内的水可直接流入井底水仓，排到地面，排水系统是简单的，但要挖排水室和排水设备，成本较高，如果发生故障和排水系统。掘进：加载中，威尔斯输运过程是更复杂的比提高驱动，驱动若干慢，效率低，成本高，而且在山上采取更多的安全措施，特别是防止跑车事故；通风：考虑到本矿井进入深部开采时，瓦斯涌出量会出现增大的现象，采用上山开采新鲜风流向上流动，阻力小，且可采用两进一回的通风方式。下山开采在不增加新的回风下山的情况下只能是一进一回，通风能力小，且新鲜风流向下流动，阻力大，两下山间风压差大，容易漏发，不利于矿井瓦斯的排放。总体而言，在生产技术山上采下山开采的优越性，采用了一种更加安全可靠，解决了提高深层天然气的问题，确保安全高效矿井生产的。矿井基本巷道井筒矿井共设有三个井筒，分别为主立井、副立井、中央风井。1）主井主轴采用纵形，圆形截面直径6.5米，33.18米净，净断面积，一对16吨双桶井设备，混凝土墙李宁的支持，表土段采用冻结法施工。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通讯信号电缆，人行台阶等设施。图4.2.1所示的主轴截面，主要参数表4.2.1所示。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2 m，净断面积40.71 m，配备有1吨车四辆双窄笼和平衡锤1吨车四辆双宽笼，混凝土李宁支持墙，表层采用冻结法施工。井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等作用。金属罐道梁，钢复合罐，罐道梁与梁的布置。除了笼及辅助设备，还设有梯形空间为出口，并设有管道，电缆沟。副井断面如图4.2.2主要参数见表4.2.2。3）风井轴的圆形截面，6米的井筒净直径28.27米，净截面，采用冻结法施工的表土，400毫米的壁厚，在图4.2.3所示轴截面。4）暗斜井主副暗斜井均采用直墙半圆拱断面，锚喷支护，巷道断面形状分别如图。图4.2.1主图4.2.3 风井井筒断面图4.2.4 主暗斜井井筒断面图4.2.5 副暗斜井井筒断面井底车场及硐室矿井采用立井开拓的方式，煤采用箕斗运输；运输材料的辅助轴运到底部，在底部的变化，然后由汽车运输至矿区。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接井下和矿井井筒主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它连接了矿井提升机、井下运输两个生产部门，如煤炭，煤矸石，冲裁，通风，排水，供电和升降人员服务，是地下交通枢纽。 根据上述矿井开拓方式及煤炭工业矿井设计规范规定，确定了本矿井的井底车场采用卧式环形井底车场，大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用电机车牵引矿车，井底车场布如图4.2.6。2） 硐室（1）主井系统硐室机房系统井下皮带机头硐室，驱动的煤仓，装载输送机巷，清孔撒煤硐室、水泵房等，是底煤流在一起，起重枢纽。箕斗装载安装在稳定的硬岩腔，其他的硐室安排是由线布局确定。根据15% 25%日产尼桑矿井设计能力计算煤仓的有效容量，通常在大型矿山取小值，5454.5吨的煤矿产量，所以需要煤仓容量为818.2t，设置一个直径为6 m，有效装煤高度18 m的倾斜煤仓，总容量约1030 t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过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，同时在多煤种时，可分装分运，适应性强。（2）副井系统硐室通过煤矿井下中央泵房辅助室系统，洁净水储存室，中央变电所，蓄水，调度和候车室，为了节省管道，电缆和方便管理，考虑到电缆的安装，因此，布置电和中央泵房附近的中央，和防爆密封门的安装。煤矿安全规程（2011版）第二百八十条规定：在正常情况下，涌水量不超过1000立方米/小时，正常的水容量主水箱可以容纳8。矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h，所需水仓的容量为：Q0 = 2808 = 2240 m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=SL （式4.2.1）式中：Q水仓容量，m3；S水仓有效断面积，8.15m2；L水仓长度，279.76m。则有：Q = 8.15279.76 = 2280 m3由结果得到：Q Q0，设计的水仓容量符合要求。