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煤矿 180 设计 1.8 Mta CAD 采矿工程

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设计题目： 东易煤矿180万t新井设计-1.8Mt/a 专 题： 关于薄煤层综采技术高产高效的探讨 摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为东易煤矿1.8Mt/a新井设计。东易煤矿位于山西朔州平鲁区茂华东易煤业有限公司位于朔州市平鲁区白堂乡东北约4km处的前进村旁，交通较为便利。井田走向长度约为2.10km，倾向长度约为2.42km，面积约为4.4494km2。主采煤层9煤的平均厚度为13.61m，平均倾角为6.1，地质条件简单。井田工业储量为180.9Mt，可采储量为126.3Mt。矿井设计年生产能力为1.8Mt/a，服务年限为53.97a。矿井涌水量不大，瓦斯涌出量小，为低瓦斯矿井。井田为斜井单水平开拓。大巷运输采用胶带运输机运煤，辅助运输采用双钩串车设备。矿井通风方式为中央边界式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分题目是关于薄煤层综采技术高产高效的探讨。主要阐述了目前国内外现状，对一些具体实例进行分析，得出具体有效的提高薄煤层综采效率的方法和措施。翻译部分主要内容为基于似膏体充填的建筑物下采煤新模式，英文题目为：A New Mode of Coal Mining Under Buildings with Paste-Like Backfill Technology。ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, special subject part and translated part. The general part is a 1.8Mt/a new design of Dongyi Mine. Dongyi Mine is located in Qianjin village which is northeast Baitang town of Pinglu district in Shuozhou city. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The length of the minefield is about 2.10 km ,the width is about2.42 km，the total area is 4.4494km2.The main coal seam is 9 coal seam, and its average thickness is 13.69m.The average angle of the mine is 6.1 degree, and the geology condition of mining is simple.The industrial reserves of the minefield are 0.1809 billion tons. Besides, The recoverable reserves are 126.3 million tons. The designed productive capacity is 1.8 million tons percent year, and the service life of the mine is 53.97 years. The inflow of the mine is not large. The amount of gas emission is low and it is a low gas mine.The development form of the minefield is a single level in an inclined mine to expand. The belt conveyors transport coal and auxiliary transportation is done by double hook string cars. The ventilation mode is central boundary ventilation.The working system “three-eight” is used in the Dongyi Mine. It produces mine 330 days per year.The general part includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.The topic of special parts is Discussion on the High Production and High Efficiency Technology of Thin Seam Fully-Mechanized Mining. The main contents of the project are the present status of thin seam mining all over the word and some analysis of specific examples. Finally, some effective measures are taken to thin seam fully-mechanized mining.The topic of translation part is A New Mode of Coal Mining Under Buildings with Paste-Like Backfill Technology.目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1地理位置11.1.2地形、地貌11.1.3交通条件11.1.4气候、地震21.1.5水文情况21.2井田地质特征21.2.1井田煤系地层21.2.2井田地质构造51.2.3井田水文地质特征51.3煤层特征71.3.1可采煤层赋存特征71.3.2煤质71.3.3其它开采技术条件71.3.4煤的风化和氧化71.3.5工业用途评价71.3.6其它有益矿产72 井田境界和储量72.1井田境界72.1.1井田范围72.1.2开采界限72.2矿井工业储量72.2.1储量计算基础72.2.2井田地质勘探72.2.3矿井工业储量计算72.3矿井可采储量72.3.1矿井保护煤柱损失量72.3.2工业广场煤柱73 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限73.1矿井工作制度73.2矿井设计生产能力及服务年限73.2.1确定依据73.2.2矿井设计生产能力73.2.3矿井服务年限73.2.4井型校核74 井田开拓74.1井田开拓的基本问题74.1.1确定井筒形式及位置74.1.2工业场地的位置74.1.3开采水平的确定及采（盘）、带区划分74.1.4方案比较74.2.1井筒74.2.2开拓巷道74.2.3井底车场及硐室75 准备方式带区巷道布置75.1煤层地质特征75.1.1带区位置75.1.2带区煤层特征75.1.3煤层顶底板岩石构造情况75.1.4水文地质75.1.5地质构造75.1.6地表情况75.2 带区巷道布置及生产系统75.2.1带区准备方式的确定75.2.2带区巷道布置75.2.3带区生产系统75.2.4带区内巷道掘进方法75.2.5带区生产能力及采出率75.3带区车场选型设计76 采煤方法76.1 采煤工艺方式76.1.1 采煤方法的选择76.1.2 回采工作面长度的确定76.1.3 工作面的推进方向和推进度76.1.4 综采工作面的设备选型及配套76.1.5 放顶煤参数76.1.6 工作面端头支护和超前支护76.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标76.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项76.2回采巷道布置76.2.1回采巷道布置方式76.2.2回采巷道参数77 井下运输77.1概述77.1.1矿井设计生产能力及工作制度77.1.2煤层及煤质77.1.3运输距离和辅助运输设计77.2带区运输设备选择77.2.1设备选型原则：77.2.2带区运输设备选型及能力验算77.3大巷运输设备选型77.3.1主运输大巷设备选择77.3.2辅助运输大巷设备选择77.3.3运输设备能力验算78 矿井提升78.1矿井提升概述78.2主副井提升78.2.1主井提升设备选型78.2.2副井提升设备选型78.2.3井上下人员运送79 矿井通风及安全79.1矿井地质、开拓、开采概况79.1.1矿井地质概况79.1.2开拓方式79.1.3开采方法79.1.4变电所、充电硐室、火药库79.1.5工作制、人数79.2矿井通风系统的确定79.2.1矿井通风系统的基本要求79.2.2矿井通风方式的选择79.2.3矿井通风方法的选择79.2.4带区通风系统的要求79.2.5带区通风方式的确定79.3矿井风量计算79.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定79.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量79.3.3风量分配79.4矿井阻力计算79.4.1计算原则79.4.2矿井最大阻力路线79.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：79.5选择矿井通风设备79.5.1选择主要通风机79.5.2电动机选型79.6安全灾害的预防措施79.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施79.6.2预防井下火灾的措施79.6.3防水措施710 设计矿井基本技术经济指标7关于薄煤层综采技术高产高效的探讨71引言72国内外薄煤层综采技术发展及现状72.1长壁综合机械化开采72.2螺旋钻机开采72.3连续采煤机房柱式开采72.4急倾斜薄煤层综采73薄煤层综采存在的主要问题73.1近水平及倾斜薄煤层开采73.2急斜薄煤层综采74我国薄煤层综采技术的适应性和应用特点74.1 薄煤层滚筒采煤机综采及其适应性74.2 薄煤层刨煤机综采及其适应性74.3 螺旋钻综采及其适应性75综采高产高效优化75.1综采设备的选型与使用75.1.1顶板支架的选型75.1.2采煤机的选用75.1.3转载机和运输机的选择75.2工作面的设计75.3两巷的支护技术75.4回采工艺选择与劳动组织的要求75.4.1鹤煤公司王河煤矿回采工艺实例75.4.2劳动组织75.4.3提高回采率的措施75.5操作人员必须具有过硬的专业技能75.6规范现场安全与生产管理76薄煤层综采实例76.1华丰煤矿大倾角薄煤层综采76.1.1东综采工作面概况76.1.2技术创新76.1.3设备改造76.1.4设备配套存在问题及改进方向76.2贺西煤矿缓倾斜薄煤层综采76.2.1煤层概况76.2.2开采工艺参数的确定76.2.3液压支架选型76.2.4采煤机选型76.2.5刮板输送机选型77结论7英语原文7中文译文71 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置山西朔州平鲁区茂华东易煤业有限公司位于朔州市平鲁区白堂乡东北约4km处的前进村旁，行政区划隶属平鲁区白堂乡管辖。井田地理位置：东经：11222441122421北纬： 392613392737详见交通位置图1.1。图1.1 东易煤矿交通位置示意图1.1.2地形、地貌井田位于管涔山脉东麓，地表大部分为黄土覆盖，经长期冲刷切割，表现为低山丘陵地貌。综观井田，沟谷纵横，梁峁绵延，地形比较复杂。井田总的地势为北高南低，地势最高点为北部边界山梁，标高+1370.90m，地势最低点为井田南部边界河床，标高+1208.00 m，地形最大相对高差162.90m。1.1.3交通条件本井田东南距朔城区约17 km，平鲁-朔州公路由井田西界外通过，沿此公路到大运高速公路27km，井田南距朔州火车站33km，距大新火车站约28km，距神头火车站约30km，井田与村庄间均有简易公路相通，并与平鲁区二级公路相连，从朔州火车站经北同蒲、神朔线、朔黄线可通往全国各地。朔州北至大同129km，南至太原226km，西至神木270km，东至黄骅港587km。交通较为便利。1.1.4气候、地震该矿井田位于晋西北黄土高原区，属温带大陆性气候，干燥、昼夜温差大、风沙多为本区气候主要特点。全区平均气温4.5，1月最冷，平均气温-12，最低气温-32.4。7月最热，平均气温20，最高气温38.2。平均降水量420mm，大多集中在7-8月，占全年降水量的50以上。年平均蒸发量1375.60-2598.00mm，为年降水量的5倍。全年无霜期为100-120d，初霜期为9月下旬。冰冻期为10月下旬至次年4月中旬，最大冻土深度1.5lm。本区风沙大，八级以上大风年平均有25d以上。一般风沙日在290d以上，多集中在冬春季节。风向以西北风最多，最高风速21m/s以上。据史料记载和地震台网测定，平鲁区历史上发生过两次5.5级的地震，分别为1407年6月9日和1958年9月5日。区内地震时有发生，但震级均小于5级，未造成大的灾害。1.1.5水文情况井田内地表河流不发育，大小沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄，辗转向东流入马关河。马关河为井田附近主要河流，于井田东界外由北向南流过，为季节性河流，属于海河流域桑干河水系。1.2井田地质特征1.2.1井田煤系地层本井田位于宁武煤田的北部东缘平朔矿区之内，地表大部分被新生界地层所覆盖，属典型的黄土丘陵地貌。井田内地层层序、厚度、岩性及其变化情况由老至新简述如下：(1)奥陶系中统上马家沟组(O2s)本组地层岩性主要由深灰色厚层石灰岩、白云岩、白云质灰岩组成，间夹灰黄色钙质泥岩。泥质灰岩风化后呈豹皮状，中下部夹数层同生角砾岩。本组地层出露于本井田外的东部及北部马营河一带，厚度为180.00m。(2)石炭系中统本溪组(C2b)岩性主要为灰色、深灰色、灰黑色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。含12层深灰色石灰岩，仅中下部一层石灰岩较为稳定，定为标志层K1，底部为山西式铁矿不甚发育，有时仅有杂色铝土泥岩。在井田外的东北部马营河河谷两侧也亦有零星出露。全层厚10.8242.90m，平均为25.49m。(3)石炭系上统太原组(C3t)井田主要含煤地层，据钻孔揭露，本组厚度84.70110.60m，平均厚96.56m，由灰白色、灰色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，中下部夹12层泥灰岩、钙质泥岩。主要煤层赋存于本组顶部及底部，按岩性特征可分为上、中、下三段。下段为K2砂岩底至9号煤层顶，主要由煤层、砂岩、粉砂岩夹泥灰岩组成，平均厚38.06m，本段含9号、11号二层可采煤层。中段由9号煤层顶至4-2号煤层底，为一厚层砂岩带，在其顶部和中部含6号和7号煤层，其中6号煤层极不稳定，不可采，7号煤层不稳定，不可采。本段平均厚40.80m。上段为K3砂岩底至4-2号煤层底，赋存了井田可采的4-1、4-2号煤层，本段厚17.70m。(4)二叠系下统山西组(P1s)根据钻孔揭露，地层厚度为40.2054.20m，平均48.21m，主要由灰色、灰白色砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩组成，中下部发育13层薄煤层，其中2、3号煤层有零星可采点。底部砂岩(K3)为灰白色细一中粒砂岩，局部相变为粉砂岩。(5)二叠系下统下石盒子组(P1x)底界以K4砂岩为界与下伏二叠系下统山西组分界，岩性为黄绿色、灰黄色、灰色粉、细粒砂岩及中粒砂岩、灰色、黄绿色砂质泥岩及泥岩组成，底部为一层灰白色含砾砂岩，局部相变为中粒砂岩，最厚可达11.63m，层位稳定。在井田内的沟谷中均有不同程度的出露。本组地层在井田内残留厚度为4894.57m，平均55.67m。(6)二叠系上统上石盒子组(P2s)井田内本组上部多被剥蚀，仅残留其下部层段，岩性以紫红色、黄绿色、砂岩、粉砂岩为主，夹紫红色团块状泥岩，砂质泥岩。本组地层在井田内残留厚度为2060.06m，平均36.30m。(7) 上第三系上新统(N2)棕红色粘土和亚粘土，内含铁质斑点，中下部常夹3-5层钙质结核层。本组地层井田内厚度010.50m，平均厚8.00m。(8)第四系中、上更新统(Q2+3)主要为土黄色、浅红色、亚砂土和亚粘土组成，底部含有钙质结核，柱状节理发育。本组地层井田内厚度010.60m，平均厚9.40m。图1.2 矿井地质综合柱状图1.2.2井田地质构造本井田位于区域构造马关河向斜西翼，井田主体构造为一走向NE向SE倾伏之单斜构造，局部有次一级小的起伏。地层倾角多在5-8之间变化。井田东西长2.42km，南北宽2.10km。1）褶曲平朔矿区位于宁武煤田的北段，北以洪涛背斜与大同煤田相隔，其东、 北、西出露奥陶系灰岩，构成三面环山的低山丘陵，周边出露隐伏煤层露 头线，形成天然的赋煤边界：南部边界为近东西向的担水沟断层所切。矿区以NNW向的马关河向斜为主体构造框架，伴有NE及NEE轴向的次 一级小型褶曲，自北而南依次发育平蕃缄向斜、二铺向斜、芦子沟背斜、太西向斜、下窑子向斜。这些褶曲的两翼地层倾角平缓，一般在10以下。2）断层本井田位于区域构造马关河向斜西翼，井田主体构造为一走向NE向SE倾斜之单斜构造，局部有次一级小的起伏。地层倾角多在58。此外，煤矿生产过程中在井田西北部发现只有1条断层，倾向NW，倾角65,落差1220m,为正断层，井田内延伸约540m。井田内未发现陷落柱和岩浆岩侵入。本井田构造复杂程度属于简单构造。1.2.3井田水文地质特征1井田主要含水层(1)奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系灰岩在平朔井田外围广泛出露，岩性以石灰岩为主，其次为白云质灰岩、泥灰岩及角砾状灰岩等，灰岩岩溶发育程度和富水性很不均一。奥灰岩溶水属于神头泉域，泉口标高1058.99-1063.40m，多年平均泉流7.468m3/s。平朔井田外围广大灰岩出露区为其补给区，以大气降水为主，河谷渗漏次之。平朔井田西南部，处于该泉域的七里河强径流带部位。井田内尚无奥灰水文孔，根据井田南部边界外2km处S805号水文孔抽水试验资料，奥灰岩溶普遍发育，富水性达到强至极强程度，奥灰水位标高约为1065.29m左右，单位涌水量6.36947.368L/s.m，水质优良，为弱碱性，微硬至硬的低矿化度HCO3- CaMg型水。主要含水层位是下马家沟组(02x)和亮甲山组(O1l)。奥灰水局部对太原组9号和11号煤层开采有底板突水影响的是上、下马家沟组(O2s和O2x)含水层。井田内O2s层较薄，富水不均匀，富水带不稳定。由于本井田内奥灰岩溶水具有承压性，为径流区。岩溶水由西北部向东南部径流，井田南部边界外2km处S805号水文孔奥灰水位标高约为1065.29m左右，神头泉在本井田的水力坡度0.4，所以确定本井田奥灰水位标高约为1066.00m左右，奥灰水局部对太原组9号和11号煤层开采有底板突水影响。(2)太原组砂岩裂隙含水层含水层段主要为4-9号煤之间的砂岩体，上部岩性以粗砂岩为主，下部岩性以粗、中、细砂岩为主，是太原组下段9号和1l号煤层开采的主要顶板充水含水层。本组含水层埋藏较深(一般为100一230m)接受上覆含水层组的越流和大气降水渗入，补给条件较差。其主要补给区，是在井田西界外的本地层条带零星露头区段，补给面积很有限。在本井田东北1.5km处东露天井田027、046号钻孔连线，承压区水柱高101.86-155.10m，含水层厚6.29-8.12m，单位涌水量0.0028-0.0186L/s.m。因此，本井田太原组裂隙含水层一般为极弱富水程度，只在靠近补给区的浅埋藏区局部达到中等程度，q值可达0.20L/s.m。本组含水层对矿床充水影响甚微。该含水层水化学特征明显不同于其上覆含水层组，为弱碱性，富含钙镁离子的重碳酸型或重碳酸、硫酸型的微硬低矿化水，其水温10C一15C，高于上覆含水层组水温，表明其循环深度较大，循环条件较差。(3)山西组砂岩裂隙含水层含水层主要位于下段的砂岩带，岩性以中、粗长石石英砂岩为主，底部粗砂岩(K3)局部变为细砂岩，厚度5-10m左右，是太原组4-1号煤层的直接顶板，是太原组上段煤层开采的主要顶板充水含水层。本层富水性不均匀，为极弱至中等程度，q值0.0001570.479L/s.m。本层达到中等富水程度的部位，是补给条件较好的风化壳层或处于埋藏较浅的地段。而在背斜部和埋藏深的地段，本层富水性极弱。本层的水化学特征都是循环条件好近源补给的砂岩水特征，个别遇有重碳酸硫酸型及重碳酸、氯化物型的低矿化度水。(4)二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层本组地层在井田内沟谷两侧出露，构成井田内的主要风化壳，岩性主要为黄绿色中、粗砂岩、夹粉砂岩及砂质泥岩，底部及中部有2层厚砂岩，特别是中部的粗砂岩，厚度在3050m左右，底部岩性为石英、长石云母等，为充填式胶结，颗粒分选及磨圆度差，有时夹细砾岩或含砾砂岩，透水性良好，为井田内主要的含水层。井田内不少泉水均出自本层，最大泉流量可达5.6L/s。本井田东北方向1km处平朔井田东露天矿D701钻孔抽水资料，单位涌水量q=0.0005L/s.m，渗透系数K=0.00228m/d，水位标高为1341.95m，总体富水性较弱，属无压微承压含水层。(5)第四系全新统冲洪积含水层分布于井田内较大的沟谷以及河床附近一带，一般厚度为9m左右，水位埋深1.2-4.0m，岩性为砂砾石间夹少量粘土，孔隙发育，连通性好，透水性强，含水较丰富，为近地表的一个良好含水层。2井田主要隔水层(1) 石炭系中统本溪组主要由泥岩、铝土岩、砂岩、砂质泥岩等组成，厚2050m，夹12层薄层灰岩及不可采薄煤，可视为隔水层。(2) 石炭、二叠系砂岩含水层之间的泥质岩类，厚度大，沉积稳定，由抽水可知各含水层之间基本无水力联系，这些泥质岩类可视为隔水层。(3) 第四系中、上更新统离石组黄土为微红色砂质粘土，夹棕褐色古土壤层，厚9m左右，沿沟谷边坡出露广泛，为隔水层。3井田地下水的补给、径流、排泄条件(1)奥灰岩溶水井田内奥灰岩溶水在区域北西奥灰出露区接受补给，补给方式以大气降水入渗为主，河谷渗漏次之。井田内上覆较厚的非可溶性岩层，岩溶水具有承压性，为径流区。岩溶水由北东部向南西部径流，排泄区在神头泉一带，以泉群的形式泄出。(2)石炭、二叠系砂岩裂隙水砂岩裂隙含水层与泥质岩类隔水层相间成层，隔水性能良好，含水层间一般不发生水力联系，属层间裂隙承压水。其水位与含水层层位高低有关，即含水层层位高，则水位也高，其富水性随深度的增加而减弱，大气降水为其主要补给来源，补给方式以沿沟谷出露区及浅埋区下渗补给为主，受地形、盖层等条件的限制，补给条件不利，下渗补给有限，大部分消耗于土壤的蒸发和形成地表径流排出区外。4矿井涌水量该矿井下涌水量不大，矿井生产能力达到设计产量时正常涌水量为50m3/h, 最大涌水量为70 m3/h。考虑灌浆泄水量及消防洒水汇水量：20m3/h。故矿井正常涌水量取70m3/h, 最大涌水量取90m3/h。5供水水源目前该矿生活用水主要取自平朔露天矿自来水，水质尚好，水量基本可满足该矿生活用水之需。该矿现开采9号煤层，直接充水含水层为山西组、太原组砂岩裂隙含水层，属弱一中等富水性。据该矿开采情况，井下涌水量为2535m3h，水量不大。综上所述9煤层为全区可采，结构较简单的较稳定厚煤层。下面的设计只针对9号层煤。表1.1 可采煤层特征表含煤地层煤层编号见煤点厚度(m)最小-最大平均结构稳定性可采性顶板岩性底板岩性容重(t/m3)太原组912.98-13.9213.61简单较简单稳定全井田可采砂质泥岩、泥岩、中粒砂岩1.411.3煤层特征1.3.1可采煤层赋存特征本井田主要可采煤层为4-1、4-2、9、11号煤层。根据本次勘查的钻孔资料，可采煤层叙述如下：14-1号煤层赋存于太原组顶部，煤层厚度5.487.36m,平均6.58m,属全井田稳定可采的厚煤层。该煤层结构简单较简单，含夹矸1-3层，夹矸厚度0.190.46m,岩性多为高岭石、泥岩和砂质泥岩。本煤层直接顶为K3砂岩（中粒砂岩、细粒砂岩），底板为砂岩及泥岩。该矿对此煤层已进行了大部分开采。24-2号煤层位于太原组上部，上距4-1号煤层0.8618.35m,平均6.77m，煤层厚度3.384.19m,平均3.83m,，为全井田稳定可采煤层。该煤层结构简单，含夹矸0-1层，夹矸厚度00.37m，夹矸岩性多为泥岩或炭质泥岩。该煤层直接顶板为泥岩及粉砂岩，底板为砂质泥岩、泥岩。39号煤层位于太原组下部，上距4-2号煤层26.0041.20m,平均29.86m。煤层厚度12.9813.92m，平均13.61m。为全井田稳定可采煤层。该煤层结构简单，含夹矸1-3层，夹矸厚度0.160.36m，夹矸岩性多为泥岩及炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩及中粒砂岩，底板亦为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。 411号煤层位于太原组底部，上距9号煤层1.6122.43m,平均9.02m。煤层厚度5.566.03m，平均5.78m。为全井田稳定可采煤层，该煤层结构简单，一般含夹矸01层，夹矸厚度00.55m，夹矸岩性为泥岩。该煤层顶板为泥灰岩、砂质泥岩、泥岩，有时有炭质泥岩伪顶。底板为砂质泥岩、中粒砂岩或泥岩。各可采煤层特征见表1.2。