（3）其它硐室医疗室，该室，消防车室，地下材料库，火药库，重新装配室，变废室，客运站等。1-主井 2-副井 3-中央风井 4-中央变电所 5-中央水泵房 6-水仓 7-运输大巷 8-轨道大巷 9-等候室 10-主、副井联络巷 11-卸载站 12-煤仓 13-清理斜巷图4-2-6 卧式环形井底车场主要开拓巷道主运输巷道，通风巷道和辅助运输巷道布置在距离30m煤层底板巷道砂岩，距离30m之间，为巷道交叉，设计轨道巷巷道上方15m。运输大巷中布置胶带输送机；辅助运输大巷布置轨道，采用电机车牵引矿车运输。1）运输大巷钢丝绳芯输送带在煤炭这一巷，铺设轨道，电池电力机车牵引，以利于带式输送机的修复。断面需要满足一定的要求，不留设有专用人行道。运输大巷宽度可由下式计算：B1=B+d1+d2+d3+c （式4.2.2）式中：B1运输大巷宽度，mm；B的最小距离输送机沿隧道的墙壁，主要运输巷道的800毫米，500毫米和300 一般巷道；d1胶带输送机宽度，d11400+120=1520 mm；d2蓄电池式电机车的宽度，d21060 mm；d3蓄电池式电机车与皮带机间距，d3310 mm；c矿车与巷壁距离，取910 mm。B1=800+1520+1060+310+910 = 4600 mm运输大巷的断面和特征表如图4.2.7所示，运输石门选用的断面与运输大巷是相同的。2) 辅助运输大巷辅助运输大巷为一条双轨的巷道，并作为进风巷使用，设有人行道。B2=a+b+d1+d2+c （式4.2.3）式中：B2轨道大巷宽度，mm；a人行道的宽度，取1300 mm；b巷道壁与车辆边缘的最小距离，运输的主要巷道一般为580 mm，采区巷道一般取值为300500mm，在本文中断面应取610 mm；d1、d2蓄电池式电机车的宽度，d1d21060 mm；c蓄电池式电机车的间距，630 mm。B2 = 1300+610+1060+1060+630 = 4660 mm轨道大巷的断面和特征表如图4.2.8，回风石门选用的断面与运输大巷相同。巷道的断面，根据运输设备的尺寸和煤矿安全规程第十九条，第二十条相关的安全间隙的要求和规定计算的截面尺寸，并检查其风速，根据检查结果，通风的要求，见第九章检查。图4.2.8 轨道大巷断面图4-2-8 回风大巷断面图表4-2-7(a) 回风大巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm锚索/mm净周长/m 净 掘 宽 高形式排列方式间排距规格L形式排列方式间排距长度/mm15.2116.2548003900100金属等强锚杆矩形800250022预应力钢绞线矩形20001600930014.82围岩类别计算掘进工程量/m3锚杆数量/根锚索数量/根材料消耗粉刷面积/m2 巷道墙脚喷射材料/m3 锚杆锚索钢筋/kg树脂药卷/个钢筋/kg树脂药卷/个16.250.0415.781.51.05117.6647.3499.836.010.02表4-2-7(b) 回风大巷每米工程量和材料消耗量表准备方式采区巷道布置煤层地质特征采区位置设计首采区东一采区位于井田东翼，于中央采区南方。采区煤层特征煤炭矿区为8号煤层，煤层赋存具有结构简单，具有稳定的，黑色的，粉厚实，黑色条纹，玻璃至油脂光泽，半亮光型，当地的黄铁矿颗粒。f = 2.3煤层硬度，断裂不规则，内生裂隙，脆而易碎，半亮，亮煤。工业级煤31，720万平均煤层厚度，煤层平均倾角14。煤的容重1.40 t/m3。采区有6.77 m3/（td）相对瓦斯涌出，绝对瓦斯涌出量22.3 m3/min，矿井属于低瓦斯矿井。本采区煤尘具爆炸危险性，煤尘爆炸性指数在25%左右；煤层有自燃的可能；本矿井地压显现不明显，矿井的煤层为不容易自燃煤层。煤层顶底板岩石构造情况基本顶为细中砂岩，其中最小18.04 m，最厚23 m，厚度平均约21.18 m，浅灰灰白色，中厚层状。石英，长石，铁，硅胶结作用，裂缝。直接顶为粉砂质泥岩，厚度在0.92-2.60 m之间，平均厚度为1.865m，浅灰灰白色，层状，竖直裂隙发育。直接的底部的泥岩，1.68-5.28米之间的厚度，平均厚度为3.5米，灰色到深灰色厚层，泥质结构，表面平整，含植物化石。基本底为砂岩，厚度在5-7.76 m之间，平均厚度为6.61 m，浅灰灰白色，中厚层状细 中粒砂岩。以石英、长石为主，硅、铁胶结，竖直裂隙发育。水文地质采区内水文地质情况简单。回采上限距三隔泥灰岩底界72.0米，8煤组的主要水源，顶底板砂岩裂隙水。水的现象，顶板水和短时间可能在施工过程中。正常掘进涌水量120 m3/h，涌水量最大150 m3/h。正常的250立方米/小时的地表水，产量最大的280立方米/小时。