表1.2 可采煤层特征表含煤地层煤层编号见煤点厚度(m)最小-最大平均煤层间距(m)最小-最大平均夹石层数结构稳定性可采性倾角(度)顶板岩性底板岩性容重(t/m3)太原组4-15.48-7.366.580.86-18.356.7726.00-41.2029.861.61-22.439.021-3简单较简单稳定全井田可采5-8中、粗粒砂岩、砂质泥岩粉、细砂岩、泥岩1.404-23.38-4.193.830-1简单稳定全井田可采5-8泥岩、粉砂岩砂质泥岩、泥岩1.40912.98-13.92 13.611-3简单较简单稳定全井田可采5-8砂质泥岩、泥岩、中粒砂岩泥岩、砂质泥岩、粉砂岩1.41115.56-6.035.780-1简单稳定全井田可采5-8泥灰岩、泥岩、砂质泥岩砂质泥岩、泥岩、中粒砂岩、1.411.3.2煤质1物理性质及煤岩特征4-1、4-2号煤层以暗煤为主，中夹少量亮煤及镜煤线理，沥青-弱玻璃光泽，条带均一状结构，块状构造，参差状断口，内生裂隙不发育，其宏观煤岩类型以半暗型煤为主，其次为暗淡型煤，少量半亮型煤。9号、11号煤层以亮煤和暗煤为主，玻璃光泽，条带结构，阶梯状-棱角状断口，内生裂隙较4-1、4-2号煤层发育，为半亮型-半暗型煤。真密度略低于4-1、4-2号煤层。4-1、4-2号煤层为混合质暗煤类型，9、11号煤层为混合质光亮煤类型。2化学组成根据钻孔煤芯煤样化验资料和该矿采样分析结果，井田各可采煤层的化学性质和工艺性能如下：9号煤层水分(Mad):原煤0.541.00,平均0.76;浮煤0.703.10, 平均1.62。灰分(Ad):原煤30.5537.09,平均33.06;浮煤8.56%10.58%,平均9.94。挥发分(Vdaf):浮煤37.6639.68,平均38.81。全硫(St，d):原煤1.282.33,平均1.90; 浮煤 0.85%1.74%,平均1.36。发热量(Qgr，v.d) 原煤19.1221.33MJkg，平均20.65MJkg ;浮煤30.3130.91MJkg ;平均30.58MJkg。胶质层：Y值57mm，平均6mm。粘结指数(GR.I)：3654，平均47.14。9号煤层做为炼焦配煤时属低灰-中灰，中低硫-高硫的气煤。9号煤层做为动力用煤时属高灰、中硫中高硫、低热值的气煤。1.3.3其它开采技术条件1煤层顶底板岩石工程地质特征顶底板的岩石特征、顶底板稳定性4-1号煤层伪顶为0.020.05m的炭质泥岩，裂隙发育，回采35日后自动垮落；砂质泥岩为直接顶板时，回采10余日后自动垮落；直接顶为中、粗粒砂岩时一般回采一年半后垮落；底板多为粉、细粒砂岩及泥岩。9号煤层伪顶为0.020.30m的炭质泥岩，回采后自动垮落；中、粗粒砂岩的老顶较多，回采4个月自动垮落，底板多为泥岩及粉、细粒砂岩。11号煤层伪顶为0.10m的炭质泥岩，直接顶板为泥灰岩及粉、细粒砂岩，底板为中粒砂岩及泥岩。本次两个钻孔中采取的力学样试验资料及马关河西区详查报告的工程地质勘查试验资料， 9号煤层顶底板岩层物理力学性质见表1.3。表1.3 煤层顶底板物理力学性质成果表 单位： MPa煤层编号9顶 板底 板岩性泥岩中、粗砂岩粉、细砂岩泥岩抗压强度32.4443.5136.16-43.2223.32抗剪强度11.2727.348.33-17.74抗拉强度3.63根据上述资料表明，本井田顶底板工程地质条件中等，尤其4-1、9号煤回采一段时间后会垮落，故在生产过程中应该加强支护。2.瓦斯当矿井生产能力达到1.8Mt/a，回采9号煤层时推算矿井相对瓦斯涌出量为0.932m3/min，矿井为低瓦斯矿井。3煤尘该矿2009年10月采取9号煤层煤样，2010年1月采取4-1、4-2号煤层煤样委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸性试验，结果为：4-1、4-2、9号煤层火焰长度均大于400mm，加岩粉量分别为75%、75%、80%，各煤层煤尘均具有爆炸危险性。另据平朔矿区东露天矿有关勘探资料，本井田各煤层的变质程度较低，煤的挥发分较高，煤尘均具有爆炸危险性。4煤的自燃该矿2009年10月采取9号煤层煤样， 9号煤层吸氧量为0.59cm3/g，自燃倾向性为类，属自燃煤层。5地温、地压本井田煤层埋藏较浅102320m。根据平朔露天煤矿勘查的资料本井田不存在高温区，因此根据勘探规范，本次工作未安排系统的井温测量工作。该矿及邻矿开采多年，井下未发现有地温及地压异常情况，本井田属地温及地压正常区。1.3.4煤的风化和氧化(1)风化带、氧化带分布范围井田内本次勘查未见风化带、氧化带。井田西北部外围见风化煤、氧化煤。(2)风、氧化煤煤质特征及利用井田西北部外风化煤：土状光泽，棕褐色，具有塑性、吸附性及滑感，质地均一，无可燃性，比重一般在2.40左右。以粘土矿物为主，含少量有机质粘土矿物。油浸反射光下呈黄、黄褐及黑棕色，不均匀过渡。泥质、角砾状、块状结构。风化裂隙发育，反光性弱，低突起。风化煤因无可燃性，可用于耐火材料及陶瓷工业。井田西北部外氧化煤：光泽暗淡，灰黑色，粉末-碎块状，具钙质薄膜，节理面可见铁锈色，疏松易碎，比重一般为1.75。组分类似未氧化的煤，但有机组分减少，反光性减弱，突起低平，裂隙增多。氧化煤与正常煤相比，水分及灰分产率和氧含量普遍增高，碳含量呈下降趋势。总腐植酸含量较高，平均大于10%。粘结性由弱到零，焦油产率低于7%，发热量下降，分析基低位发热量平均为17.8MJ/kg，属于低热值煤，有一定的利用价值，可作为腐植酸用煤的良好原料。1.3.5工业用途评价煤类和煤的工业用途：根据GB5751-86中国煤炭分类标准，4-1、4-2、9、11号均属于气煤。其主要用途如下：(1)作为动力用煤，特别适合电厂、机车、轮船等用煤。各煤层的灰分或硫分偏高，经过洗选后利用更好。用作民用燃烧是良好的燃料。(2)原煤入洗后，可作为炼焦配煤。(3)各煤层属富油煤，但由于丝质组含量较高，不适于干馏和液化。1.3.6其它有益矿产常与煤共生的有益矿产有黄铁矿、粘土矿、铝土矿和铁矿等。井田范围内未发现可综合利用的有益矿产。 2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围山西朔州平鲁区茂华东易煤业有限公司开采4-1、4-2、9、11号煤层，采矿许可证(证号C1400002009121220047624),井田范围由下列110个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表2.1。表2.1 矿区范围拐点(6带)1954北京坐标系1980西安坐标系序号XY序号XYl196187004370630119618629.144370583.992196210004370300219620929.174370252.973196210004368500319620929.174368452.964196188454368500419618774.144368452.965196188454368900419618774.144368852.976196187004368900619618629.144368852.97井田走向长2.42km，倾向长2.10km，重组后井田面积4.4494km2。2.1.2开采界限井田可采煤层共有四层，自上而下分别为4-1、4-2、9、11号煤层。9号煤层结构简单，可采范围可达到80%以上，为本矿井的主采煤层。本次设计只针对9号煤层进行，其他作为备用资源。2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分40%；3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井，硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层赋存较稳定，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.2.2井田地质勘探井田勘探类型和网度符合地质勘探规范要求和客观实际，各项勘探工程质量和勘探研究程度高，地质基础资料齐全、准确、可靠，对井田构造、可采煤层的厚度、结构、产状及分布已查明，煤的用途已评价，储量数据可靠，可以满足矿井设计的需要。2.2.3矿井工业储量计算本矿井主采煤层为9号煤层，采用地质块段法计算工业储量。地质块段法就是根据煤层倾角和厚度大体一致的原则，将井田划分为若干块段，在圈定的块段范围内可用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。本井田划分为4个储量块，分块情况如图2.1所示。图2.1 块段划分示意图1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由下式计算：(2-1)式中：Zz矿井地质资源量，Mt；mi第i块段煤层平均厚度，m；Si第i块段煤层平面面积，m2；煤的密度，1.41t/m3；Ai第i块段煤层的平均倾角，。将各参数代入式2-1，可得表2.2。故矿井地质资源储量为：82.60 Mt。 煤 层块段倾 角/()块段面积/km2煤厚/m容 重/t/m3储量 /Mt煤层总储量/Mt915.40.985713.321.4118.6084.2927.20.843613.421.4116.0936.10.948712.951.4117.4243.71.673513.611.4132.18表2.2 煤层地质储量计算2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，则矿井工业储量由下式计算：Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k(2-2)式中：Zg矿井工业储量，Mt；Z111b探明的资源量中经济的基础储量，Mt；Z122b控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333推断的资源量，Mt；k可信度系数，取0.70.9，根据本矿实际条件取0.8。其中：Z111b=Zz60%70%=84.2960%70%=35.40MtZ122b=Zz30%70%=84.2930%70%=17.70MtZ2M11=Zz60%30%=84.2960%30%=15.17MtZ2M22=Zz30%30%=84.2930%30%=7.59MtZ333k=Zz10%80%=84.2910%80%=6.74Mt则矿井9煤工业储量：Zg=35.40+17.70+15.17+7.59+6.74=82.60Mt按比例计算整个矿井工业储量： Zg总=（13.61+6.58+3.83+5.78）13.682.6=180.86 Mt2.3矿井可采储量2.3.1矿井保护煤柱损失量矿井设计资源储量按式（2-3）计算： （2-3）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。按矿井工业储量的5%算。则：78.47（Mt）矿井设计可采储量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，按矿井设计资源/储量的2%算；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0.85。则：57.68（Mt）根据厚度比例计算其他煤层可采储量得：27.89（Mt）（Mt）24.50（Mt）矿井总的可采储量：57.68+27.89+16.23+24.50=126.3（Mt）2.3.2工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为180万吨/年，所以取工业广场的尺寸为300m500m的长方形。煤层的平均倾角为5度，工业广场的中心处井田西南部边界处，其中心处埋藏深度为+1030m，该处表土层平均厚度为17.4m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2.4。表2.3 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2.4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m表土层厚度/m松散层移动角走向移动角上山移动角下山移动角+1030512.817.445707565由此根据上述以知条件，画出如图2.2所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2.2 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸：由CAD量出梯形的面积为362728.00 m2 S9煤=362728.00/cos5=364113.56m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式中： Z工-工业广场煤柱量，万吨； S -工业广场压煤面积，； M -煤层厚度， 9煤12.8m； R -煤的容重, 1.41t/m3。则： Z工=364113.5612.81.4110-4 =657.15 (万吨)3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范（2011年版）相关规定，确定本矿井年工作日为330d，工作制度采用“三八”制，每日两班生产，一班检修，每班工作8h。矿井每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据 煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度13.6m，煤层平均倾角58，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为：T=Zk/(AK) (3-1)式中：T 矿井服务年限，a；ZK 矿井可采储量，126.3Mt；A 设计生产能力，1.8Mt/a；K 矿井储量备用系数。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.3。把数据代入公式得矿井服务年限：3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核井田内9号煤层为首采煤层，煤厚13.6m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均6.1，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面来满足井型要求。（2）运输能力的校核矿井设计为中型矿井，开拓方式为斜井单水平开拓，主斜井采用胶带输送机运煤，副斜井采用轨道辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经运输斜巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜井胶带运输机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用双钩串车提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井属于低瓦斯矿井，煤层自然发火倾向属于类，采用中央边界式通风系统，抽出式通风方式，在东部井田边界布置一个回风井，可以满足通风要求。（4）储量条件的校核根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3.1。表3.1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力万/ta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为1.21.8Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。本设计中，煤层倾角低于25，设计生产能力为1.8Mt/a，矿井服务年限为53.79a，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4 井田开拓4.1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进入媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。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。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2.合理确定开采水平的数目和位置；3.布置大巷及井底车场；4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。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，经全面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开拓工程量；尤其是初期建设工程量，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，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。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、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6.根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较浅，煤层可采线累计深度102320m，平均深度196.81m，表土层厚度薄，为 021.00m，平均为17.4m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表地势平坦，无大的地表水系和水体，但在井田西北部有一条断层。地面标高12081370.90m，平均标高为+1290m。4）本井田面积4.4494km2，储量小57.68Mt。走向2.42km，倾向2.10km。4.1.1确定井筒形式及位置1.井筒形式的确定井筒形式有三种：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。具体见表4.1。表4.1 井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。结合以上分析，本矿井煤层倾角小，平均6，为近水平煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为斜井。2.井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。综上所述，结合本矿的地质条件，地势平坦，中西部有一条断层，斜井布置在井田中央井筒需要穿断层且留边角煤不易开采；靠近井田边界浅部地带，压煤量少且交通便利，可以合理布置采（带）区，由于井田面积比较小，产生的通风、运输损耗不大，故决定将主、副井筒位置在井田边界。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近。工业场地的形状和面积：根据表2-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为15公顷，形状为矩形，长边基本平行于井田走向。根据制图规范1：2000的图按300m* 500m绘制。4.1.3开采水平的确定及采（盘）、带区划分本矿井主采煤层为9号煤层，其它煤层近期暂不开采可作为后备储量。9号煤层属近水平煤层，平均倾角为6, 为近水平煤层，煤层垂高220m，故设计为单水平开采，水平标高+1080m，带区式开采。4.1.4方案比较1提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平开拓，如图4.1。主、副、风井都采用立井，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板10m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。方案二：主斜副立单水平开拓，如图4.2。主井采用斜井，副、风井都采用立井，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板20m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央），如图4.3主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板20m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界），如图4.4主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田西部边界，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板20m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。2技术比较以上所提四个方案水平数目均相同，区别在于井筒形式和位置不同，及产生的部分基建、生产费用不同。方案一、二主要区别在于主井井筒形式不同。方案一主井为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案二主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。井田内9号煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点不突出，而斜井基建速度快、投资少、提升能力大的特点很适合大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4.2），在方案一、二中选择方案二：主斜副立单水平开拓。方案三、四主要区别在井筒位置不同，方案三井筒位于井田中央的储量中心，井下运输距离短，运输费用相对较低，但井田中央煤层距地表距离大，井筒长，基建费用多；方案四井筒位于井田西部边界附近，由于紧靠井田西部边界就是平鲁-朔州公路，可以减少地面运输距离及设备等费用，还可以利用部分井田边界煤柱，减少部分压煤。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4.2），在方案三、四中选择方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）。图4.1方案一 立井单水平开拓图4.2方案二 主斜副立单水平开拓图4.3方案三 斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）图4.4方案四 斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）3经济比较1）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此把相近的一和二，三和四先分开分别进行粗略的经济比较（表4.2），选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。表4.2 各方案粗略估算费用表(单位：万元)项目方案一 立井单水平开拓方案二 主斜副立单水平开拓基建费用/万元主井开凿2200.91385201.047主斜井开凿752.50.38619290.6080副井开凿2101.06211223.0431副立井开凿2101.06211223.0431井底车场10000.418741.05439.677井底车场9000.418741.05395.7093小计863.7671小计909.3604生产费用/万元立井提升1.257680.221.62436.4032斜井提升1.257680.75250.422187.57排水902436545.70.410-41.4412排水902436545.70.410-41.4412大巷运输1.257680.351.102664.816大巷运输1.257680.351.102664.816小计5102.6604小计4853.8272合计费用/万元5966.4275费用/万元5763.1876百分率107.3百分率103.7方案三 斜井单水平开拓（井田中央）方案四 斜井单水平开拓（井田边界）基建费用/万元主井开凿752.50.38619290.6080主井开凿581.50.38619224.5695副井开凿761.90.41215314.0171副井开凿580.50.41215239.2531井底车场8000.418741.05351.7416井底车场8000.418741.05351.7416小计956.3667小计815.5642生产费用/万元斜井提升1.257680.75250.422187.57斜井提升1.257680.58150.421690.4624排水902436545.70.410-41.4412排水902436545.70.410-41.4412大巷运输1.257680.351.102664.816大巷运输1.257680.351.263052.4256小计4853.8272小计4744.3292合计费用/万元5810.1939费用/万元5559.8934百分率104.5百分率1002）详细经济比较第二、四方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：见表4.3、表4.4、表4.5和表4.6。表4.3 建井工程量 (单位：m)项目方案二 主斜副立单水平开拓方案四 斜井单水平开拓初期主井井筒752.5581.5副井井筒210580.5井底车场900800表4.4 基建费用表(单位：万元)方案方案二 主斜副立单水平开拓方案三 斜井单水平开拓计算式费用（万元）计算式费用（万元）初期主井井筒752.50.38619290.6080581.50.38619224.5695副井井筒2101.06211223.0431580.50.41215239.2531井底车场9000.418741.05395.70938000.418741.05351.7416运输大巷1423.1851452.28421423.1851452.2842小计1361.64461267.8484后期运输大巷823.1851261.1782823.1851261.1782合计1622.82281529.0266表4.5 生产经营费(单位:万元)项目方案二 主斜副立单水平开拓方案三 斜井单水平开拓计算式费用(万元)计算式费用（万元）运输提升大巷北一带区运输1.210970.55724.021.210970.46605.544大巷运输北三区1.213870.55915.421.213870.641065.216大巷运输南二区1.225521.13368.641.225521.13368.64斜井提升1.257680.75250.422187.571.257680.58150.421690.4624合计7195.656729.8624大巷维护费1.20.2245.726.8323.33661.20.2245.726.8323.3366排水费902436545.70.410-41.4412902436545.70.410-41.4412合 计7520.42787054.6402表4.6 费用汇总表项目方案二 主斜副立单水平开拓方案三 斜井单水平开拓费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）初期建井费1361.6446 107%1267.8484100%基建工程费1622.8228106%1529.0266100%生产经营费7520.4278106%7054.6402100%总费用10504.8952106%9851.5251100%需要说明的是：（1） 方案二与方案四中，由于其井筒位置不同，所以运距不一样，就对其运输费、通风费用和维护费做了比较。（2）本次费用估算基价在开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准（2008年版）中查得。（3）方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。由对比结果可知，方案二比方案四的各项费用都要高，故经济上方案四优于方案二。综合技术、经济和安全三方面的考虑，选取最优方案为方案四，即斜井两水平开拓。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知，主、副井都为斜，矿井生产通风方式为中央边界式，在井田中部边界设置风井。一般来说，斜井井井筒横断面形状有圆形、半圆拱形、矩形和梯形等。由于锚喷支护的广泛应用，为了简化设计和有利施工，采用半圆拱形。1）主井位于井田边界工业场地之中，担负矿井1.8Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备胶带输送机；井筒采用混凝土支护，直径4.2m，净断面积13.65m2，支护厚度300 mm，掘进断面18.65 m2 。井筒断面布置如图4.5。2）副井位于井田边界工业场地之中，与主井南北相距约70 m，担负全矿的材料、人员、矸石的提升；兼做进风井。装备双钩串车，并有足够的安全间隙。分别有一趟输水、排水管路和两趟主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径4.2 m，净断面积13.2 m2，支护厚度350 mm。井筒断面布置如图4.6。3）风井风井位于矿井中央东部边界，均采用圆形断面，井筒净直径4.5m，净断面积为15.90m2，采用钢筋混凝土支护方式。风井井筒断面如图4.7所示。4.2.2开拓巷道(1) 运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭，并铺设有轨道，靠绞车牵引矿车，以便于胶带的维修，断面需要满足一定的要求。运输大巷单独通风，且不设专用人行道。运输大巷宽度计算公式如下： ( 41)式中B1运输大巷宽度，mm；b输送机边缘至巷道壁的最小距离；d1胶带机宽度，d11400+120 mm；d2架线电机车的宽度，d21050 mm；d3架线电机车与皮带机间距，d2310 mm；c矿车与巷壁距离，取810 mm。关于b的取值有：主要运输巷道一般取500 mm，采区巷道一般取300500 mm。B150015201060310+8104200 mm运输大巷的断面和特征表如图 4.8。(2) 辅助运输大巷此巷为一条双轨大巷，并兼作进风大巷使用，设有人行道。 ( 42)式中B2辅助运输大巷净宽度，mm；a非人行道宽度，取580mm；A1架线电机车的宽度，取为1060 mm；c人行道宽度，取1200 mm；t双轨运输巷道中两辆对开列车最突出部分之间的距离，取为300mm；B2=580+21060+1200+3004200 mm辅助运输大巷的断面和特征表如图 4.9。（3）回风大巷回风大巷仅用于回风使用，其断面如图 4.10。回风石门选用的断面与回风大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按照运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.3井底车场及硐室矿井为斜井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经胶带运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4.11。（2）空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MGC1.1-6A,外形尺寸（长宽高）：20008801150（mm），故取调车线长度为70 m。（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以后，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）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为7.0 m，有效装煤高度为21 m，经计算煤仓容量为1200 t；胶带输送机运输能力为1000 t/h，工作面生产能力为456t/h，两小时为912t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置在井底车场副井的东北侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为90.0 m3/时，所需水仓的容量为：Q0=90.08=720（m3）根据水仓的布置要求,水仓的容量为: (4-3)式中: 水仓容量，m3； 水仓有效断面积，10 m2;水仓长度，100m。则：=10100=1000（m3）由上面计算得知： ，故设计水仓容量满足要求。 图4.5 主井井筒断面图表4.7 主井井筒特征表围岩普氏系数（f）断面/m2掘进尺寸/mm支护厚度/mm每米混泥土消耗量/m3铺底/m3粉刷面积/m3备注净掘基础宽高拱壁基础合计13.6518.650.154800440030053.471.689.8 图4.6 副井井筒断面图表4.8 副斜井井筒特征表围岩普氏系数（f）断面/m2掘进尺寸/mm支护厚度/mm每米混泥土消耗量/m3铺底/m3粉刷面积/m3备注净掘基础宽高拱壁基础合计6490039503502.501.050.263.819.6图4.7中央风井井筒断面图表4.9 风井井筒特征表井型1.8Mt/a井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚6001400mm充填混凝土厚350mm井筒直径4.5m井深300m净断面积15.90m2基岩段毛断面积21.24m2表土段毛断面积37.39m2图 4.8 运输大巷断面图 4.9 辅助运输大巷断面图 4.10 回风大巷断面图4.11 井底车场图5 准备方式带区巷道布置根据北三带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用北三带区9301分带为首采区，设计如下：5.1.1带区位置北三带区东西长平均1267.0m，南北长平均962.6m。带区内划分为7个倾斜分带，分带平均斜长946.7m。设计首采区（北三带区）位于井田东北部，接近井底车场；由井底车场至大巷64m处。5.1.2带区煤层特征位于太原组下部，上距4-2号煤层26.0041.20m,平均29.86m。煤层厚度12.9813.92m，平均13.61m。为全井田稳定可采煤层。该煤层结构简单，含夹矸1-3层，夹矸厚度0.160.36m，夹矸岩性多为泥岩及炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩及中粒砂岩，底板亦为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。该煤层倾角在57，平均6.1 ；容重为1.41 t/ m3；回采9煤层时推算矿井相对瓦斯涌出量为0.932m3/min，瓦斯涌出量小；煤尘的爆炸性和自然发火倾向均较低。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况本井田顶底板工程地质条件中等， 9号煤回采一段时间后会垮落，故在生产过程中应该加强支护。具体见表5.1。5.1.4水文地质井田内地表河流不发育，大小沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄，辗转向东流入马关河。马关河为井田附近主要河流，于井田东界外由北向南流过，为季节性河流，属于海河流域桑干河水系。矿井预计正常涌水量90m3/h；最大涌水量120m3/h。5.1.5地质构造 带区内地质构造简单，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，局部变化不大，煤层倾角平均57，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。表5.1 煤层顶底板岩石构造煤层编号9顶 板底 板岩性泥岩中、粗砂岩粉、细砂岩泥岩抗压强度32.4443.5136.16-43.2223.32抗剪强度11.2727.348.33-17.74抗拉强度3.635.1.6地表情况矿区内地势平坦，地表自然标高+1208m+1370.9m左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩在西南处有小部分出露，基本均为新生界松散层覆盖。带区对应地面有零星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。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优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高和吨煤成本低。本设计矿井胶带运输大巷和辅助轨道大巷均布置在煤层底板稳定岩层中，辅助运输采用1 t固定式矿车。带区准备方式存在的问题：1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出；4）有时存在着污风下行的问题。上述问题采取措施后可以逐步得到克服。5.2.2带区巷道布置针对首采带区，其参数设计如下：（1）带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工，采空区一侧留设3 m保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。（2）区段要素首采带区位于北三带区西侧；倾向长963.7m，平均厚13.6m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150250 m之间，吨煤生产成本最低，因为是特厚煤层，故工作面长度取为150 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为4.5 m，高为3.2 m；回风斜巷宽4 m，高3 m；分带宽B为：B =150+4.5+4+3=161.5（m）。（3）开采顺序首采带区为北三带区，然后依次开采二带区、一带区。由于三区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为9301工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：930193069303930593029304处理边角煤9307其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采出率。（4）带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。（5）带区运输带区内分带运输斜巷铺设B=1200 mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，集中到井底煤仓，由主井皮带提升至地面；带区内辅助运输采用连续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。5.2.3带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：（1） 运煤系统煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机大巷胶带输送机最后经由煤仓装运至主斜井皮带运至地面。（2）辅助运输系统工作面设备材料经副斜井至井底车场，由矿车经大巷，转由连续牵引车运至工作面。运输路线如下：辅助运输大巷工作面轨道斜巷工作面（3）通风系统带区9301工作面风流路线为：副井轨道大巷工作面轨道斜巷9301工作面工作面运输斜巷回风斜巷回风大巷风井（4）排矸系统胶带运输大巷和轨道大巷均在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面用于采空区充填，一方面用连续牵引车排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，但在地面仍需设一定的排矸系统。（5）供电系统供电：地面变电站副井中央变电所轨道运输大巷辅助运输斜巷工作面（6）排水系统在工作面轨道斜巷敷设一趟6寸管路，在工作面轨道斜巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台55 KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面工作面轨道斜巷辅助运输大巷副井井底水仓地面5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合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。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-型255 KW局扇，通风方式为压入式。5.2.5带区生产能力及采出率（1） 带区生产能力由于13.6m综采工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算： （5-1）式中：工作面采煤机生产能力，Mt/a；采煤机割煤高度，m；煤层容重，tm3；工作面长度，m；采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取4； 工作面割煤回采率，取0.8。 已知=13.6 m，=1.41tm3，=150m，=0.8m，=4，=0.8，将各值代入公式（5-1），可得： =33013.61.411500.840.810-6 =2.03（Mt/a）工作面年产量=2.03（Mt/a）2）准备掘进和端头生产能力工作面共布置两条斜巷：运煤斜巷宽为4.5 m，高为3.2 m；轨道斜巷宽4 m，高3.2 m。计算方法如下： （5-2）式中：准备掘进和端头生产能力，Mt/a；运煤斜巷宽度，m；轨道斜巷宽，m；煤层厚度，m；巷道长度，m；煤层容重，tm3；综合考虑掘进和回采率，取0.70。已知=4.5 m，=4 m，=13.6 m， =980m，=1.41 tm3，=0.70，将各值代入公式（5-2），可得：=（4.5+4）13.69801.410.7010-6=0.1118（Mt/a）总上，矿井设计井型为1.8 Mt/a，带区生产能力2.14Mt/a，能满足矿井的产量要求。（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带区采出率。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% 带区内工业储量为：13.87 Mt带区内实际采出煤量为：11.14 Mt则：带区采出率 = 11.14/13.87100% = 80.3%根据煤炭工业设计规范规定：采（带）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80.3%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均6，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约23 m处，大巷采用由架线式机车牵引1 t固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30，曲线半径15 m；设15斜巷，长约100 m，顶端设一部SDJ28A绞车，用于辅助提升；在距绞车15 m处开石门，连接到回风斜巷，长75 m；下部延伸7 m，设SQ120075连续牵引车主绞车。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。1-运输大巷2-轨道大巷 3-回风大巷 4-材料斜巷 5-绞车房 6-绞车房回风巷 7-带区轨道斜巷图5.1 带区下部车场6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 采煤方法的选择本采区可采煤层的特征如表6.1所示。表6.1 可采煤层特征表特征名称数量单位煤层名称9煤层厚度13.6m稳定性较稳定硬度中硬f=1.0-2.0倾角6煤层牌号气煤伪顶岩性碳质泥岩厚度0.1m直接顶岩性砂质泥岩厚度4.79m老顶岩性粗砂岩厚度11.2m根据可采煤层特征表，9煤层的倾角为6的近水平煤层，在带区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。经详细讨论，确定主采煤层选用综采开采工艺，选用综采开采工艺的优越性为：有利于合理集中生产；对煤层及地质条件具有较强的适应性；具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低1030元结合以上原则，根据带区地质条件及煤层特征，可选择倾斜长壁分层综采工艺、放顶煤综采工艺，其各有优缺点，进行如下比较：1. 分层综采工艺的特点优点：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设备小、轻便，回采工作面搬家方便；采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；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；管理难度较大。2. 放顶煤工艺优点：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、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。比较上述2种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，为了设备的有效利用和管理，以及矿井的经济效益并结合煤层地质情况确定工作面选择放顶煤回采工艺，后退式自然垮落法管理顶板。6.1.2 回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征如表61所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为150m。6.1.3 工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。分带工作面的走向推进长度一般不宜小于1年。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V0=0.84330=1056m/年，符合要求。6.1.4 综采工作面的设备选型及配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6.2。表6.2 工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（）15013.6简单、13层夹矸支撑掩护式6根据工作面的关键参数，在网络数据库查三机配套表。三机标准型号见表6.3。ZF15000-27.5/42型液压支架主要技术特征见表6.4。MG400/920-QWD型采煤机主要技术特征见表6.5。前部刮板输送机为 SGZ-800/400 型中双链可弯曲刮板输送机，后部刮板输送机为 SGZ-830/400 中双链可弯曲刮板输送,主要技术特征见表6.6。SZZ-800/400型转载机主要技术特征见表6.7。PCM160型破碎机主要技术特征见表6.8。SSJ1200/2250型带式输送机主要技术特征见表6.9。表6.3 三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZF15000-27.5/42MG400/920-QWD SGZ-800/400 和SGZ-830/400表6.4 ZF15000-27.5/42型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZF15000-27.5/42形式放顶煤支架高度2.75-42m宽度1.66-1.86m中心距1.75m初撑力12778kN工作阻力15000kN支护强度1.46MPa泵站压力31.4MPa设计厂家北京煤科院制造厂家北京煤机厂和郑州煤机厂表6.5 MG400/920-QWD型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG400/920-QWD采高2.04.0m适应媒质硬度F=13煤层倾角18截深800mm滚筒直径2.24m牵引方式无链牵引力600kN牵引速度8.7/14.5m/min链条规格销轮齿轨滚筒中心距8663mm机面高度1547mm卧底量200mm电动机功率400kW台数2台电压1140V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾制造厂家上海天地科技表6.6 SGZ-800/400 和SGZ830/400刮板输送机主要技术特征见型号SGZ-800/400SGZ830/400链速1.1 m/s1.3中部槽尺寸15008003031500830311电机型号YBSD-400/200YBSD-400/200电机功率400/200kw400/200kw运输能力1200 t/h1500 t/h表6.7 转载机技术特征表项 目单 位数 目型 号-SZZ-800/400电机功率m400/200kw中部槽尺寸m1500800303运输能力t/h1600链 速m/s1.2表6.8 破碎机技术特征表项 目单 位数 目型 号-PCM160结构特点-锤 式过煤能力t/h1800破碎能力t/h1800电动机型 号-YDIS-160功 率kW160电 压V1140表6-9 伸缩带式输送机项 目单 位数 目型 号-SSJ1200/2250输送长度m1500运输能力t/h1400托辊直径mm108带 速m/s3.5电动机型 号-YSB-250功 率kW2502电 压V1140输送带类 型-阻燃输送带宽 度mm1200（2）液压支架的校核结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算： F=4HRgS （6-1）式中：H工作面采高，13.6m； R上覆岩层密度，2300kg/m3； F计算工作阻力，kN； S支架的支护面积， 7.96m2； 则： F=413.623009.87.96=9760 kN所选支架的工作阻力为15000kN大于4倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由EHP-3K200/53型乳化液泵提供，乳化液泵压力为31.5MPa。由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.根据ZF15000/27.5/42型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为15000kN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。2）支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%15000kN =11250kN由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为12778KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。（3）采煤机的工作方式采煤机主要技术参数特征见表6.5所示。