主要地质构造矿井内地质构造简单，煤层平均倾角14。采区西部边界为F1断层，该层为贯穿整个井田走向的正断层。落差在66 290 m，倾角为30 75，采区北部边界为F2断层，该断层为贯穿整个井田倾向的正断层。落差在20 150 m，倾角为45 70。地表情况在相应的表面分散在几个村庄，村子不大，人口，家庭小数量，拆迁成本相对较少，采取所有搬迁的措施，没有地下河。采区巷道布置及生产系统采区范围及区段划分首采区北部、西部和南部均以断层保护煤柱为界，东部以井田边界保护煤柱为界。北邻中央采区，西临西二采区。该采区南北长度平均长约2950，东西长度平均长约900 m。沿煤层开采区域分为四个章节的趋势，约188的平均长度m。煤柱尺寸的确定煤柱开采区主要为三大支柱的边界煤柱开采区保护之间，段保护煤柱和横向隧道位于南二采区，采区边界煤柱南、东、西各留设50 m保护煤柱，北部边界留设20 m保护煤柱。运输大巷和轨道大巷布置在煤层底板岩层中，水平间距30 m，大巷左右各留20 m的保护煤柱。每段巷道随着窄煤柱采空区漂移方法驱动，5平方米的小煤柱宽度，作为隔离煤柱煤矸石堵，堵水或封闭采空区有害气体。采区轨道上山和运输在岩石山布置，水平间距25米，20米外设置保护煤柱。采煤方法及工作面长度的确定首采区煤层厚度为7.2米，倾角14，缓倾斜煤层。较厚的煤层，放顶煤综采长壁后退式开采方法的选择，工作面采煤高度被确定为2.4米，开采放煤高度4.8米，工作面开采比为1:2，放煤的步距为1.3 m。在首采区中，区段宽188m，长1450m。按照“标准”规定：综采工作面长度不小于150米。但结合煤矿的实际情况，对采煤工作面长度的平均188m。因此东一采区一共划分为8个区段。确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式1）尺寸断面尺寸应满足放顶煤，运输和通风的需要，从而确定部分运输通道的尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，区段回风平巷尺寸（宽高）为5000 mm3500 mm，均采用沿空掘巷留5 m煤柱。2）掘进通风压入式局部通风机风机，在新鲜的空气。为了防止回路，在巷道两段设置门。3）支护方式采用锚网锚索加固，这样的支持，经济效益好，与掘进速度。采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，从副井进风，风井回风。巷道两个主要巷道布置，轨道巷熊到空气和辅助运输，运输巷道承担回风和煤，通过连接采区下部车场运输上山的山和铁路。在各个采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置在采区巷道布置图中体现。采区接替顺序采区呈现出两翼布置，因此可以在开采区段一翼开采的同时准备另一翼。采区内工作面的布置如图5-2-1，接替顺序见表5-2。图5-2 工作面接替顺序 采区生产系统采区内的开采采用后退式开采，通风方式采用U型通风。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。注：上述所列序号与东一采区巷道布置平面图一致。采区内巷道掘进方法所有工作面开采区巷道沿底部开挖，综合机械化掘进，EL90型掘进机，ES650型装载机，ssj650 / 222（SJ44）可伸缩带式输送机，std80040（SD - 40P）与成套设备，输送机，jd11 4调度绞车，美国- 52 - 2局扇梯形金属支架。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80 m，所以，在初始掘进的80 m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机，而只能采用矿车运输。用压入式通风方式。锚杆机完成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。图5.2.1 胶带上山巷道断面图5.2.2 轨道上山巷道断面 1:50采区生产能力及采出率1、采区的生产能力由于大采高工作面产量很大，所以只布置了一个大采高工作面就可以满足矿井的产量要求。工作面工作制度采用“三八”工作制，也就是两班采煤，一班检修。双向割煤，0.6米每一刀的画面，一旦砍了两刀，两个周期，每班3次。2、按下式计算大采高工作面的生产能力：A0=LV0MC0 （5-1）式中：A0工作面生产能力，Mt/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；V0工作面年推进长度，1188m； 煤层容重，t/m3；C0工作面回采率，取C00.93。 