图6.1 端部斜切进刀1）工作方式由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒510m和1015m。2）进刀方式采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤（见6.1.a）；调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见6.1.b）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见6.1.d）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤，见图6.1。优点：a.采煤机切入煤壁的阻力小；b.操作简单，容易实现。缺点：a.工作面两端控顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理；b.采煤机往返次数多、距离长，故辅助时间比较长。该采煤机适用条件为：a.顶煤较为稳定；b.回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。6.1.5 放顶煤参数1 .采厚、采放比放顶煤回采工作面的出煤量由采煤机割煤和放顶煤两部分组成。增大采高，可以增加工作面割煤量，使采放比减少，有利于煤的冒放和回收，但随着采煤机割煤高度增大，矿山压力的显现加剧，要求的支护强度、支架吨位和重量也明显加大，使工作面搬迁和拆装难度加大，支架的稳定性变差；同时，随着采高的增加，放顶煤量减小，增大了采煤损耗，增加了生产成本，煤壁片帮也明显增加。确定合理的采煤机割高度可以从以下几个方面考虑：应有利于提高工作面的产量。割煤高度应能满足工作面通风的要求。使工作面具有合理的工作空间。根据目前的放顶煤采煤经验，当采煤机割煤高度在2.53.0 m时，低位放顶煤支架的顶煤厚度不宜超过810 m，也就是综采放顶煤的总采高不宜超过15 m，以12 m为宜。但由于本矿井煤层属于特厚煤层，现场采用大采高放顶煤支架，故本设计确定综采放顶煤机采高度3.8m，放煤厚度为9.8m，采放比1:2.57。2 .采煤机割煤深度和放煤步距根据矿井生产能力要求和作业制度，本设计选MG400/920-QWD型采煤机的截深为0.8 m。放顶煤步距是确定工作面回采率和含矸率的重要参数，放顶煤步距过大或过少都将造成回采率的下降或含矸率的提高。因此，一般情况下，可根据对多个放顶煤的统计，采用下面经验公式：d=（0.150.2）h （6-2）式中：d放煤步距，m； h放煤高度，m。设计的9301工作面放顶煤的高度为9.6m，所以其经验放煤步距为1.441.92 m，为了简化采煤工艺，方便作业，放顶煤的步距应该是采煤机截深的整数倍。因此工作面采取两刀一放，放煤步距为1.6 m。3. 放煤方式目前，我国综采放顶煤生产工作面的放煤方式有：单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔和多轮间隔等几种。单轮顺序由于煤炭损失太大或者矸石混入严重，目前已基本不再使用。多轮顺序放煤和多轮间隔放煤也因顶煤丢失也多，随着放煤次数的增加，矸石混入加大，也逐渐被淘。单轮间隔放煤煤损量最少，混矸少，是我国高产高效综采放顶煤工作面普遍采用的主要放煤方式。故本设计采用单轮间隔放煤方式。6.1.6 工作面端头支护和超前支护综采工作面和普采工作面端头支护方式基本相同，主要有以下几种：（1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的端头支护方式相同。该方式使用性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。（2）自移式液压支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差；（3）用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。表6.10 PDZ型端头支架主要技术特征见表型号PDZ工作阻力（kN）9000初撑力（kN）7070最小支撑高度（mm）1.6最大支撑高度（mm）3.8支护强度（MPa）0.75中心距（mm）1.5底板比压（MPa）0.64支护面积（m2）9.28（4）工作面采用DZ3820110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。辅助进风巷的超前支护：从煤壁线向外30m超前支护，为三排支设，离工作面煤柱侧0.25m打20m一排单体柱，柱距0.7m；中间一排距第一排2.5m，打20m一排单体柱，柱距0.7m；另一侧距煤柱0.9m打20m一排单体柱，柱距0.7m。胶带运输平巷的超前支护：从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右（人行道侧），柱距1m。机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱（用单体柱）。（5）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外。6.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标1. 劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、放煤等工作。即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。设计工作面采用综采放顶煤技术，机采高度为3.8 m，放煤高度为9.8 m，循环进尺1.6m，采用“三八”工作制（两班生产，一班检修），每个生产班割两刀煤，放一次顶煤。日循环为两个。劳动人员配备见表6-8。2. 技术经济指标日割煤量： （6-3）式中：Qg日割煤量，t；H1采煤机割煤高度，m；煤层容重，tm3；L工作面长度，m；a采煤机截深，m；n工作面昼夜进刀次数，取4次；C0工作面割煤回采率，取0.97。已知H1=3.8 m，=1.41tm3，L=150 m，a=0.8 m，n=4，C0=0.97，将各值代入公式（6-3），可得：Qg =3.81.411500.840.97 =2494.6（t）日放煤量，按下式计算： （6-4）式中： Qf日放煤量，t；H2顶煤高度，m；煤层容重，tm3；工作面长度，m；放煤步距，m；工作面昼夜放煤次数，取2次；C1工作面放顶煤回采率，取0.75。表6.11 工作面劳动组织表检修班生产一班生产二班在册班 长2226采煤机司机0224刮板机司机43310转载机司机2114胶带机司机2114支架工2226放煤工-448泵站工2114浮煤清理工-336端头维护工63312运料工2226送饭工2114计工员1113电工2114看电缆工1113合 计30282886已知H2=9.8 m，=1.41tm3，L=150 m， b=1.6m，n1=2，C1=0.75，将各值代入公式（6-4），可得：=9.81.411501.620.75=4974.4（t）日循环产量： 2494.6+4974.47289（t）工作面工人效率工作面日产量/在册人数7289/8684.75（t/工）3.工作面生产循环作业工作面为综采放顶煤技术，机采高度为3.8m，放煤高度为9.8m，循环进尺1.6 m，采用“三八”工作制（两班生产，一班检修），每个生产班割两刀煤，放一次顶煤，放煤步距为1.6 m。日循环为2个，工作面正规循环图表见表6-9。4. 工作面成本（C）工作面吨煤成本由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。1）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根据设计手册和建设基价，取1.866（元/t）。2）工资（C2）工资费包括基本工资费、附加工资、奖金人均工资平均每工400元，工效为84.75t。则吨煤工资费（C2）为400/84.754.72（元/t）3）材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）一般为6.0元/t（见采煤工作面分册第七项）。4）电费（C4）a.动力用电消耗动力电耗电机容量总和开动台数循环开动小时负荷系数/循环产量其中：电机容量总和取3800kW，循环开动小时数取6 h，代入得：动力电耗3800610.92/1247.316.8（kWh/t）。b.照明用电消耗照明用电耗照明用电总功率循环照明时数/循环产量其中：照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取200 kW，代入得：照明用电单耗电力费2008/36440.44（kWh/t）。c.电费总消耗（C4）电力费单价（动力用电单耗+照明用电单耗） 式中：单价单价为0.40元/kWh代入得：电力费0.40（16.8+0.44）6.90（元/t）5. 工作面的吨煤成本工作面吨煤成本（C）1.866+4.72+6+6.90 19.48（元/t）工作面的主要技术经济指标见表6.12。 表6.12 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面长度m1502煤层厚度m13.63采 高m3.84采放比-1：2.573煤的容重t/m31.414循环进度m1.65循环产量t3644.56日循环数个27作业方式-两刀一放8日产量t72899回采工效吨/工84.7510坑木消耗m3/万t611回采率%85.812吨煤成本元/t19.486.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项（1）综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自燃发火倾向和矿山压力等因素，编制设计，报告矿务局总工程师批准；（2）运送、安装和拆卸液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；（3）综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放炮松动1.5厚的老顶；（4）采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。（5）严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得不小于支架允许的最小采高；（6）综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架，否则，必须增设其他形式的支护。（7）由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止人员进入；（8）综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的安全措施；（9）乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求，否则不得使用。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面最大瓦斯涌出量为0.932 m3/t，生产能力为1.8 Mt/a。根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道采用单巷布置，布置方式为一进一回，每个工作面共布置两条斜巷：一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷施工，靠近采空区斜巷留3 m保护煤柱。工作面巷道倾角平均57，总体呈近水平。利于辅助运输和施工；巷道断面尺寸可以满足设备顺利通过，并有相当的富裕系数，符合煤矿安全规程；经过风速检验，满足要求。6.2.2回采巷道参数（1） 断面采用胶带输送机运煤，无极绳绞车斜巷运料、运设备；故93011巷布置1200 mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；93012辅助运输巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管路。 （2） 斜巷支护（见采煤方法图）各斜巷断面形状及支护特征均相同：为锚网索组合钢带支护，矩形断面。运煤斜巷宽4.6 m，高为3.2 m，掘进断面16.56 m2；回风斜巷宽4.1 m，高为3.2 m，掘进断面13.12 m2。两巷和开切眼埋深在100-200 m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能起到省而有效的作用。因此，本设计采用锚杆支护的现代高效支护方式。1) 顶板支护W钢带组合锚杆支护，并进行锚索补强。锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；WX220/3.0型钢带宽为220 mm，长4250 mm（轨道巷长3750 mm），厚3 mm；采用菱形金属网护顶；单根钢绞线锚索，长6.3 m，首采面安设在巷道顶脊线处，间距1.6 m。托盘：采用拱形高强度托盘，规格为1501508 mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5050 mm、5.51.1m。2）巷帮支护锚杆直径22 mm，长度2.4 m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度），树脂加长锚固，破断力230 kN，锚杆间排距800 mm；锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成15。帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟顶支护。7 井下运输7.1概述根据东易矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助运输采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车运输设备和材料；工作面辅助运输采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带运输机连续不间断运输。针对北三带区具体设计如下。7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层埋藏浅，表土层薄，但其多为气煤，厚度大，煤层生产能力大，井型为1.8 Mt/a。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修；每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质带区所采煤层为9煤层。9煤层为一稳定较稳定、结构简单的特厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在58，平均6.1；气煤，容重为1.41t/ m3，硬度2.0左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于0.932m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。7.1.3运输距离和辅助运输设计斜巷平均运距为890 m, 最大运距1020m；大巷平均运距为1220 m，最大运距1700 m。故从井底车场到工作面最大运距为3000 m。带区内布置一个工作面、两个掘进面保产，设计综采综采工作面日产量7289 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输。7.1.4矿井运输系统矿井井下运输方式多样，根据矿井具体情况选用。运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、运矸系统等。（1）运输方式1）运煤：本井型属于中型矿井，需要一定的井下运输能力；矿车运输效率低，运输环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带运输能实现连续运输，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带运输机运煤。2）辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采综采开采，工作面斜巷主要采用锚杆组合钢带支护，其辅助运输量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期运输。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车运输支架等大件设备，实现工作面运输连续高效。巷道掘进采用部分断面掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对较少；由于连续牵引车具有储绳梭车等特殊系统配置，同样可以采用连续牵引车实现变距离运输。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘站换乘电机车牵引的人车，由其送达带区车场；远工作面换乘无极绳牵引的人车。爆破材料和油品等轻型货物按照煤矿安全规程，采用专用设备包运，单独运至目的地。（2）运输系统1) 运煤系统：综采工作面皮带斜巷主运输大巷主井井底煤仓主井地面掘进工作面掘进面皮带斜巷主运输大巷主井井底煤仓主井地面2) 运料系统：地面副井井底车场辅助运输大巷辅助运输斜巷工作面地面副井井底车场辅助运输大巷掘进面辅助运输斜巷掘进工作面3) 人员运送系统：地面副井井底车场辅助运输大巷带区车场各个工作地点4) 运矸系统：矿井辅助大巷布置在煤层底板岩层之中，其延伸掘进均有矸石产生，部分仍需运出井下。其运输系统如下：大巷掘进工作面轨道大巷井底车场副井地面7.2带区运输设备选择7.2.1设备选型原则：（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择 生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；（4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；（5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2带区运输设备选型及能力验算（1）运煤设备1）运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：前后刮板输送机型号分别为SGZ-800/400 和SGZ-830/400，转载机型号为SZZ-800/400；破碎机型号为PCM160；斜巷可伸缩胶带输送机型号为SSJ1200/2250。各设备技术特征见表6.4、表6.5、表6.6、表6.7。2）运输能力验算设计综采长壁放顶煤工作面最大瞬时出煤能力为1000t/h，工作面刮板运输机生产能力为1500 t/h，转载机的生产能力为1600 t/h，破碎机通过能力为1800 t/h，斜巷皮带通过能力为1400 t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。（2）辅助设备近年来一些现代化矿井相继采用了单轨吊、齿轮机车、卡轨车等多种辅运方式，机械化程度有所提高，目前国外大量使用的卡轨车以绳牵引的占大多数，只适合固定段的运输，运输距离不能带长，一般不超过2 km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷运输。单轨吊需增加大量U 型钢拱形支架或梯形钢支架，钢材消耗量大；锚喷巷道吊挂，锚杆需承受不小于150 kN的拉拔力。本设计选用我国首创的连续牵引车，该系统配置有无极绳绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮、托绳轮和人车等。其中，无极绳绞车有37 kW、55 kW和75 kW三种。梭车有带紧急制动闸和不带紧急闸两种形式。系统直接利用现有轨道系统。可实现不经转载的直达运输。在6以下坡道采用37 kW无极绳绞车；在10以下坡道采用55 kW无极绳绞车；在12以下坡道采用75 kW无极绳绞车。可实现液压支架整体运输要求，配备专用人车后在工作面巷道实现人员运输。本矿井的工作面巷道均沿煤层掘进，煤层倾角多在10以下，煤厚在1214 m之间，在掘进过程中可以保证巷道坡度最大12。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体参数见下表7.1：其优点如下：1）绞车操作机构简单，操作简单；主机体积小，便于工作面巷道安装。2）多功能张紧器不但解决了两股钢丝绳的分绳问题，而且抬高了滚筒低绳、压低了滚筒上绳，增大了钢丝绳的围包角。张紧采用动、定滑轮组合方式，利用移动式滑轮来吸收储存余绳、缓冲冲击力，使用效果很好。3）采用不同方式固定尾轮，能够适应采煤掘进生产期间的尾轮频繁移动。4）双地滚式托绳轮使分开的两钢丝绳大大减少了磨损和运行阻力。5）副绳压绳轮仅压副绳一道绳，解决了钢丝绳低洼出副绳上的问题。表7.1 连续牵引车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-SQ-1200-75兖矿集团常州科技所最大牵引质量t22最大运行坡度12牵引力kN60绳 速m/s1.0/1.7双速储绳长度m1000电动机型号-YB250M-4功率kW75转速r/min14807.3大巷运输设备选型7.3.1主运输大巷设备选择因采用大全高放顶煤综采回采工作面，为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的运输能力应与带区采煤设备的瞬时生产能力相适应。设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为1000t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1400 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，采用CST可控启动装置。大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。7.3.2辅助运输大巷设备选择由于以上设备代价高，对地质条件要求严格，因此设计矿井采用架线式电机车牵引平板车和固定车厢式矿车运输设备、人员、材料和矸石。井下运输车辆特征及用量如下：表7.2 电机车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-ZK7-6/550常州工矿电机车厂粘 重t7轨 距mm600供 电V550小时制牵引力N15092小时制h11最高速度/in25电动机型号-ZQ-25功率kW24数量台2调速方式-电 阻制动方式-电阻机械最小弯道半径7外形尺寸（长宽高）mm445610541500受电器高度距轨面mm18002200固定轴距mm1100数 量辆3表7.3 固定矿车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MG1.1-6A淮南矿山运输机械厂容 积m 31.1名义载重t1轨 距mm600牵引高度mm320缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN60外形尺寸（长宽高）mm20008801150车轮直径mm300质 量kg592数 量辆50表7.4 平板车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MPC15-6淮南矿山运输机械厂最大载重t17名义载重t15轨 距mm600牵引高度mm238缓冲器-单列弹簧式最大牵引力kN300外形尺寸（长宽高）mm25001500340轴距mm1100质 量kg1030数 量辆30表7.5 人车技术特征表项 目单 位数 目备 注型 号-PRC-12吉林市矿山机械厂乘坐人数个12最大行车速度m/s3轨 距mm600牵引高度mm238坡度1.5最大牵引力kN30外形尺寸（长宽高）m m428010201525轴距m m1500质 量kg1448数 量辆107.3.3运输设备能力验算（1）主运输设备设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为1000 t/h，斜巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为1400 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，两者均采用SSJ1200/2250型号可伸缩胶带输送机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人员运送要求。工作面最大运距2122 m；大巷平均运距为800 m，最大运距1700 m。正常生产期间材料、设备运量为每班60 t；根据工作面最大运距2122 m，大巷平均运距为800 m，最大运距1700 m；大巷平均行车速度3 /s，斜巷行车速度1 /s，装卸载调车等车时间取30 min，牵引车每班可运行约5次，所选15 t电机牵引车2辆，每班运输能力为75 t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的运输要求。8 矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为1.8Mt/a ，服务年限53.97年。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修；每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。矿井煤层埋藏浅，表土层薄，但其多为气煤，厚度大，煤层生产能力大。井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于0.932 m3/ t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。矿井开拓方式为斜井单水平开拓：水平标高+1080 m，其中设斜井2个，主斜井直径4.2m，净断面积13.65m2，支护厚度300 mm，掘进断面18.65 m2 ，倾角16，斜长617m；副斜井直径4.2 m，净断面积13.2 m2，支护厚度350 mm，倾角17，斜长581 m。主斜井采用胶带输送机提升，副斜井采用绞车提升。8.2主副井提升8.2.1主井提升设备选型1.设备选型矿井设计生产能力为180万t/a，属大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机，提运至地面，主斜井井筒斜长617m，装备一台B=1000mm，V=4m/s,=16的钢绳芯带式输送机，输送能力700t/h，采用CST可控启动装置2套，实现头部双滚筒驱动，配YJS500-4型电动机2台，采用尾部重载车式拉紧方式。主斜井带式输送机选型计算主要技术参数见表8.1。表8.1 主斜井带式输送机主要技术参数项 目单 位参 数带宽mm1000运量t/h1400带强N/mmST2500 阻燃带速m/s4轴功率kW1207功率分配P1：P21 ：1胶带安全系数7.97驱动滚筒布置及个数头部双滚筒驱动滚筒直径mm1280驱动控制方式CST加鼠笼电动机电机台数及功率kW2800（防暴）减速器型号及速比CST750KV i=24.57 2台拉紧尾部重载车式拉紧2.运输能力验算矿井设计日产量为7289t，设计净提升时间为16h,平均每小时提升量为456t，小于主斜井胶带输送机提升能力。设计长壁放顶煤工作面采煤机和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为1000t/h，主斜井输送机运输能力为1400t/h。在主斜井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，坐落于主斜井底段，煤仓直径为7.0m，有效装煤高度为20.4m，容量为1200t。8.2.2副井提升设备选型1.选型依据工作制度：300d/a井筒倾角：19井筒斜长：890.75m提升方式：双钩串车车场形式：井上下均为平车场轨道中心距：1900mm轨距：900mm车辆：5t平板车，质量1.1t，装载3m3集装箱、材料架、油罐大件：掩护式液压支架（28t整体运输，特制平板车，质量2.93t）；连续采煤机成套设备不可拆最重件连续采煤机主机底盘质量32.8t（特制重型33t平板车，自重5.49t）。2.设备形式和规格1)钢丝绳：提升液压支架等重型设备，重载侧选用40NAT6V37S+FC1470ZZ/SS1046 680GB/T8918-1996型三角股钢丝绳1根；提升物料及下放液压支架，配重侧选用30NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996型面接触钢丝绳1根。其技术参数见表8.2。表8.2 钢丝绳技术参数项 目技 术 参 数型 号40NAT6V37S+FC1470ZZ/SS1046 680GB/T8918-199630NAT6T7+FC1670ZZ/SS627 351GB/T 16269-1996数 量（根）11直 径（mm）4030单位质量（kg/m）6.83.51抗拉强度（MPa）16701470破断拉力（kN）10466272)提升机选用2JK-3.5/28E型双滚筒矿井提升机，其技术参数见表8.3。表8.3 提升机技术参数项 目技术参数型 号2JK-3.5/28E滚筒直径（m）3.5滚筒宽度（m）1.7滚筒个数2缠绕层数2最大静张力（kN）170最大静张力差（kN）115减速器传动比28传动效率0.92变位质量（kg）26500最大速度（m/s）3.853)天轮：选用TSG3000/20型，天轮直径3m，天轮个数2个，变位质量781kg。4)电动机：选用YR5003-10型电动机，过载系数1.89，转动惯量58kg.m2。5)慢速提升设备由于矿井采用大型连续采煤机成套设备进行工作面快速掘进，其设备具有不可拆件质量重、尺寸大的特点，故增设一套慢速提升设备。选用特制SDJ-32型慢速提升机一台，选用36NAT6T7+FC1570ZS849 505GB/T 16269-1996型面接触钢丝绳1根，选用Y315L1-6型电动机。所选钢丝绳和提升机技术参数见表8.4、表8.5。表8.4 慢速提升钢丝绳技术参数项 目技术参数型 号36NAT6T7+FC1570ZS849 505GB/T 16269-1996数 量（根）1直 径（mm）36单位质量（kg/m）5.05抗拉强度（MPa）1570破断拉力（kN）849表8.5 慢速提升机技术参数项 目技术参数型 号SDJ-32卷筒直径（m）1.45卷筒宽度（m）1.5慢速提升牵引力（kN）322减速比262.76提升速度（m/s）0.2920.33快速提升牵引力（kN）30.31减速比33.04提升速度（m/s）2.322.618.2.3井上下人员运送为了井下人员和主斜井井筒设备检修人员上、下井的快捷、方便，在主斜井井筒内设置一套架空乘人器，其驱动部分设在井口，在井底机尾设拉紧装置。乘人器吊座间距为12m，运行速度1m/s，运送人员能力为300人/h。斜井架空乘人器的主要技术参数见表8.6。表8.6 架空乘人器主要技术参数序 号项 目规格及参数1乘人器绞车型号JCJ1.25-452绳轮直径(mm)12503钢绳型号、直径（mm）67-20.5-147-特-光-右交20.54最大圆周力（kgf）等速运转1800启动21605最大静张力比1.866最大静张力和（kgf）60007名义绳速（m/s）18电动机型号YB280S-6功率（Kw）45转速（r/min）9809减速器型号CWU12-6-F速比1610开式齿轮模数12齿数Z1=18 Z2=72传动比411总传动比649 矿井通风及安全9.1矿井地质、开拓、开采概况9.1.1矿井地质概况本矿地处井田位于管涔山脉东麓，地表大部分为黄土覆盖。矿区内地势平坦，地表自然标高+1208m+1370.9m左右，有自西北向东南倾斜趋势。井田平均走向长度为2.42km，平均倾斜宽为2.10 km，平均倾角为6.1，水平面积为4.4494平方公里。在井田范围内，9煤层赋存稳定，平均倾角6.1，矿井相对瓦斯涌出量为平均1.732 m3/t，煤层自然发火危险性和煤尘无爆炸性均较弱。9.1.2开拓方式井田开拓采用斜井单水平带区式开拓，水平标高+1080 m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分三个带区。9.1.3开采方法带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度150 m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置两条斜巷。综采工作面生产能力为7289 t/d，每日推进度为3.2m，采煤机选用MG400/920-QWD采煤机，截深0.8m，采高为3.8m。日进4刀。综采支架型号为ZF154000-27.5/42。综采工作面装备的部分机电设备见表9.1。表9.1 综采工作面机电设备表序 号地 点机电设备名称型 号容 量1工作面采煤机MG400/920-QWD400 kW2工作面刮板输送机SGZ-800/400和SGZ-830/4002400W3工作面液压支架ZF15000-27.5/4215000 kN4工作面端头支架PDZ9000 kN5运输斜巷刮板转载机SZZ-800/400400 kW6运输斜巷破碎机PCM160160 kW7运输斜巷伸缩带式输送机SSJ1200/22502260kW8运输斜巷乳化液泵站EHP-3K200/53125 kW9运输斜巷喷雾泵站WPZ320/6.350 kW10运输斜巷配电器KYX-111运输斜巷移动变电站KBSGZY-T-630/64000 kW为了保证生产正常接替，前期准备9301工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；后期准备9306工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和一个东侧胶带运输煤层大巷掘进头。9.1.4变电所、充电硐室、火药库井下大巷采用矿车辅助运输，工作面斜巷连续牵引车运输。井底车场设变电所、充电硐室。带区内不设变电所。遇岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为400人，综采面同时工作最多人数58人。9.2矿井通风系统的确定矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：（1）矿井至少要有两个通地面的安全出口；（2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；（3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备；（4）总回风巷不得作为主要行人道；（5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰；（6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井；（7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；（8）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；（9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；（10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：（1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。（2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央边界式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9.2。表9.2 通风方式比较通风方式中央并列式中央边界式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多工业场地布置集中广场保护煤柱少通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4 km），井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的新矿井煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件：地表表土层薄约17.4m，水平标高为+1080450 m；煤层为近水平煤层，分三个带区，煤层有一定的自然发火危险和煤尘爆炸性，由于井田中部出现断层，故将风井定于井田边界。根据以上分析，且矿井年产量1.8Mt，属大型矿井，本设计选用中央边界式通风方式。9.2.3矿井通风方法的选择通风方法，即矿井主通风机的工作方法。其可分为自然通风和机械通风。矿井通风方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：（1）抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；（2）压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。（3）采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。（4）在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面。（5）如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小。（6）在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。从以上比较看出，抽出式通风具有明显的优点，同时矿井地面地势平坦，不存在小窑塌陷区，表土层比较厚，故矿井采用抽出式通风。9.2.4带区通风系统的要求带区通风总要求：（1）矿井通风网络结构合理；集中进、回风线路要短，通风总阻力要小，多阶段同时作业时，主要人行运输巷道和工作点上的污风不串联。（2）内外部漏风小。（3）通风构筑物和风流调节设施及辅助通风机要少。（4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量最小。（5）通风动力消耗少，通风费用低。带区通风系统基本要求：1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口。2）进风井巷与采掘工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5 mg/m3。3）新设计的箕斗井和混合井禁止作进风井，已作进风井的箕斗井和混合井必须采取净化措施，使进风流的含尘量达到上述要求。4）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体的污染，井口排风不得造成公害。5）矿井有效风量率应在60%以上。6）采场、二次破碎巷道和电耙道，应利用贯穿风流通风，电耙司机应位于风流的上风侧，有污风串联时，应禁止人员作业。7）井下破碎硐室和炸药库，必须设有独立的回风道。8）主要通风机一般应设反风装置，要求10 min内实现反风，反风量大于40%。9.2.5带区通风方式的确定带区通风系统是矿井通风系统的中心，其结构决定着矿井通风系统的最重要的参数和指标（如漏风量，稳定性程度等），因而搞好带区通风是保证矿井安全生产的基础。矿井相对瓦斯涌出量为0.932 m3/t，小于10 m3/t，属于低瓦斯矿井，采区采用两条上山就可满足通风、生产的需要，采区上山采用一进一回的通风方式。一进一回的通风方式一般可以采用两种方式：分带轨道斜巷进风，运煤斜巷回风；运煤斜巷进风，分带轨道斜巷回风。轨道斜巷进风与运煤斜巷进风的比较：轨道斜巷进风：这种通风方式新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。带区下部的绞车房易于通风。运煤斜巷进风：由于风流方向与运煤方向相反，容易引起煤尘飞扬，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。运输机设备所散发的热量，使进风流的温度升高。此外，运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。结合以上信息，本设计选用轨道斜巷进风，运输斜巷回风。故工作面宜采用“U”形通风方式。9.3矿井风量计算9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定1.通风容易时期和通风困难时期的定义矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风困难时期。本设计只针对开采9煤层时期：（1）容易时期的采煤方案开采北三带区9301工作面，布置综采放顶煤工作面；准备面9306，煤巷掘进头两个。（2）困难时期的采煤方案9煤开采后期开采南二带区东侧工作面时为通风困难时期：准备工作面煤巷掘进头两个，岩巷掘进头两个。2.配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量（1）各用风地点需风量计算公式或经验数值部分：在本设计中矿井总风量按采煤、掘进、峒室及其它地点实际需要风量的总和计算： （9-1）式中：采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min ； 硐室实际需要风量的总和，m3/min ； 矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要通风量之和，m3/min ； 矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取抽出式矿取1.151.2，压入式矿取1.251.3。1） 采煤实际需要风量，应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算：各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。采煤工作面有串联通风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不得低于其采煤时的实际需要风量的50%。瓦斯绝对涌出量：qgai=72890.932/（6024）=4.718（m3/min）按瓦斯涌出量计算： （9-2）式中：按瓦斯涌出量计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出不均匀的备用风量系数，它是各个采煤工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面可取=1.21.6；炮采工作面可取=1.42。已知=0.932m3/min，=1.5，可得： =1004.7181.5=707.7m3/min图9.1 容易时期矿井通风立体图图9.2 困难时期矿井通风立体图按工作面温度计算：采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表（9.3）的要求：长壁工作面实际需要风量（），按下式计算： （9-3）式中：按工作面温度计算长壁工作面实际需要风量，m3/min；第i个采煤工作面风速，m/s；第i个采煤工作面的平均面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2 。其他采煤工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。已知=1.6 m/s，=22 m2，可得：=601.622 =2112 m3/min表9.3 采煤工作面空气与风速对应表采煤工作面空气温度，。C采煤工作面风速，m/s150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.5-2.026-282.0-2.5按人数计算实际需要风量（）；=4 （9-4）式中：按人数计算实际需要风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。已知=58，可得：=458 =232 m3/min取三者中最大值2112 m3/min。按风速进行验算：根据矿井安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算0.2560 （9-5）式中：按风速进行验算各个采煤工作面的最低风量，m3/min；第i个采煤工作面的平均面积，m2 。按最高风速验算，各个采煤工作面的最低风量（）；240 （9-6）已知=22 m2，=2112 m3/min，可得：330 m3/min5280 m3/min由风速验算可知，=2112 m3/min符合风速要求。2）备用面需风量的计算按下式计算：=0.5 （9-7）式中：备用工作面所需风量，2112 m3/min。所以：备用工作面所需风量为：=0.52112=1056 m3/min。3）掘进工作面风量计算各掘进工作面所需风量计算如下：按沼气涌出量计算：根据矿井安全规程规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1的要求计算。即： （9-8）式中：第i个掘进工作面实际需风量，m3/min；该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.52；已知=4.718m3/min，=1.6，可得：=1004.7181.6 =754.9m3/min按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。 （9-9）式中： 按人数掘进工作面实际需要的风量，m3/min；4每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min；第i个工作面同时工作的最多人数，取60人。可得=240 m3/min由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=754.9m3/min4）硐室需要风量的计算硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。因为本矿只有火药库、绞车房、变电所故可以不用计算可根据经验值取得：大型爆破材料库为100150 m3/min，中小型爆破材料库60100 m3/min，采区绞车房及变电所为6080 m3/min，充电硐室按经验给100200 m3/min。 结合本矿实际，取火药库实际风量为130 m3/min，绞车房实际风量为70 m3/min，变电所实际风量为70 m3/min，充电硐室为150 m3/min。5）其他巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算： （9-10）式中：按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min； 该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min； 该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.21.3； 已知=4.718m3/min，=1.2，可得； =1334.7181.2 =627.5m3/min6）矿井总风量综上，考虑到矿井通风系数，取=1.2，结合公式（9-1），通风容易、困难时期矿井总风量计算如下：容易时期：=2112+1056+754.92+（130+70+70+150）1.2 =5211.5m3/min困难时期：=2112+1056+754.92+2402+（130+70+70+150）+627.51.2 =6540.5m3/min根据矿井人数计算，按下式计算： （9-11）式中：根据矿井人数计算需风量，m3/min；井下同时工作的做多人数；风量备用系数；已知=400人，=1.5，可得：=44001.5 =2400 m3/min两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为5211.5m3/min，通风困难时期为6540.5 m3/min。9.3.3风量分配配风的原则和方法根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%：综=21121.2=2534.4 m3/min2）准备工作面：备=10561.2=1267.2 m3/min3）煤巷掘进工作面：掘进=754.91.2=905.8m3/min4）岩石大巷掘进面：Q掘=2401.2= 288m3/min5）机车检修、充电硐室：Q充=1501.2=180 m3/min6）火药库：Q火=1301.2=156 m3/min7）其它巷道：Q其它=627.51.2=753m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕。井巷风速验算结果见表9.4。表9.4 井巷风速验算表容易时期困难时期最高允许风速井巷名称风速/ms-1井巷名称风速/ms-1ms-1副井4.12副井4.748井底车场4.68井底车场4.908轨道大巷2.79轨道大巷3.388运输大巷2.79运输大巷3.388进风斜巷3.10进风斜巷3.776工作面1.6工作面1.64回风斜巷2.12回风斜巷2.126回风大巷2.94回风大巷3.168备采面进风斜巷1.76备采面进风斜巷1.766备采面0.96备采面0.964备采面回风斜巷1.47备采面回风斜巷1.476风井5.46风井6.86159.4矿井阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.4.1计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940 Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的10%计算。（3）矿井通风网路中有较多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350 mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此应首先确定容易、困难时期的最大阻力路线。9.4.2矿井最大阻力路线在通风网络图中选出最大的通风阻力路线，根据上述计算原则，算出此路线的阻力。通风容易时期的最大阻力路线：23578910通风困难时期的最大阻力路线：235111213109.