A0=19011887.21.40.93=2.09(Mt/a)3、采区生产能力 AB=k1k2A0 （5-2）式中：AB采区生产能力；k1采区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2工作面间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2=1；A0工作面生产能力，2.09 Mt/a。 AB=1.112.09=2.30(Mt/a)矿井设计井型1.8 Mt/a，采区生产能力2.30 Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。4、采区采出率有煤柱开采区，复苏的一部分，一些煤柱通常没有完全恢复，所以煤柱损失，在采煤工作面存在煤损失，煤炭资源的其他不可预见的损失，因此，在实际的煤炭产量必须低于实际埋藏。在煤矿采空区的实际生产中，工业储量为开采回采率的百分比。下面的公式： （5-3）计算得东一采区工业储量为：36.24Mt。计算得东一采区实际采出煤量为：27.65Mt。采区采出率=27.65 /36.24100%=76.40%根据煤炭工业设计规范规定：对于采区采出率，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。设计首采采区采出率为0。782，符合煤炭工业设计规范规定。采区车场选型设计主要车场布置1）上部车场：根据轨道上山与区段回风平巷或回风石门的连接方式不同，上部车场中包括平车场、甩车场和转盘车场这三类。绞车房必须在巷道上方高程点处，上是软的风化带，绞车房维护困难，绞车房有一个缺点，通风不良。转盘车场通过的能力小，并且工人劳动量很大，是应用最少的上部车场形式。平车场通过能力大，调车方便，绞车房维护容易，应用较多。因此本设计选用逆向平车场。采区上部车场如图5.3。图5.3 采区上部车场1-轨道上山 2-运输上山 3-回风上山 4-回风石门 5-绕道2）中部车场：中部车场一般为甩车场，包括甩入石门式、甩入绕道式、甩入平巷式三种形式。本设计因运输上山与轨道上山布置在煤层底板的岩层中，故中部车场为甩入石门式中部车场。而首采区中区段比较少，因此可不设中部车场。 3）下部车场：下部车场包括车道荷载类型，循环加载式，石门式三种加载方式。本设计中设计了运输大巷，运输大巷选用皮带运输，为了减少运输环节，增加可靠性，采区设置了采区煤仓。采取下部车场选用大巷装车式。煤可以通过采区煤仓进入运输大巷。采区下部车场如图5.3.3。图5.3.3采区下部车场1-轨道上山 2-运输上山 3-回风山上 4-轨道大巷 5-运输大巷 6-回风大巷 7-采区煤仓 8-材料车场 9-绕道采区主要硐室布置1、采区煤仓根据“在采矿工程设计手册煤仓容量计算，当山矿区巷道输送机连续输送，输送带的0.5小时体积煤仓容量。道路运输矿区了山区有一些差异，因此应采取垂直圆煤仓。混凝土拱支持，壁厚300毫米，其能力 Q=Q0+LMBC0 （5-4）式中：Q煤仓容量，t；Q0防空仓漏风留煤量，取10 t；L割煤机半小时运行距离，35m；M煤层厚度，7.2m；B进刀深度，0.6 m；煤的容重，1.4 t/m3；C0工作面的采出率，取0.93。Q=10+357.20.61.40.93=210(t)采区煤仓断面直径取6.0m，煤仓高度8.0m，煤仓容量为316t，大于所需要的采取煤仓容量，能够满足要求。2、绞车房在岩石绞车房的布局，为半圆拱断面，与混凝土砖或混凝土料石砌体。有两个紧急出口，钢丝绳的信道，根据大多数大型运输绞车是需要设计，宽度一般在2 2.5米，从2.5米的矿石；二是通风巷道，宽度一般为1.22.5 m，本矿取2.0 m。硐室的高度应根据提升高度要求，安装和维护的确定，宽度一般在3 4.5米。3、采区变电所采区变电所应该设在采区用电负荷最集中的地方，故设在两条上山之间。高压电气设备和低压设备应安装在一旁，变电所尺寸一般是根据变电所内的设备布置、设备外形尺寸、设备维修和行人安全空隙来确定的。因此硐室宽度取3.6 m；长度取20 m；硐室高度取3.5 m，通道高度取2.5 m。硐室断面形状为半圆拱，采用不可燃或者不易燃烧的材料支护和混凝土砌筑支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。采煤方法采煤工艺方式采区煤层特征及地质条件煤炭矿区为8号煤层，平均厚度为7.2米，倾斜煤层13 16角，14平均，缓倾斜煤层，一个单一的结构，稳定性。采区内无大断层影响。