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：井下多数风流属于完全紊流状态，故 （9-12）式中：摩擦阻力，Pa；实验比例系数，常数；矿井空气密度，kg/m3巷道周界，m；巷道长度，m；空气流动速度，m/s；巷道断面面积，m2令，Ns2/ m4或kg/m3若通过井巷的风量为 (m3/s),则=/,代入上式，得： （9-13）对于已定型的井巷，、和等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的项用符号来表示，即，Ns2/m8 （9-14）此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受和、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。 故 ， Pa （9-15）上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为： ，Pa （9-16） ，Pa （9-17）式中： 1.2容易时期的局部阻力系数；1.15 困难时期的局部阻力系数。图9.3 容易时期通风网络图图9.4 困难时期通风网络图矿井通风总阻力：容易时期：=1.2986.72 =1184.06Pa困难时期：=1.151431.75 =1646.51Pa9.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式： （9-18）矿井通风等积孔计算公式： （9-19）表9.5 容易时期矿井摩擦阻力井巷名称风速/ms-1长度(m)断面周长阻力系数104/Qhfr（m2）（m）Ns2/ m4/ m3/s/Pa副井4.1255813.218.3235054.38460.03井底车场4.68400.0012.817.797060.0085.51轨道大巷2.798012.417.2815034.6013.02带区轨道平巷3.10962.0012.0014.007037.275.50液压支架工作面1.6150.0022.0020.0033035.211.52带区回风斜巷2.12962.0014.4015.407030.5332.37回风行人巷2.43100.0012.8017.797031.105.74回风大巷2.9490013.218.3215038.81161.97风井5.4616015.914.47325.086.81141.07合 计986.72表9.6 困难时期矿井摩擦阻力井巷名称风速/ms-1长度(m)断面周长阻力系数104/Qhfr（m2）（m）Ns2/ m4/ m3/s/Pa副井井筒4.74558.0013.218.3235062.57609.03井底车场4.90400.0012.817.797062.7293.44轨道大巷3.38106712.417.2815041.91254.78带区轨道平巷3.771242.0012.0014.007045.24144.16液压支架工作面1.6150.0022.0020.0033035.211.52带区回风斜巷2.121242.0014.4015.407030.5341.79回风行人巷2.43150.0012.8017.797031.108.62回风大巷3.16220.0013.218.3215041.7145.73风井6.86160.0015.914.47325.098.74222.69合 计1646.51式中：矿井风阻，Ns2/m8；矿井总阻力，Pa；矿井总风量，m3/s；矿井等积孔，m2。结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻为：=1184.06/86.812 =0.15 Ns2/m8总等积孔：=1.1917/=3.08 m2困难时期:总风阻为：=1646.51/98.742=0.17 Ns2/m8总等积孔：= 1.1917/=2.89 m2通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9.7：表9.7 矿井等积孔容易时期困难时期等积孔(m2)3.082.89表9.8 矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易1 m212 m22 m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2 m2，总风阻均小于0.35 NS2/m8，属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1选择主要通风机根据煤炭工业设计规范等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：1）风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。2）当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。3）风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5；风机的转速不大于额定值的90%。4）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。5）正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。（1）自然风压由煤矿设计规范可知：矿井进、出风井井口的标高差在150 m以下，井深均小于400 m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；本矿井进、回风井在同一工业场地中布置，标高相差不足2 m。故设计中不计算自然风压，即：=0。（2）主要通风机工作风压1）该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压： （9-20）式中： 通风容易时期主要通风机静风压，Pa；表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；表示容易时期帮助通风的自然风压，=0；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故：= 1184.06+0+50 =1234.06 Pa2）通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压： （9-21）式中：通风困难时期主要通风机静风压，Pa；表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；表示困难时期反对通风的自然风压，=0；表示风峒的通风阻力，通常为2050，取50 Pa。故： = 1646.51050 = 1696.51 Pa（3）主要通风机的实际通过风量因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算： （9-22）式中： 实际风量，m3/s；1.05抽出式矿井通风外部漏风系数；风井总风量，m3/s。容易时期：=1.055211.5/60=91.20 m3/s困难时期：=1.056540.5/60=103.68 m3/s（4）主要通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。主要通风机工作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。表9.9 主要通风机工作参数一览表项 目容易时期困难时期单 位风量/m3s-1风压/Pa风量/m3s-1风压/Pa矿井开采水平91.201234.06103.681696.51容易时期： （9-23）= 1234.06/91.202= 0.15 NS2/m8困难时期： （9-24）= 1696.51/103.682 = 0.16 NS2/m8图9.5 通风机特性曲线风机风压与风量的关系：容易时期： 困难时期：通风容易和困难时期风阻见表9.10。表9.10 通风容易和困难时期风阻容易时期困难时期 (NS2/m8)0.150.16根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井东区前后期风机型号均为2K60-NO.24型的对旋式轴流风机。根据2K60-NO.24的对旋式轴流风机的性能曲线，可以确定主要通风机实际工况点，见表9-11。表9.11 主要通风机工况点型号时期叶片安装角/（）转速 (rmin)风压 (Pa)风量 (m3/s)效率/%输入功率kW2K60-NO.24容易30600144398.520.72180困难356001980108.350.742709.5.2电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率和计算电动机的输出功率。由/=180/270=0.670.6，故通风容易时期和困难时期选用相同的电动机。电动机的输出功率： （9-25）式中： 电动机的输出功率，kW；通风机的输入功率，kW；电动机容量备用系数，取1.15；电动机效率，取0.90；容易时期：=1801.15/0.90 =230（kW）困难时期：=2701.15/0.90 =345（kW）根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速，选择型号为Y4509-8的异步电动机，其详细参数见表9.12。表9.12 电动机参数时期型号功率（kw）电压（V）电流（A）转速（rpm）效率（%）容易Y4509-845060007560092/92.89.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积聚瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2预防井下火灾的措施（1）井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。（2）井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。（3）对自然发火的煤层，应加强煤炭与坑木的加收；加强密闭，及时密闭采空区；对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂；分层开采还应在采区随采随注。（4）二阻化剂防火：根据化验与实践，本矿自然发火期长，但为确保安全，应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.6.3防水措施（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；3）接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；4）打开隔离煤柱放水时；5）接近有出水可能的钻孔时；6）接近有水或稀泥的灌泥区时；7）底板原始导水裂隙有透水危险时；8）接近其它可能出水地区时。10 设计矿井基本技术经济指标表10.1 设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号气煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m13.614煤层倾角58（ 平均6.1）5（1）矿井工业储量Mt180.86（2）矿井可采储量Mt126.36（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班27（1）矿井年生产能力Mt/a1.8（2）矿井日生产能力t/d72898矿井服务年限a53.979矿井第一水平服务年限a25.1310井田走向长度m2.42井田倾斜长度m2.1011瓦斯等级低瓦斯相对涌出量m3/t0.9321213通风方式中央边界式（1）矿井正常涌水量m3/h90 （2）矿井最大涌水量m3/h12014开拓方式（指井筒形式、水平数目）斜井单水平15一水平标高m+108016（1）生产的工作面数目个117（2）备用的工作面数目个1采煤工作面年推进度m105618（1）移交时井巷工程量m12000（2）达产时井巷工程量m1600019开拓掘进队数个320大巷运输方式电机车牵引固定矿车21矿车类型固定矿车和自制平板车22电机车类型台数323设计煤层采煤方法综采放顶煤24（1）工作面长度m150（2）工作面推进度m/月96（3）工作面坑木消耗量m 3/千t0.6参考文献1 徐永忻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20032 徐永忻.煤矿开采学.徐州：中国矿业大学出版社，19993 林在康、左秀峰.矿业信息及计算机应用. 徐州：中国矿业大学出版社，20024 邹喜正、刘长友.安全高效矿井开采技术.徐州：中国矿业大学出版社，20075 张宝明、陈炎光：中国煤炭高产高效技术，徐州：中国矿业大学出版社，20016 钱鸣高、石平五.矿山压力及岩层控制. 徐州：中国矿业大学出版社，20037 于海勇.综采开采的基础理论. 北京：煤炭工业出版社，19958 王省身.矿井灾害防治理论与技术. 徐州：中国矿业大学出版社，19899 .中国煤炭建设协会。煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，200510 岑传鸿、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，200411 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，199812 李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践. 北京：煤炭工业出版社，200113 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册. 北京：煤炭工业出版社，199414 中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 北京：煤炭工业出版社，200115 朱真才、韩振铎.采掘机械与液压传动. 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20 世纪80 年代特别是 90 年代以来中厚煤层开采技术日臻成熟，厚煤层、特厚煤层的开采技术也发展迅速；薄煤层虽然较长时间内一直在开采，但开采技术水平未能同步发展，原因是开采薄煤层经济效益相对较低，企业从提高经济效益出发，除非薄煤层赋存有特殊需要的优质煤或作为具有冲击矿压、煤与瓦斯突出危险的相邻厚煤层的解放层开采，否则多数薄厚煤层共存矿区为了追求高产和高利润的目标，优先开采中厚煤层和厚煤层，对薄煤层进行搁置使大量薄煤层积压未采，甚至有些矿井实施丢薄保厚的开采方式，严重浪费了煤炭资源。经过多年开采不少矿井中厚煤层已近枯竭，生产接替困难，薄煤层的开采被提到议事日程，发展薄煤层综采技术是开采薄煤层的必由之路，对保持薄煤层储量比重较大省区煤炭工业稳定、维护我国能源安全和实现我国能源工业的可持续发展具有重要意义。2国内外薄煤层综采技术发展及现状由于薄煤层开采的特殊性，造成薄煤层机械化开采发展缓慢。目前国内外薄煤层机械化开采主要集中于近水平及缓倾斜煤层，较成熟的工艺主要有：长壁综合机械化开采、螺旋钻机开采和连续采煤机房柱式开采。2.1长壁综合机械化开采长壁综合机械化开采薄煤层主要有2种技术途径：一是采用滚筒采煤机、刮板输送机和液压支架配套的采煤机综采机组；二是采用刨煤机、刮板输送机和液压支架配套的刨煤机综采机组。英国和美国主要采用滚筒采煤机进行长壁式开采，用连续采煤机进行房柱式开采；德国、法国、俄罗斯和比利时等国广泛采用刨煤机。从使用情况看，两种技术均能取得较好效果，各有特点与适应性。刨煤机综采设备由于可完全实现自动化,工作安全、块煤率高,适于开采厚度较小且地质条件变化不大的煤层;滚筒采煤机综采设备对地质条件适应能力强，适应于硬煤以及煤层厚度变化较大的薄煤层开采。目前,德国DBT公司研究开发的以液压支架PM4电液控制系统为基础的全自动化无人刨煤机综采工作面成套设备已经批量投入生产应用；英国Long-Airdox公司、美国Joy公司也研究开发了具有自动化功能的滚筒采煤机综采工作面计算机控制系统；澳大利亚正在研制远程控制全自动无人长壁工作面开采技术。由于我国煤矿开采条件复杂，煤层顶板条件差,适合刨煤机综采条件的煤层不多，因此,推广较少,主要应用于铁法矿区。与刨煤机综采机组相比，滚筒采煤机由于具有截割效率高、破煤岩能力强、适应性好等优点，适应于我国薄煤层赋存多样性的特点，因此，在我国发展较快,我国薄煤层采煤机最大装机功率已达925kW (MG2200/925-AWD型电牵引采煤机，适用于采高1250 2800mm，达到国际水平，但由于采煤机割煤尚不能实现远程自动控制，滚筒采煤机综采机组无法实现真正的全自动化控制。2.2螺旋钻机开采螺旋钻机采煤是20世纪60年代发展起来的采煤方法。美国首先将其用于地下开采，原苏联、英国、德国、法国都对此项技术的应用做过很多研究，我国20世纪90年代开始引进和研制用于薄煤层和极薄煤层开采的螺旋钻机，并在山东枣庄、新汶得到了应用，但采用螺旋钻机采煤主要存在：要求巷道断面大，半煤岩巷道掘进困难；留设钻孔间煤柱，降低了采出率；接长和缩短钻杆所用的时间占工作总时间的比重较大，单产水平低。受上述因素影响，该种采法在国内没有得到有效的应用。2.3连续采煤机房柱式开采连续采煤机房柱式开采的特点是采掘合一，边掘边采，利用煤柱作为临时或永久支护支撑顶板，煤柱在回采过程中可以部分或全部回收。主要设备有连续采煤机、转载机、带式输送机和锚杆机。国外在极薄煤层中已试验了可遥控的连续采煤机,较好地解决了极薄煤层人员控制采煤的问题。受我国连续采煤机研制较晚及薄煤层开采不受重视等因素的影响，我国薄煤层一般不采用该种采煤方法。2.4急倾斜薄煤层综采急倾斜薄煤层综合机械化开采不但在国内是一个难题，在世界范围也没有十分成功有效的采煤方法。虽然国外也提出一些较好的急倾斜煤层机械化采煤方法，如俄罗斯提出的遥控钻机采煤法、长型气垛与刨煤机配套的采煤法；乌克兰提出的刮斗刨机采煤法、沿倾向推进的刨运综采机组采煤法；西班牙的沿走向推进的综采机组等。以上这些采煤方法，有的仅经过工业性试验，没有推广应用；有的还在试验阶段;有的仅是规划和设想，离真正工业性试验及生产还有一定的距离。目前乌克兰仍采用的型急倾斜薄煤层机械化采煤机组，为一套沿倾向推进的刨运综采机组，该设备包括型液压传动盾构式掩护支架、型刨煤运输一体机、液压泵站、通讯报警设备、自动化和遥控设备、辅助设备、工具及备件,集支护、控制顶板、采煤和运输等功能为一体，可完全实现急倾斜薄煤层的自动化机械回采。但由于沿倾向推进,工作面推进长度短，搬家频繁，生产效率较低；巷道掘进率高，采掘比大，且薄煤层中巷道全部为半煤岩巷,巷道工程量大；根据该采法回采工艺要求需沿空留巷，原设计在采空区一侧采用木垛支护，木材消耗量极大，如改用其他支护都存在一定的问题。支架设计不尽合理，移架时采空区矸石自架间漏入工作面。更大的问题是：AH型刨运机组是上个世纪80年代原苏联解体前研制的设备，至今没有太多的改动,其支架结构型式、稳定性、液压控制等方面已远远落后国内现有水平。20世纪80年代攀枝花煤业集团公司(原渡口矿务局)从原苏联进口了2套刨运综采机组，并进行了井下试验，但当时没有取得成功。2007年8月开始在其下属太平矿25113工作面进行工业性试验开采，经过3个月的安装、开采、撤架等工作，各项指标均达到预期目标，但同时也暴露有效服务时间短、安装及搬家的准备时间长、急倾斜煤层上山施工安全管理的难度大等一些问题。3薄煤层综采存在的主要问题3.1近水平及倾斜薄煤层开采近水平及倾斜薄煤层综采，存在的主要难题有：受工作面空间的限制,薄煤层综采设备装机功率小，难以适应薄煤层地质条件的变化，如断层、硬夹矸等。薄煤层综采工作面采煤机过煤空间小且装煤效果差，采煤机割煤速度较慢，且工作面人员通行困难，影响工作面快速推进,煤层生产能力低;工作面设备安装、检修、操作等均受到空间限制，影响综采设备能力的正常发挥；薄煤层工作面回采巷道为半煤岩巷,综掘设备使用效率低，炮掘时放炮一次又不可能进行全断面爆破，煤与矸石分装,掘进速度慢,造成采掘接替紧张；单产单进水平低,薄煤层综采经济效益差。受经济效益影响，我国多数矿井对煤厚小于1.0m甚至超过1.2m的薄煤层，存在弃之不采的现象，资源损失严重。3.2急斜薄煤层综采我国在急倾斜采煤方法改革方面进行过许多努力，取得了积极的效果，如在急倾斜特厚煤层中试验成功了水平分层综采放顶煤法、柔性掩护支架采煤法等，并得到了广泛的应用。但是对于急倾斜薄煤层，实现机械化开采仍有许多困难，采煤方法仍然很落后。急倾斜煤层由于倾角大而在岩层控制、设备布置、生产工艺和安全技术方面与缓倾斜煤层有所不同，为实现薄煤层长壁综合机械化开采带来难度,主要表现在以下几个方面：(1)倾角大可以实现煤的自溜运输，可以简化工作面煤的装运工作，但倾角大给行人造成困难和增加煤矸飞下伤人的不安全因素。(2)回采过程中，除顶板抽冒和垮落以外，煤层底板也产生位移和滑坡，给工作面支护带来一定难度。(3)由于倾角大,工作面设备受重力作用，稳定性差，易倾倒，给实现工作面机械化开采增加了困难。由以上特点所决定，急倾斜薄煤层应用的采煤方法主要有柔性掩护支架采煤法、钢丝绳锯采煤法、钻孔采煤法、长孔爆破落煤法、倒台阶工作面全部陷落法、矸石充填采空区全部陷落法、正台阶工作面全部陷落法、水力采煤法、房柱式(短壁爆破)采煤法、仓贮式采煤法等。这些采煤法普遍存在的问题是：采区巷道布置复杂,掘进率高,通风运输复杂；工作面支护和顶底板控制困难，甚至无支护；采煤机械化程度低，安全性差；资源采出率低，材料消耗大，经济效益差。4我国薄煤层综采技术的适应性和应用特点我国薄煤层综采技术的适应性如表4.1所示。我国薄煤层综采技术的应用特点如表4.2所示。薄煤层综采技术主要有薄煤层滚筒采煤机与刮板输送机和液压支架配套的综采技术，刨煤机与刮板输送机和液压支架配套的综采技术，螺旋钻综采技术。4.1 薄煤层滚筒采煤机综采及其适应性薄煤层综采工作面装备有薄煤层滚筒采煤机、刮板输送机和液压支架，可实现机械化落煤、装煤、运煤、移输送机、移架、支护和放顶，相关装备最好是成套配置以保证工作面“三机”配套，否则将无法正常生产或勉强生产也达不到良好效果。薄煤层滚筒采煤机与中厚煤层滚筒采煤机的采煤方式类似，一般采用双滚筒采煤机端部进刀方式割煤，前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，不留三角煤，往返一次割两刀。采用全部垮落法管理顶板，工艺流程根据具体情况选用及时支护或滞后支护，直接顶较破碎稳定性差时选用及时支护，直接顶稳定性好时选用滞后支护。薄煤层滚筒采煤机综采适用于采高 0.8 m 以上、煤层倾角 25以下、无大断层和褶曲等地质构造的各种硬度的薄煤层，对煤层厚度变化、顶底板起伏、夹矸和硬煤的适应性较刨煤机强。薄煤层滚筒采煤机综采的优点是对煤层赋存的地质条件适应性较强，比刨煤机过断层能力高，破煤能力较高、机械化程度高、可有效控制和易于管理顶板、减少了安全隐患、改善了工人劳动条件和减轻了劳动强度，工作面推进速度快、生产效率高、产量高、效益好。最大缺点是最小采高受到一定限制，“小机身、大功率”问题很难有效解决，造成薄煤层综采一般只用于厚度大于 0.8 m 的薄煤层。4.2 薄煤层刨煤机综采及其适应性刨煤机系统主要由装有刨刀的刨头、刨头驱动装置、刨头运行导轨、牵引刨链、导护链装置、刮板输送机、调斜千斤顶、推移千斤顶、液压支架和相关电液控制系统等组成。刨煤机工作时，工作面两端头的刨头驱动装置带动刨链牵引刨头沿着刮板输送机中部槽上的运行导轨运行，刨刀以给定的刨削深度刨煤，刨落的煤通过刨头犁形斜面装入输送机运出工作面。进刀方式分人工开切口进刀和无需人工开切口的斜切进刀；人工开切口进刀时刨煤机从上切口向下切口运行刨煤，刨头通过后液压支架推移输送机槽和移架，刨头运行至机尾后反向运行，如此反复循环实现连续刨煤、运煤。斜切进刀时刨煤机从机头向机尾上行刨煤，刨头通过后液压支架按下行刨深推移输送机槽，刨头运行至机尾后反向下行至输送机弯曲段时逐渐斜切进入煤壁，液压支架按上行刨深推移输送机槽，输送机机尾由机尾端头支架按上行和下行刨深之和推移；刨头通过机头后反向上行至输送机弯曲段时逐渐斜切进入煤壁，液压支架按下行刨深推移输送机槽，输送机机头由机头端头支架按上行和下行刨深之和推移，工作面和端头所有支架全部动作一次为一个采煤循环。刨煤机综采适用于赋存条件比较稳定、煤层厚度变化小、倾角 25以下、无较大断层和陷落柱等地质构造、煤不粘顶、煤层顶底板起伏小、顶板无淋水、非松软型底板、煤的可刨性强、煤质中硬以下（f34）和硬度大但水平节理发育的薄煤层。薄煤层刨煤机综采的优点是驱动装置设于工作面端部的巷道中，仅刨头在工作面内运行，刨头结构简单、外形尺寸小、没有复杂的液压元件和液压系统，可开采厚度较小的煤层且易于维护；采用静力刨煤、装煤，采出原煤块率高、块度大，煤粉及煤尘少、粉尘浓度低、外在灰分混人少、原煤灰分下降，煤质和价格大大提高且减少了粉尘治理环节；采用小截深、多循环的方式紧贴着煤壁快速刨煤，利用矿压采煤、仅需刨落煤壁压酥区表层，破煤能耗少、对顶板的振动小，割煤后顶板暴露的面积小、时间短、所需液压支架梁端距小、顶板压力小、有利于顶板管理和减少因漏顶而混进煤中的顶板岩石量，使原煤的质量大大提高且可适应破碎顶板；刨头外形尺寸小对工作面通风断面影响甚微，静力刨煤、装煤极少产生火星，原煤块率高、块度大则释放瓦斯均匀，因此刨煤机可在高瓦斯煤层中使用；全自动化刨煤机同具有电液控制系统的液压支架配套后可采用定量推进替代传统的定压推进，保证了以固定刨深随时刨煤随时推进，实现了连续循环作业，工作时间利用率高、效率高、产量高；操作和监控系统设置在回采巷道内，工作面无人化、工人无需跟机作业、劳动条件好、劳动强度小、事故少、人员少、便于生产管理、有利于安全生产和降低用人成本；开采薄煤层时对长工作面有较强的适应性，相对减少了巷道掘进量，这对于薄煤层开采尤其重要。缺点是刨煤机铸件单一化、形状复杂、精度较高、自动化程度高，要求工作人员具备较高的知识水平；对工作面地质条件要求较高、适应性不如滚筒采煤机，不能随时调整刨头的高度、顶板起伏时要留顶板或通过困难，不能随时大量提高刨头起底量、底板起伏不平和调向装置灵敏度不够时会造成“飘刀”或“啃底”，底板松软或煤粘顶时移架困难会影响自动化程度，静力刨煤遇到煤层夹矸或煤质太硬（普氏系数 f4）时会降低生产率。4.3 螺旋钻综采及其适应性以三轴螺旋钻采煤机机组为例，其主要由三轴螺旋钻主机、螺旋钻杆、传动部件、操作台、动力设备、通风系统、液压系统和相关控制系统等组成。螺旋钻采煤机机组沿煤层走向布置在平巷中，其三个轴的头部都是装有截齿的钻头，两边轴是由 2 台电动机分别驱动的可旋转螺旋钻杆、一个左旋另一个右旋，中间轴不可旋转、仅中间轴上的钻头通过头部齿轮减速器由一侧钻杆提供动力而使三个钻头同时钻进；根据煤层厚度和赋存稳定性选用钻头、直径一般约比煤层厚度小 50100 mm，调整钻杆使其轴线与巷道中线垂直、与煤层倾向一致后向煤层钻进，钻头上的截齿割煤，螺旋钻杆上的螺旋叶片向钻孔外掏煤，煤装在与传动部件搭接的刮板输送机上运出，完成破煤、装煤和运煤等工序；不可旋转的中间轴作为通风、供水管道，通风管路与中间轴连接在钻进过程中不间断地向钻孔内供风，用瓦斯测量器测控以保证钻孔内瓦斯浓度达标，沿中间轴敷设水管向喷头供水喷雾以保证钻孔内的粉尘量达标和降温；钻采一节钻杆深度后停止主机运转，将螺旋钻和传动部件分离后开始接钻杆，接完后开始钻进，每隔若干节钻杆要接一节带联接筒的钻杆；钻采到设计深度或遇断层时退钻，螺旋钻机整体前移，视围岩具体情况在若干钻孔间留设一定宽度的煤柱以防止钻采过程中顶板垮落和保护巷道，在孔口内侧支设木柱或木垛后进行封闭以防止孔口岩石脱落和漏风，接着开始下一循环钻采。螺旋钻机开采薄煤层时一般采用独头掘进，只掘进一条回采巷道便可钻采其两侧煤层，实现了无人工作面独头采煤。开采方式有两种，一种是采用前进式钻采回采巷道上帮煤层，掘进和钻采平行作业，前面掘进螺旋钻机紧随其后采煤，到停采位置后调头采用后退式钻采回采巷道下帮煤层，同时回撤巷道支架；另一种是采用前进式钻采下帮，前面掘进螺旋钻机滞后一段距离采煤，这样可将掘进时起底、破顶产生的矸石充填到下帮钻孔中，可实现掘进矸石不上井的绿色开采，到停采位置后调头采用后退式钻采上帮，同时回撤巷道支架。螺旋钻综采适用于煤层走向稳定、构造以断层为主、厚度 0. 40. 8 m、倾角 15以下、非自燃性、岩石夹层普氏系数 f 6、围岩较稳定和无煤与瓦斯突出危险的薄煤层，对开采松软煤层和保护层有极高的推广应用价值，亦可用于开采边角煤、三下压煤和回收各种煤柱。螺旋钻综采的优点是回采工艺简单，钻孔内破煤、装煤和掏煤等工序合并由螺旋钻机完成，实现了传统多元开采模式转变为单一模式；钻孔内无需输送机、支架等设备，减少了设备和相关材料、配件的投入，比其他薄煤层综采投资约低60%；工人在平巷中操作、机械化程度高、劳动强度小，杜绝了占煤矿事故达 50%的顶板事故；使用无火花型钻头和采用通风、喷雾及相关监控措施杜绝了瓦斯、煤尘事故，实现了工作面无人化、开采车间化和安全生产；钻采中遇断层退出钻杆可减少煤中矸石量，提高了煤炭质量和实现了煤层洁净开采；单巷开采，掘进率低，有利于采掘接替且巷道维护费少；将掘进矸石充填钻孔可减少矸石排放量和控制地面沉降，降低了成本且有利于保护环境；可采煤层范围广，将原来大量不可采或弃采薄煤层资源转化为可采资源，合理利用和保护了煤炭资源，产生的经济效益相当可观。缺点是接长和缩短钻杆所用时间占工作总时间的比重较大，降低了钻进效率和减少了煤炭产量；井下矸石处理增加了部分处理费用，矸石充填体的接顶问题如处理不好，大面积应用后，顶板冒落可能会出现少量的地表沉降；钻孔间留煤柱降低了采出率。5综采高产高效优化5.1综采设备的选型与使用综采设备选型是否正确直接关系着能否发挥综采技术的优势。因此设备选型时必须根据工作面地质条件、运输能力等因素选择。5.1.1顶板支架的选型选型依据：根据矿压观测结果及工程类比选择初撑力、工作阻力及支护强度；根据顶板冒落选择顶梁长度及伸缩梁长度；根据底板特性选择推溜力、拉架力、底座面积及比压；根据煤厚选择支架最大、最小高度，支架高度要保证三机配套的合理参数和最小过机空间；根据倾角选择防倒、防滑结构；根据通风要求选择支架断面。首先，要根据工作面顶板类别进行支架类型选择，一般中等及中等以下顶板应选择掩护式，否则选择支撑式。其次，要根据井下的采掘高度确定支架的高度范围，应以支架最大高度大于最大采高0.1m以上为宜，支架最小固定小于最小采高0.3m以上为宜。另外还要认真核对支架的顶底板比压指标。支架支护强度应以大于顶板压力而支架对底板比压应小于实测底板比压，并且差值越大越好，越有利于安全生产。近几年来，国内对国产液压支架的可靠性的研究也取得了很大的进步，其主要表现为：各研究设计单位对液压支架的主要易损件进行了标准化，减少了因重复设计或选用不当而造成的隐患；结构件材料的强度等级不断提高，各部件的安全系数得到进一步提高，有些液压支架生产厂家还进行了强度极限达到700Mpa的钢板焊接工艺试验，且获得成功；能有效地对液压支架的结构件进行有限元计算，确保结构件各点均达到预定安全系数；液压缸使用寿命比橡胶密封圈能提高一倍以上；提高了备部件联接点的强度等。目前，液压支架的操纵方式有手动和电液控制两种方式，北京开采所研制出的KS2大流时手动快速移架系统，是目前国内比较先进的手动控制系统，已在全国大面积推广应用。电液控制是新一代薄煤层液压支架的主要控制方式，极大地提高了煤炭生产的自动化程度，有效地增加了工作面的生产效率，对于保护顶板围岩的稳定非常有利。降低了工人的劳动强度，大大改善了煤矿在人们心目中的形象和工作环境。液压支架采用电液控制系统是实现薄煤层高产高效，并最终实现工作面无人控制自动化的首要条件。Eg.开滦荆各庄矿1015工作面液压支架实例工作面液压支架选型计算：根据矿压实际监测资料，11煤层老顶初次来压步距为192m，周期来压步距为102m，直接顶为类，老顶为级。底板为泥岩，允许比压31.09Mpa。支架架型初选掩护式液压支架。(1)支架工作阻力根据估计法公式：P=nm9.810-6式中：P支护强度，Mpa；n安全系数（取9）；岩石容量（取2.5t/m3）；m采高，1.45m；P91.4525009.810-60.32(Mpa)(2)支架高度选择本掌最小煤厚Mmin=0.8m，最大煤厚Mmax=2.1m支架最小结构高度Hmin=Mmin-0.3=0.5(m)考虑行人、工作空间情况选择1.0m。支架最大结构高度Hmax=Mmax+0.2=2.3(m)考虑煤层情况选择2.3m。机型选择：依以上参数选择综采支架为ZY4000-10/23型掩护式支架。具体主要参数为支护强度0.540.61 Mpa；支架高度10002300mm，支架宽度14201590mm，支架中心距1500mm，初撑力3090kN，工作阻力4000kN，底板比压1.722.16 Mpa，支架重量11970kg，操作方式为邻架控制，适应倾角15以下。针对荆矿公司1015工作面为采塌区储量挖潜薄煤层工作面，支架顶梁选用高强度材板整体顶梁，以减小支架重量和顶梁厚度，满足薄煤层综采设备的配套及支架强度的要求，增加工作面的通风断面。预想采塌区复采工作面顶板破碎，支架增设了伸缩梁，用于割煤后、移架前的临时支护，防止破碎顶板冒落。支架侧护板为双向可调活动侧护板，以适应不同推采方向支架调节。前、后连杆上下分别与掩护梁、底座铰接，共同形成四连杆机构，使支架在调高范围内，梁端距变化尽可能小，更好的支护顶板。前连杆为分体式双连杆，后连杆为整体双连杆，均为钢板焊接的箱型结构，具有很强的抗拉、抗压、抗扭能力。底座采用刚性整体底座，具有很高的强度和刚度。根据薄煤层空间狭小，行人易误碰阀组操作手把使支架下降而造成事故，厂家专门增加了阀组闭锁装置.5.1.2采煤机的选用选型依据：（1）采煤机机身高度要适应薄煤层空间要求，有一定强度和生产能力及功率要足够大，同时要尽可能机身短，以适应煤层薄及复杂地质条件等；（2）薄煤层开采，存在着采煤机在过断层时带来的强烈的震动和冲击。因此，对整机的功率和重量以及强度和稳定性都有很高要求。（3）由于煤层较薄，架内空间小，行人不便，为便于采煤机司机的操作和开采时采煤机有一定的牵引速度，实现高产，要求薄煤层采煤机必须具有远方控制的特点。目前我国使用的薄煤层采煤机基本上是在MG系列薄煤层采煤机基础上研制的，大都为液压牵引方式。近年来，随着电子技术的发展，薄煤层采煤机已由液压牵引向电牵引方向发展。相对于电牵引来说，液压牵引虽然牵引特性较软，但对液压油的清洁度要求很高，且牵引力相对较小。采煤机一旦发生故障，维修不便。电牵引采煤机的牵引力大，液压系统简单可靠，维修方便。电牵引采煤机有机载和非机载两种布置方式，相对机载布置方式(变频器和变压器直接安装在机身上)来说，非机载布置方式虽然在一定程度上减小了整机的长度，降低了电控箱的高度，但增加了牵引电缆，会造成牵引电压下降以及控制信号受干扰等问题(特别对于极薄煤层采煤机影响更大)，同时，对于变频器的复位等操作均不方便。机载布置方式的采煤机只拖曳1根主电缆，采煤机的结构紧凑，对变频器的操作管理方便可靠。目前国内采煤机厂家生产的几种主要薄煤层采煤机如表5.l所列。冀中能源股份有限公司经过近十年的实践，探索出一整套薄煤层采煤工艺，采煤装备水平也逐步提高。薄煤层采煤机功率由316 kW、376 kW、456 kW发展到710 kW，由滑差电牵引采煤机发展到交流变频薄煤层采煤机，采煤机的适应能力越来越强。目前该公司各矿使用的薄煤层采煤机及配套情况如表5.2所列。薄煤层采煤机的发展方向：随着薄煤层开采机械化的发展，该公司根据实际情况及矿井现状来选择薄煤层采煤机，今后发展应从以下几个方面进行考虑。(1)向大功率重机型方向发展。采煤机功率的增大，有利于提高采煤机的机械安全裕度和增大其适应范围。对于薄煤层采煤机来说，可靠性是第一位，只有在可靠的基础上，才能增大其适应性。薄煤层地质条件变化较大，使用大截割功率重机型采煤机，有利于强行通过各种不利的地质条件(如断层、夹矸与局部变薄带)。(2)改进截割机构，提高截割效率，降低工作面粉尘生成量。采用中高压喷雾降尘，改善工作面生产环境。薄煤层采煤机应适当增加滚筒截深，增大截深可提高每一循环的产量，截深可从目前的630 mm增加到8001 000 mm。(3)进一步完善采煤机自动控制系统与故障诊断系统，实现薄煤层采煤机远距离操纵和故障的早期处理，并采用自动调高技术，实现薄煤层工作面自动化开采。(4)装机功率、机面高度与过煤空间三者之间的关系仍然是选择大功率薄煤层采煤机的关键。除生产厂家采用新型高效电动机外，采用特殊的总体布置方式是一条有效途径。5.1.3转载机和运输机的选择选型依据：刮板输送机的输送能力与采煤机的生产能力匹配，并留有一定的备用能力以满足工作面出现片帮、过载等特殊情况下的运输能力；刮板输送机的结构形式及附件必须与采煤机相配套，输送机槽的结构应与工作面底板条件相适应，并应考虑能与采煤机底托架和行走结构尺寸相匹配；刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配，并且溜槽结构要坚固耐磨，具有可弯曲性。支架、采煤机选好后，要根据三机配套要求选择运输能力大于工作面最大生产能力的机型。一般都使用SGZ764/500W型中双链刮板输送机及SZZ764/200型桥式转载机运煤。需要说明的是，支架、采煤机、转载机、运输机等设备选型必须根据井下工作面的地质条件而科学选定，不能一味单纯靠产量指标作为依据来衡量。5.2工作面的设计工作面设计时应根据工作面地质、水文等资料进行科学合理设计。现在综采技术发展趋势是普遍采取大走向、大采长。充分发挥综采生产能力强的特点，减少搬家倒面的次数，降低万吨掘进率，从而为实现高产高效打下良好的基础。但走向和采长也不是越大越好，还要根据实际情况来定。如果过大会造成巷修费用急剧增高、工作面构造增多的不利影响。因此工作面设计必须综合多方面因素考虑和决定。5.3两巷的支护技术综采工作面两巷支护情况对机头、机尾的生产影响很大，如果支护合理可以大大缩短过机头、机尾的时间。在实际生产中采煤机两端入刀时间之和约占总割煤时间的一半，如果机头、机尾支护质量差则要占更大的时间比例。因此两巷支护对能否实现高产高效意义重大。现在综采面一般采用锚网、锚索联合支护。在采面实际生产过程中，锚网支护段的班产量是工字钢支护段的2倍。因此薄煤层综采面的两巷支护应尽量采用锚网、锚索联合支护。Eg.山东某矿锚杆支护实例山东某矿6212工作面为2煤首采工作面，工作面煤层厚度0.591.50m，平均1.20m，硬度f=3.5，煤层结构简单，赋存稳定；煤层倾角319，平均70，属近水平煤层;工作面煤层产状总体成一宽缓向斜，总体趋势为南北高、中间低，西高、东低;煤层瓦斯涌出量低。工作面两区段平巷均为实体巷道，正南北向平行布置，矩形断面，锚网支护。走向长度为1308 m，工作面平均长度为180 m，采用综采一次采全高后退式长壁开采。根据综采设备安装、运输、生产检修及施工的要求，两区段平巷设计净宽均为4.1m，区段轨道平巷净高2.6m，区段运输平巷净高2.2/2.6m，施工时破煤层底板约400 mm，不足高度破煤层顶板。A支护方案 (1)巷道顶板选用5根22x2200mm螺纹钢锚杆。顶板锚杆间距为1000 mm，中间3根锚杆垂直顶板布置，靠边锚杆倾斜布置，角度为250；两帮各选用3根20 x 1800 mm螺纹钢锚杆。帮锚杆下角2根锚杆垂直煤帮布置，上角锚杆布置角度为250，且距顶板700 mm。下角锚杆距底板1000 mm，初步确定间距为1000 mm, (2)为加强支护，设计每3排锚杆布置1根锚索，锚索布置在顶板中间。锚索长度均为6.0 m，外露300 mm。 (3)顶板采用钢丝经纬网，长x宽=4300 mm x1100 mm，搭接长度为100 mm，网孔50 mm x 50mm;两帮网采用钢丝经纬网或钢筋网，长x宽=2600 mm x 1100 mm，搭接长度为100 mm;在巷道顶板和两帮采用钢筋梯子梁，顶板梯子梁长度为4.3m，两帮梯子梁长度为2.6m。钢筋梯一般采用“一”字形布置，顶板泥岩厚度较大，且破碎时顶板采用“十”字形布置。 (4)采用加长锚固方式，其中顶板锚杆采用3支规格为CK2360的超快速树脂药卷。两帮则采用1支规格为CK2360的超快速树脂药卷，以保证锚杆的锚固质量。锚索采用2支CK2360的超快速树脂药卷锚固，锚索的预紧力为100 kN。B支护效果 (1)高预应力锚杆(索)在巷道的支护初期就对围岩施加一个强大的主动支护抗力，最大限度地发挥出围岩的自承能力，有效地控制了松软煤层的顶、帮。 (2)巷道表面位移量较小。根据矿压观测可知，顶底板移近量最大值仅为80 mm，两帮移近量最大值仅为70 mm，断面利用率较高。掘进至回采期间顶板未出现离层冒顶现象，两帮未出现片帮及较大的位移，达到了理想的支护效果。 (3)由于锚杆、金属网、钢带、锚索联合支护，使被锚固的岩层形成一个整体支护结构，有效地控制了巷道围岩的早期离层和回采动压的剧烈影响。5.4回采工艺选择与劳动组织的要求回采工艺应根据工作面顶板类型及采长合理选择，回采工艺应为：割煤推溜移架，采煤机入刀方式为端部斜切进刀割三角煤方式，支架工跟机移架，顶板破碎时可先拉超前架。劳动组织应为四、六制作业，三班出煤一班检修，六小时工作制。5.4.1鹤煤公司王河煤矿回采工艺实例鹤煤公司王河煤矿开采石炭系太原群一1煤层，煤层平均厚度1.09m。根据薄煤层综采工作面地质资料和实际生产中需要，对工作面生产系统进行合理优化研究。（1） 10902工作面布置概况及优化根据工作面倾向长在115186m之间，为避免在生产过程中回收支架，因此工作面设计安装80架ZY3300/7.5/15D型支架，切眼长度为186m，安装时支架下部20m和上部46m为液压单体支柱支护。由于10902综采工作面采煤机2010年11月25日更换新滚筒，使工作面回采工艺发生变化。故10902工作面回采工艺分为两个阶段，第一个阶段为投产至2010年11月25日，第二个阶段为更换新滚筒后至今。（2）第一阶段回采工艺第一阶段为增加采煤机拾煤率，采煤机采用中部斜切进刀，一次采全高。上行割煤至上顺槽后返空刀回到中部，然后下行割煤至下顺槽，返空刀回到中部。往返一次割一刀。回采工艺流程机组斜切进刀留三角煤（采全高）返空刀至中部清煤移架（端头支护）推移溜（滞后20m）割煤至下顺槽返空刀至中部清煤移架（端头支护）。落煤方式采煤机双向割煤，即前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，往返一次进一刀。装煤方式采煤机割煤同时将煤装入运输机约30%，剩余浮煤部分由返空刀进入10%，部分由人工清入运输机。运煤方式工作面采用SGZ630220型刮板运输机运煤下顺槽采用SGB620/40T型溜子配合DTL-800胶带运输机运输，将煤运至109采区煤仓。支护形式采用及时支护方式,本架操作,先降后移,带压擦顶移架支护顶板。一般情况下，移架滞后采煤机后滚筒35架追机作业。顶板破碎时,可滞后前滚筒12架追机移架,及时支护顶板。移架步距0.6m。单体柱支护随工作面推进长度变化而增减。工作面液压支架上、下两端使用单体柱支护的排距为1.2m，柱距0.8m，老塘侧为一排密集支护，柱距0.3m。采空区处理工作面采用全部垮落法处理采空区。通过第一阶段的实践可以看出，10902工作面配套机械中，影响工作面高产高效的因素主要是采煤机滚筒。为提高煤炭自装率，我们矿有矿长组织成立了攻关小组，对割煤机滚筒进行改造，基本达到目的。工作面前后三次对采煤机滚筒进行改造。第一阶段为2010年10月22日至2010年11月25日采煤机滚筒直径900mm，叶片外缘直径766mm,中径650mm，筒毂直径400mm,导程560mm，无挡煤板。第二阶段为2010年11月25日至2010年12月5日，采煤机滚筒直径1000mm，叶片外缘直径876mm,中径580mm，筒毂直径370mm,导程620mm无挡煤板。第三阶段为2010年12月5日至今，前采煤机滚筒直径1000mm，叶片外缘直径876mm,中径580mm，筒毂直径370mm,导程620mm无挡煤板后滚筒直径900mm，叶片外缘直径766mm,中径650mm，筒毂直径400mm,导程560mm，有挡煤板。（3）滚筒的旋向分析滚筒的旋转方向的确定要考虑装煤效果、产生的煤粉量、采煤机的工作稳定性和操作安全等因素：逆转与顺转：滚筒截煤时分逆转和顺转两种情况，如图5.1所示。（a） 逆转 （b） 顺转图5.1 滚筒的顺转与逆转逆转是刀具截煤方向与碎煤落下的方向相反（图a）。逆转时，碎煤落下受到叶片阻挡，不仅落下的时间长，而且随落随装、因此碎落的煤堆积在滚筒前面装煤区和截煤区是重合的。逆转可以避免多余的搬运和重复破碎，装煤单位能耗也较低，但由于被截煤壁表面呈槽形，因而装煤阻力增大。逆转时，即使不用挡煤板，也有较好的装煤效果。顺转是刀具截割方向与碎煤下落的方向相同（图b）。顺转时叶片加速碎煤下落。大部分煤通过滚筒下面被带到滚筒后面挡煤板侧堆积，再依靠螺旋叶片运走，截割区与非截煤区分开，因此运煤距离长。煤被重复破碎的可能性大，装煤单位能耗也大。顺转时必须用挡煤板，否则工作面浮煤较厚。采煤机滚筒转向。图a图b图5.2 双滚筒采煤机筒转向对双滚筒采煤机（图5.2），为了使两个滚筒的截割阻力能相互抵消，以增加机器的工作稳定性，必须使两个滚筒的转向相反。滚筒的转向分两种方式：反向对滚（图a）和正向对滚（图b）。10902工作面采煤机滚筒采用的是正向对滚。（4）螺旋叶片参数图5.3 螺旋叶片示意图螺旋升角是指螺旋线的切线与垂直螺旋轴心平面的交角。其计算式为：Tg=L/D如图5.3所示，导程（L）是螺线旋转一周的轴向距离。滚筒的三个直径指滚筒中径D、螺旋叶片外缘直径Dy及筒毂直径Dg。（5）滚筒装煤能力分析为了分析小直径滚筒采煤机的装煤能力，必须分析小直径滚筒采煤机在装煤过程中的运动。为了简化起见，这里取煤流中的一质点作为运动学研究对象。取与叶片外缘相接触的煤粒，并假设煤粒间为粘滞体，相互间无相对滑动，只考虑煤粒与叶片的摩擦。这样煤流的速度则为叶片中煤粒速度的最大值。图5.4 滚筒及速度矢量分析则叶片中径处的煤粒的速度可比照写为：2=Dnsincos（+）/cos式中2叶片中径处煤流的切向速度和轴向速度；D叶片中径；n滚筒截割转速，rmin；叶片中径处的螺旋升角；煤与叶片的摩擦角。=arctanfm，fm为螺旋叶片与煤的摩擦系数（见表5.3）；故取fm=0.29。表5.3 螺旋叶片与煤的摩擦系数滚筒的装煤能力为：Q=F02式中：F0煤口的面积；散煤密度，=1.5。F0=KF式中F滚筒的最大出煤断面积（大圆面积减去轴面积）；K充满系数，无挡煤板时，K=0.20.25；有挡煤板时，K=0.40.5可以得到滚筒的装煤能力的表达式：Q=KF0Dnsin（+）/cos计算结果见表5.4。表5.4 滚筒装煤能力计算结果（6）结果及建议第一阶段煤炭自装率仅有30%，返空刀后增加到40%。第二阶段煤炭自装率有70%，推移输送机后达到80%。第二阶段煤炭自装率有80%，推移输送机后达到85%。可知，对采煤机滚筒进行改造后煤炭自装率为85%，对于薄煤层而言，基本达到高产高效。提高滚筒装煤性能的措施：建议前滚筒也增加挡煤板。适当增大叶片的螺旋升角。适当增大滚筒转速。但当滚筒转速过高时，煤的切向速度V1也很大，这会造成滚筒装煤过程中切向抛煤量增加，反而会降低装煤效率。（7）第二阶段回采工艺第二阶段通过更换新滚筒后采煤机拾煤率明显提高，约60%。采煤机采用端部斜切进刀割三角煤，一次采全高。往返一次割两刀。回采工艺流程。机组上（下）行割三角煤（采全高）清煤移架（端头支护）推移溜（滞后20m）机组下（上）行斜切进刀割三角煤清煤移架（端头支护）推移溜（滞后20m）。落煤方式：采煤机双向割煤，即前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，往返一次进两刀。装煤方式：采煤机割煤同时将煤装入运输机，剩余浮煤部分由推移输送机将煤推入输送机，部分由人工清入运输机。运煤方式。工作面采用SGZ630220型刮板运输机运煤，下顺槽采用SGB620/40T型溜子配合DTL-800胶带运输机运输，将煤运至109采区煤仓。支护形式。采用及时支护方式,本架操作，先降后移，带压擦顶移架支护顶板。一般情况下，移架滞后采煤机后滚筒35架追机作业。顶板破碎时，可滞后前滚筒12架追机移架，及时支护顶板。移架步距0.6m。单体柱支护随工作面推进长度变化而增减。工作面液压支架上、下两端使用单体柱支护的排距为1.2m，柱距0.8m，老塘侧为一排密集支护，柱距0.3m。采空区处理。工作面采用全部垮落法处理采空区。5.4.2劳动组织（1）工作面内专业工作组定岗追机作业。（2）上、下端头为专业工作组定岗定点作业。（3）检修班为专业工作组定岗定额作业。5.4.3提高回采率的措施1提高资源回收率的主要技术措施（1）矿井集中生产，减少煤柱损失在开拓巷道布置方面，本着不压煤或者少压煤的原则,实行集中开拓,联合布置。采区以断层为界，不留人为边界，尽量利用自然条件划分采区，合理加大采区走向长度，以减少煤柱损失，使矿井资源回收率和采区回采率得到很大的提高。（2）采用沿空留巷，实现无煤柱开采将机轨双巷布置为单巷，全部采用采后砌石墙或金属支架等沿空留巷等护巷措施。使每一片盘减少了10m左右阶段煤柱，大大提高了回采工作面产量，降低了掘进率。无煤柱开采是在一定空间范围内获得最佳经济效益的重要措施。（3）因地制宜地使用先进的采煤方法因煤矿地质构造复杂，工作面大小断层纵横。在采面遇小断层较多的地块，为减少搬家次数和丢煤,凡落差小于采高1/2的断层,采煤工作面可挑顶拉底直接通过。对于落差大于采高1/2的又小于采高的煤层，掘进巷道追踪处理，采取沿断层送巷道，从而减少煤量的损失。（4）坚持残煤回收对于边角残煤和以往的采区煤柱及报废的井筒煤柱，千方百计予以回收，力争做到无残煤。2.强化技术管理，严格执行开采技术政策(1)为防止“吃肥丢瘦”的短期行为，矿总工程师严格执行开采技术政策，要求各级工程技术人员千方百计地减少损失，防止丢煤，处理好资源回收与安全生产的关系。为发挥资源监督作用，还进一步规定：采掘设计和作业规程必须经地测部门审核，签字同意后方可施工。采掘工作面开竣工审查，验收由地测科负责。地测科每月组织地测人员对采煤工作面，掘进工作面进行实测验收。发现浮煤超限和任意丢煤者下发预防丢煤通知书，并扣其产量。将防止丢煤提高回采率工作直接与采、掘队领队和工人的经济效益挂钩，使地测科真正起到监督作用，促进资源回收率的提高。(2)坚持浮煤的清理工作，采煤面每班有专人负责用耙子、扫帚清理浮煤。(3)对于半煤岩巷道严格要求煤岩分装。(4)定期审查“三量”和损失量。建立和健全一套完整的图纸、台账等，确保统计数字的准确,定期检查。分析三量、储量和采区回收率，找出造成损失的原因，及时处理和解决。5.5操作人员必须具有过硬的专业技能加大综采设备的使用率是提高煤炭企业现代化开采的有效手段，必须有一支作风硬、技术素质较高的队伍来操作，否则再好的机器也是摆设，再好的设备也只能是一个空壳。因此必须加强对操作人员的专业技能培训，特别是干部职工的综采技术的培训。尤其要对岗位转变和安全资格证过期失效的人员，进行专项的脱产培训，使他们做到持证上岗、安全作业；要认真学习所在的岗位的操作规范和手指口述，熟悉设备的技术参数、运行原理，使用维护等理论和实践知识，提高自身的专业素质。另外还应及时总结在现场管理中的许多教训和宝贵经验，为今后实现安全生产和发展良好的借鉴依据。5.6规范现场安全与生产管理薄煤层工作面的开采，实现高产高效就必须有足够的推进速度，加强现场的管理非常重要。应用综采技术不仅是综采设备的使用，还包括一通三防、过地质构造、顶板管理等技术的综合配套。以很多煤矿的综采工作面地质条件复杂、顶板破碎制约了生产，针对这些问题，我们要采用有效措施：加强顶板管理、及时拉超前架等措施，扭转了生产的被动局面，加快了工作面的快速推进。由于薄煤层工作面采高底的空间狭小，设备较大，调整起来十分困难。日常不规范的操作就有可能造成严重的生产事故。因此必须加强现场的安全和生产管理，杜绝各类安全生产事故的发生。6薄煤层综采实例6.1华丰煤矿大倾角薄煤层综采6.1.1东综采工作面概况1煤层赋存条件及可采储量华丰煤矿1611东综采工作面位于井田中东部，-1100m水平一采区第三区段，6层煤埋藏深，在-920-1010m之间，厚度一般在1.01.2m之间，平均1.1m,煤层倾角大，在3135之间,平均32。结构单一，厚度稳定，全区可采，小断层较多。工作面走向平均长745m，倾斜平均长155m，工业储量16.3万t，可采储量15.8万t。2煤层顶底板状况直接顶为粉砂岩，抗压强度17.3526.2MPa，顶板为b类。基本顶为中砂岩，抗压强度44.5971.25MPa，顶板分类为级。