煤的硬度是f = 2.3，煤的堆积密度1.40吨/立方米。煤层直接顶为粉砂质泥岩，平均厚度为1.84 m，浅灰灰白色，层状，局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。基本顶为细中粒砂岩，平均厚度为21.15米，浅灰色的白色的到带灰色，中厚层状，细中粒砂岩。直接底为泥岩，平均厚度为3.5 m，灰深灰色中厚层状。基本的底部砂岩，平均厚度为6.67米，浅灰色的白色的到带灰色，中厚层状细中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为22.3 m3/min，煤层无自燃发火倾向性，煤尘有爆炸危险性。在正常的流量为250立方米/小时，280立方米/小时的最大产量确定采煤方式回采工作面参数根据巷道前方的发展，制备的布置，工作面沿走向布置，促进；首采工作面宽188 m，长1450m；煤厚7.2 m，工作面割煤高度为2.4 m，放煤高度4.8m，工作面采放比为1:2。工作面两个入口段布局是5米宽，3.5米。两区段间留设10 m的煤柱目的用于防矸和隔水。回采工艺及设备1）落煤方式（1）割煤方式：采用双向往返割煤（2）进刀方式：采用端部斜切进刀割三角煤（3）进刀过程：a.斜切进刀：采煤机割煤头（尾）后来取代煤机滚筒上的滚筒，前罗拉的位置后，改变上（下）术后的反比关系，割煤壁牵引采煤机采用带式输送机弯曲段，最后直到鼓全部进入煤壁后。b.推移输送机机头（机尾）：将输送机机头（机尾）推近煤壁。c.回刀：两个不同位置的置换，从上到下鼓，头（尾）方向切削三角煤上输送机机头（尾）。d.下行（上行）割煤：完整的饲料，割三角煤，调整再次对工作面采煤机滚筒的位置关系，从一端到另一端的割煤，最后直到另一端头。以机头处进刀为例，其进刀过程如图61。（4）放煤放煤顺序从底部到顶部，低双序列崩落法，根据粒度和煤流量大小，与卸煤闸板调节大小，看到垃圾密封及时关闭插板。确定放煤步距根据经验公式d=(0.150.21)h （式6.1.1）式中：d估算放煤步距，m；h放煤口以上的煤层厚度，m。则h = d/(0.150.21)，d取0.61.2；h1 = d1/(0.150.21) = 0.6/(0.150.21) = 42.4 mh2 = d2/(0.150.21) = 1.2/(0.150.21) = 10.677.62 m由上式可得，最适宜煤层厚度为：H1=h1+a+b （式6.1.2）式中：H1最适宜煤层厚度，m；a放煤口高度，a=0.3 m；b刮板输送机高度，b=0.15 m。则一刀一放最适宜煤层厚度为：H = (2.44)+0.3+0.15=(2.854.45) m两刀一放最适宜放煤步距为：H = (7.6210.67) +0.3+0.15=(8.0711.12) m由于涡北煤矿煤层平均厚度为7.2m，因此选用两刀一放的放煤方式更合适。两刀放顶煤开采，低双序列，压力场，反复支撑，摆动松散顶煤尾梁。每个放煤口打开两次将煤放完，每次均匀放出顶煤的1/2。第二次打开放煤口放煤见到顶板矸石时，要立即关闭插板停止放煤。2）装运煤机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片自动把煤装入刮板输送机，剩下的煤由铲煤板随推移前输送机铲入输送机；放顶煤时的落煤可以自动装载，余煤由铲煤板随推移后输送机铲入输送机。区段运输平巷后段铺设一部转载机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送机运煤。图611 端部斜切进刀割三角煤进刀3）设备选型工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。采煤机，刮板输送机，输送机，破碎机的特点，在表6-1，表6，表2，63表6-4，带式输送机技术特征见第七章表721。回采工作面支护方式1）支架选型及布置工作面液压支架的支护方式，根据工作面顶板岩性、煤层厚度，采高条件，并根据实际使用情况，在煤矿，利用zfs62001835型低位放顶煤液压支架支架的中间部分，工作面端头支护选择zt75001836型液压支架。分别安排进行3帧，120帧的帧中，有3架飞机，机上共有126人在工作面鼻子到尾巴，支持技术特征列于表6，表6 - 6 - 5。2）确定支架的高度（1）最大高度：Hmax=Mmax+S1 （式6.1.3）式中：Hmax为支架最大支护高度，m；Mmax为煤层最大采高，m；S1为伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m。所以Hmax= 2.8 + 0.2= 3.0m（2）最小高度Hmin=Mmin-S2-a-b （式6.1.4）式中：Hmin为支架最小支护高度，m；Hmin为煤层最小采高，m；S2为顶板最大下沉量，取200 mm；A为支架移架所需最小下降量，一般取50 mm;B为浮煤厚度，一般取50 mm。Hmin = 2.20.20.050.05 =1.9 m3） 验算支架的支护强度事实上反映顶板载荷支架承受的工作过程工作阻力。的大小计算的大小估计的P，支持合理的工作阻力应能承受顶板控制区和悬顶所有直接顶板岩石的估计方法，而且还承担额外的负载时，老顶来压。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算。为了保证在8大倍数计算的安全，然后覆盖所需的支护强度计算。p=8gMcos10-3 （式6.1.5）式中：M为工作面最大采高，2.8 m；为顶板岩石体积质量，2.7 t/m3；为煤层倾角，min=14。p= 82.82.710-39.8cos14=0.575 MPa经计算，p不大于支架支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。4） 支架初撑力的验算根据“条例综采生产管理手册，在介质中的直接顶板稳定性，对于一般性70% 80%初撑力，一般取70%，初撑力P0：P0 = 680070% = 4760 kN通过液压支架的技术特征表显示，选择支持设置5232千牛力量，与支撑力要求的顶板控制设计。5） 移架方式移动帧序列后，移架步的长度是0.6米。采煤机滚筒割煤出支架必须及时伸缩前梁支撑屋顶，以确保不超过340毫米的表面距离；移架滞后煤机滚筒35 m。6） 推移刮板输送机10 15 M通道滞后采煤机刮板输送机，刮板输送机的工作面支架时，时间步长为60050毫米，以保证在直线工作面运输；当采煤机在工作面输送机头部，直到煤机滚筒完全进入煤壁刀返回完整的饲料，煤炭运输到墙后的头。机尾输送机推移方式与机头处相同。端头支护及超前支护方式端头支护 在工作面下端，使用三架端支持：模型zt75001836，5380 支撑力6030千牛，7230 工作阻力7500千牛。各工艺过程注意事项由当班班长及验收员完成矿压监测，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交与矿相关领导。回采工作面正规循环作业1）综采工作面生产组织采煤机截煤工作为中心来组织移架，推移输送机，煤的清洁，追逐机平行作业分工，以充分发挥其综合力学性能，充分利用时间，空间。工作面采用综采放顶煤，割煤高度2.4m放煤高度4.8 m，循环进度为0.6 m，两刀一放两轮间隔放顶煤，循环进度1.2 m，每日二循环。采用“三八”制作业，两个割煤，一班检修，是交接班制度的实施，每个类的有效时间是6小时。正规循环作业图表，见工作面层面图，配备表见表617。2）技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q LSMPC （式6.1.6）式中：Q循环产量，t； L工作面倾斜长度，m；S循环进尺，1.2 m；M采高，7.2 m；P煤的容重，1.40 t/m3 ；C工作面可采范围内回采率，93%。则循环产量：Q=1881.87.21.400.93 =3172.3t日产量 ：Q日循环数=3172.32 = 6344.6t3）工作面成本（1）工作面工人效率=工作面日产量/在册人数=6344.6/83=76.44 t/工（2）工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。设备折旧费C1设备折旧费C1=（固定资产原值总和-设备残值）/（使用年限）各种设备的年折旧费见表6.1.8工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工200元，工效为51.5 t/工，工资费C2为：C2=200/76.44=2.62 元/t材料费C3材料消耗成本，包括成本，费用，木材火药雷管的电荷和其他材料成本，材料成本C3综采工作面一般是8元/吨。电费C4a、动力用电消耗动力电耗电机容量总和循环开动小时数负荷系数/循环产量循环开动小时数取1.7 h。电机总容量6500 kW。吨煤动力用电消耗650011.70.9/2364.774.21 kWh/t。b、照明用电消耗照明用电消耗照明用电总功率循环照明小时数/循环产量照明用电消耗总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取200 kW。吨煤照明用电消耗200