直接底为粉砂岩，抗压强度平均48.6MPa，a类,容许比压7.28MPa。3地质构造地层走向自西向东变化较大，从西部的111变至82，走向拐弯较明显。地层倾角从西部的32变至中部的31，东部边界块段达35。1610工作面开采中和1611上下平巷掘进过程中共揭露断层19条，6条逆断层，13条正断层,落差在0.43.5m之间，其中落差1.0m的7条，大于1.0m的8条，对回采影响较大。4巷道布置采区巷道布置采用煤层群分组巷道联合布置方式，即在采区内布置上、下山并划分区段,在区段内布置岩石集中巷及石门和回采工作面，由石门揭露各煤层,各煤层共用区段石门和岩石集中巷。采区内布置有-920m岩石集中巷、-1010m岩石集中巷通过区段石门和1611中工作面顺槽相联接。5工作面装备及采煤工艺(表6.1)采用单一走向长壁后退式综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。MG132/310-BW型双滚筒液压无链液压牵引采煤机落煤，刮板运输机运煤，下顺槽采用转载机运煤进入皮带运输系统。表6.1 工作面装备表6.1.2技术创新1工作面提采技术1611东综采工作面切眼2.2m，沿6层煤顶板掘进施工，揭露底板岩层厚度为1.1m，配面后工作面支架(型号:ZY2800/8.5/19)顶梁低于煤层顶板,高差为0.81m。为了实现工作面沿煤层顶板开采，研究了薄煤层综采工作面初采提采应用技术，在工作面割煤后、移架前，将支架底座采用矸石垫起，可以达到移架后支架上提的效果，从而使整个工作面呈小角度上坡，每推进一个循环支架上提100200mm。工作面推采810个循环，则可以达到工作面支架沿煤层顶板开采的预期效果。2工作面调斜开采技术1611东工作面为仰斜开采，工作面液压支架、运输机呈上窜趋势，为保证工作面合理开采，下端头单体支护段长度不再增加，根据现场实际情况，对工作面上部进行调采。采取调采一茬、通采一茬的施工方法。工作面调采时，每30架调采一茬，自上而下进行延伸调采，调采至工作面下出口后，继续自上而下进行调采，工作面运输机机头下滑到下平巷与转载机合理搭接时，停止调采。在开采实践中，随着对工作面支架、运输机特点的认识，改变了调斜方案：施工方法不变，按照每510架调采一茬，自上而下进行延伸调采。调采期间，工作面执行单向下行割煤，自上而下移架、推移运输机的施工方式。3工作面过断层技术加强工作面特殊地点的顶板管理，工作面上部过落差2.7m的逆断层，编制了专门的安全技术措施，采取了工作面95#架以上提前10m落底，保证工作面留底煤、破顶均不超过0.5m。6.1.3设备改造1采煤机(1)采煤机滚筒增加了护板。在采煤机滚筒的外沿沿滚筒螺旋线增加了一层10mm厚的护板，该护板外侧长期处于磨损处，利用耐磨焊条进行了加固，使该护板的耐磨强度进一步得到了提高。(2)滚筒外侧增加了3个截齿，保护滚筒端盖。(3)加大了滚筒的直径，使挑顶和卧底更加的方便和快捷。(4)增加了采煤机的机身高度，由原采煤机220mm提高到340mm。提高了工作面运输机的运载能力，减少了采煤机上方因拥煤而造成的负荷增大而带来的种种弊端，增加了过煤量。2液压支架(1)增加了底座的面积，减少了底座前端的承压比。从而避免了底座因扎底而造成的移架困难。(2)增加了立柱的伸缩长度。由原支架的最大有效支护高度1.6m提高到了1.9m。确保了在特殊条件下的正常施工。(3)加长了液压支架侧护板长度，减少了架间矸石的泄漏量，降低了工人的劳动强度。(4)增加了一组主阀。杜绝了液控阀组在串液的情况下影响整个工作面的供液。3工作面运输机采用张家口煤机厂生产的超薄型运输机，增加了运输机上方的施工空间，使维修更加的便利。3.4转载机加宽了转载机的溜槽宽度，增加了刮板链速。原溜槽宽度为630mm,现溜槽宽度为730mm。原刮板链速为1.078m/s，现刮板链速为1.31m/s。从而加大了运载能力。6.1.4设备配套存在问题及改进方向1运输机(1)工作面运输机更换联轴节困难。(连接套两端不一般大，需改进)。(2)工作面运输机上溜尾护板太严，不利于检查刮板和螺丝。(3)工作面运输机链条太细，现在链条已出现磨损痕迹。(4)转载机减速箱快轴处渗油。(5)转载机机尾滚子已出现一个断齿。2工作面液压支架(1)底调千斤顶进回液管路及其配件在架间操作，很容易挤断10中间节,损坏10弯头及挤断102.8管子。每天需更换46个。(2)有近1/3的操作阀，在操作降架时困难。阀组有缺陷，个别阀组窜液。(3)部分侧护千斤顶接螺纹接头管的地方与支架缺口配合不一致，致使螺纹接头管损坏。(4)侧护销钢性过大，易断。现已部分更换。(5)部分进液截止阀关闭不严，需更换。6.2贺西煤矿缓倾斜薄煤层综采6.2.1煤层概况山西焦煤汾西矿业集团贺西煤矿2404工作面所采二叠系山西组4#煤层，为半光亮型主焦煤，具有中灰特低硫高发热量的特点，煤质较好。煤层倾角为9，隶属于缓倾斜煤层，煤层结构简单，稳定可采，经济效益可观。该煤层的基本顶顶板以砂岩为主，直接顶为灰色泥岩，较软，平均厚度为2.86m。老顶为坚硬的粉砂岩，厚层状，具斜层理，平均厚度为2.6m。直接底主要为砂质泥岩，灰黑色，较为坚硬，平均厚度为1.67m。煤层平均厚度1.58m。我国将厚度0.81.3m的煤层称为薄煤层。由于较薄的中厚煤层，其开采设备以及采煤工艺的选择与薄煤层十分相近，故目前美国等西方国家将厚度2m的煤层统称薄煤层，因此我国在安全高效矿井建设中也采用了国际定义，将0.82m厚度的煤层统称为薄煤层。一方面薄煤层煤层工作面空间小，机械化开采困难，因而不仅需要机组外形尺寸符合开采条件，而且对综采设备的功率、可靠性、顶底板的适应性程度和机械故障率等提出了更高的要求。另一方面，如何有效的提高资源回采率，充分开发利用煤炭资源，从根本上提高薄煤层产量和效益，也是选择合理的开采工艺参数和综采设备选型的重要参考指标。6.2.2开采工艺参数的确定根据开采区域地质构造、瓦斯状况及已采的邻近工作面经验，选择单一倾向长壁自然垮落采煤法，确定工作面的可采倾斜长度(工作面巷道长)为1343m，走向长度(切眼宽)为170m，煤层的平均厚度为1.58m，容重为1.39t/m3，由此可计算出该面的地质储量为501414t。在95%的回采率条件下，其可采储量为476344t。由于贺西煤矿当前采用的是“四、六制”作业，三班生产、一班检修的作业形式，因而确定其循环进尺为0.6m，由此根据公式(1)计算其循环产量：Q1=LHM (1)式中Q1循环产量，t；L工作面长度，170m；H采高，1.58m；M循环进度，0.6m；煤的容重，1.39t/m3；回采率，95%。经计算可知，2404工作面每循环产量为213t。根据经验，确定该工作面每个班为2个半循环，正规循环率为85%，由此确定2404工作面的班产量Q2及日产量Q3分别为：Q2=Q12.585%=452tQ3=Q23=1356t6.2.3液压支架选型1)工作阻力。通常采用载荷估算法计算液压支架的工作阻力。合理的工作阻力P(kN)应承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重Q1及当老顶来压时形成的附加载荷Q2。P=Q1+Q2=(hi lii)+Q2 (2)式中hi第i层直接顶的厚度，m；li第i层直接顶的悬顶距，m；i第i层直接顶的容重，t/m3。当直接顶随支架推移而冒落时，li等于控顶距Lm，工作面合理的支护强度P(kN/m2)应为：P=(hii)+Q2lm (3)由于老顶的载荷Q2难以精确地计算，故可将不来压时的支架载荷作为仅是直接顶的载荷，再乘以来压时的动压系数n可得：P=n(hii) (4)若考虑直接顶的碎胀系数为1.251.5，动压系数一般不超过2，则有P=(48)H (5)式中H采高，m。显然，在顶板条件较好、周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时可用高倍数。实测资料分析，本工作面P与老顶初次来压步距L0具有明显的线性关系，故式(3)可用下式表示：P=200+8L0 (6)根据4#煤层赋存情况，直接顶和基本顶厚度都不大，按照公式(5)预测支架工作支护强度，取6倍的采高岩重，则有：P=6H=61.5825=237kPa (7)按照公式(6)预测支架支护强度，由实测的工作面初次来压步距L0为24.97m，则计算可得工作面支架合理的支护强度为399.76kPa。因此，4#煤层支架合理支护强度为400kPa。2)支架高度的确定。对支架的最大、最小高度的确定以工作面采高为参数，可按下公式计算：Hzmax=Hmax+h (8)Hzmin=Hminsab (9)式中Hmax最大采高，m；h顶板冒落预量，取为200250mm；Hmin最小采高，m；s 支架顶梁后部最大下沉量，取150200mm；a支架前移时立柱需下降高度，取50150mm；b支架与煤层顶板、底板间浮煤厚度，取100mm。4#煤层厚度为1.58m，因而也确定采高为1.58m，顶板冒落预量h设定为250mm，s和a值分别取值为200mm和150mm，由此确定支架的最大和最小高度分别为1.83m和1.13m。3)支架移架速度与中心距的确定。随着高产高效工作面的发展，工作面的单产不断提高，因而对采煤机的截割速度及液压支架跟机速度的要求也不断提高。目前，国内外高产高效大采高工作面液压支架已普遍采用1.75m或2m的中心距，这是大采高支架设计的发展方向。但根据贺西煤矿的具体条件及实际情况，采用大中心距也带来了一定的弊病，见表1。列出了1.5m和1.75m两种中心距液压支架的优缺点，综合比较以上两种方案，宜首先选用1.5m中心距的液压支架，当工作面跟机速度不够时，可采用成组推移和拉架的方式来提高。表6.2 液压支架不同中心距优缺点比较4)其他因素。在液压支架的选型过程中，除需要计算工作阻力、支架高度、移架速度与中心距等参数之外，还需要考虑煤层倾角、顶板特性及通风断面大小等因素。一般而言，煤层倾角对支架选型的影响主要表现为倾角与支架稳定性及受力均衡性的关系方面。而如果顶板上部有含水层，且层间距不大，则可能导致降低直接顶强度和老顶来压强度。除此之外，煤层瓦斯涌出量是支架选型中必须考虑的因素。支架通风断面决定了工作面内允许通过的风量。如果工作面设计生产能力大，煤层瓦斯涌出量大，则应选择较大的支架通风断面。综合以上考虑，贺西煤矿2404工作面选用ZY4000/08/18型掩护式液压支架，具体参数见表6.3。6.3 液压支架技术参数6.2.4采煤机选型1)综采工作面采煤机割煤能力的确定。采煤机割煤能力与工作面设计生产能力存在如下关系:QmQ60TK (10)式中Qm采煤机平均落煤能力，t/min；T工作面日生产班时间，取18h；K工作面生产系统有效度，取0.9；Q设计工作面平均日产量，取1356t/d。经过计算得到，采煤机平均落煤能力为1.4t/min。2)采煤机最大割煤速度的确定。由采煤机运行特点及客观实际条件，采煤机最大截割速度Vmax实际应用中可以简化为：Vmax=Vc Kc (11)式中Vc采煤机平均割煤速度，取3m/min；Kc采煤机割煤速度不均衡系数，取1.5。由此可知，采煤机的最大截割速度Vmax为4.5m/min。要保证采煤机的最大截割速度及生产能力，要求选择采煤机的最大牵引速度大于Vmax。3)采煤机截割功率的确定。按采煤机单位能耗计算采煤机截割功率为:N=60Kb BHVmax Hw (12)式中N采煤机截割功率，kW；Kb备用系数，取1.2；B采煤机截深，取0.6m；H采高，取1.58m。Hw采煤机割煤单位能耗，取1.5kWh/m3。经过计算得到采煤机截割功率为460kW。根据计算结果，结合国内外可选采煤机类型，确定出工作面采煤机型号为MG2*125/560WD，具体的参数见表6.4。表6.4 采煤机技术参数6.2.5刮板输送机选型刮板输送机主要参数的确定原则主要包括以下三个方面:单位时间运输能力:应与采煤机生产能力匹配;电机功率:视输送机运输能力及铺设长度而定;结构:与采煤机和液压支架相匹套。一般而言，综采工作面刮板输送机能力与采煤机生产能力之间应该满足如下关系。Qq60KQm (13)式中Qq采煤机最大落煤能力；K修正系数，取1.5；Qm采煤机平均落煤能力，取1.4t/min。根据上述参数，经过计算可知刮板机的最小输送能力为126t/h。综合考虑刮板机的运行阻力、电机拖动力、链条的最大预张力、安全系数等因素，选取工作面刮板输送机型号为SGZ764/630，具体的参数见表6.5。表6.5 工作面刮板式输送机主要技术参数7结论综采技术在薄煤层中的应用还存在许多的问题，在生产中采取有效的措施解决这些难题，才会实现工作面的高产高效。但与先进水平相比还存在着许多不足之处，我们只有积极探索不断总结综采技术管理知识，集思广益，为我国煤炭产业和经济社会的发展做出更大的贡献。薄煤层开采技术难度大，效率低。为了提高薄煤层工作面的煤炭采出率，采用机械化程度高、成本低、耗材少、安全可靠的方法是今后薄煤层开采工作的首要内容。由于炮采的采出率及生产率低，刨煤机开采的适应范围较窄，我国应大力发展滚筒采煤机综合机械化开采，“十二五”期间，应在以下几个方面加大攻关力度:(1)在保证采高下限的前提下，提高采煤机装机功率，增强其通过诸如断层、夹矸、局部变窄、褶曲等局部地质构造的能力，有效地解决空间有限的薄煤层安全高效开采问题。(2)研制无链交流电牵引滚筒采煤机，增大牵引力，提高输送机对弯曲的适应能力，克服液压牵引系统抗污染性低、工作可靠性差的缺点，使采煤机的性能更加完善，扩大采煤机在大倾角煤层的适用范围。(3)研究多电机驱动、电机横向布置技术，解决功率加大带来的外形尺寸增加的问题，增强采煤机对煤层起伏的适应性。(4)研发以液压支架电液控制系统为基础工作面自动化监测监控系统，实现主要生产环节的自动化监测监控和控制。(5)研发连续采煤机房柱式开采薄煤层技术与装备，提高薄煤层开采采出率。薄煤层开采高度小、顶板压力小的特点，决定了薄煤层高产高效采煤方法的发展方向主要是提高长壁工作面自动化程度。由于薄煤层工作面内作业困难，所以应提高薄煤层工作面采、支、运工序的自动化程度，减少工作面内的操作人员。薄煤层工作面刨煤机、螺旋钻采煤比采煤机落煤易于实现自动化。由计算机控制的定量割煤刨煤机与采煤，是实现薄煤层工作面自动化开采重要的发展方向之一。参考文献1国家发展和改革委员会煤炭工业发展“十一五”规划EB/OLhttp:/wwwndrcgovcn/nyjt/zhdt/t20070122_112661htm，200701222王金华煤炭科技发展现状及前瞻J煤炭企业管理，2004，(1):31343刘栋极薄煤层和薄煤层的采煤工艺J煤炭技术，2008，27(6):66674梁洪光.薄煤层综采技术发展现状J.煤矿开采，2009，14(1):911.5李建平，杜长龙，张永忠.我国薄与极薄煤层开采设备的现状和发展趋势J.煤炭科学技术，2005，33(6):6567.6毛德兵，蓝航，徐刚.我国薄煤层综合机械化开采技术及其新进展J.煤矿开采，2011，16(3):1114.7 翟来军.薄煤层工作面的综采工艺及效益分析J.中国煤炭工业，2007,05：45.8胡美红.薄煤层综采“三机”设备配套技术研究J.煤矿机械，2009,30(10):172-173.9胡献民综采工作面中部设备“三机”配套设计探讨J煤炭工程，2006，(8):131510李华炜，师皓宇薄煤层无人工作面机械化开采技术分析与实践J中国安全生产科学技术，2008，6(6)11吕文玉薄煤层采煤方法优选与工作面长度优化研究D北京:中国矿业大学(北京)，2010英语原文A New Mode of Coal Mining Under Buildings with Paste-Like Backfill TechnologyCUI Jian-qiang(崔建强)，SUN Heng-hu(孙恒虎)，HUANG Yu-cheng(黄玉诚)(School of Resources and safety Engineering，CUMT，Beijing，100083，china）Abstract： The formation of the paste-like backfill technology was introduced briefly in this paper. From the actual cases of coal mines, a new mode of coal mining under buildings with the technology was proposed. And its specificity was analyzed，and a further introduction to the full-sand-soil solidifying material was given. The main parts of the backfill system，such as the backfill preparation system, the pipeline transportation system, the backfill systems in fully-mechanized mining faces and the backfill process，were presented emphaticallyKey words：mining under buildings；paste-like backfill；full-sand-soil solidifying material1 IntroductionWith the rapid increase of the demand of the demand economic development，the conflict between coal shortage and economic development is becoming more and more conspicuous. More attention has been paid on coal mining technology under buildings. The present coal mining technology under buildings can not be widely applied for its some shortages，such as the poor effect of surface subsidence and deformation controlling，the serious pollution of underground operation environment and the low recovery of resourcesPaste-like backfill technology has outstanding advantages，such as the wide supply of backfill materials，the low cost of backfilling，the easy preparation of slurry and the high strength of backfill bodyIt can control surface subsidence and deformation effectively，gain a high recovery，and does not pollute underground operation environmentUsing the new mode，harmless and non-pollution mining under buildings can be realized2 Proposal and Specificity of the New ModeIn all the modes of coal mining under buildings backfi1l mining is the most effective in the control of surface subsidence and deformation and the recovery of coa1The density of backfill body and its subsidence contraction influence the movement and deformation of surface and surrounding rock directlyThe solidifying backfill mining technology has been widely applied in royal and nonferrous mines，for its backfill body has the following advantages such as high density，little subsidence contraction，and enough strength and stiffnessWith the development of modern science and technology，the solidifying backfill mining technology has been improved and developed greatlyBased on the development trend of solidifying backfill technology，Professor SUN Heng-hu proposed a new mode referred to as paste-like solidifying backfil1The new modes specificity is that it has not only the advantages of both hydraulic backfill and paste backfill，such as the good slurry fluidity and the easy pipeline gravity transportation for the formerand the great backfill body strength and the non or little dehydrating for the laterThe traditional binder cement has the poor capability of fine particles solidifyingWhen the density of backfill slurry is lower than that of paste，the slurry is easy to transport through pipelines by gravity，which will result in the loss of fine particles(including cement particles)in the dehydrating process. So the subsidence contraction of its backfill body increases and the strength decreases，which leads to the loss of binder and the serious pollution of underground operation sitesWhen the density of backfill slurry is close to that of paste，its fluidity becomes poor and difficult to transportTherefore，the key to the realization of paste-like backfill mode is to research and develop a new kind of binderIt is necessary for this binder to have the capability of solidifying fine particles and for its backfill body to meet the need of strengthMeanwhile，it must have a wide range of backfill materials and a lower back-fill costThe research group leaded by Professor SUN Henghu has developed a new generation binder，full-sand-soil solidifying materia1With the new solidifying material, the paste-like backfill mode is forming gradually，which absorbs the advantages of the modern solidifying backfill and spurns its disadvantagesBased on the knowledge of solidifying backfill engineering practice, the actual situation of coal mines and the paste-like backfill technology，a new mode of coal mining under buildings is set upSo this new mode and its system design have both something similar to the solidifying backfill technology in metal mines and its own characteristics1)Backfill material：The newly developed full-sand-soil material is adopted as binder，and debris (waste from coal mines)and fly-ash (waste from steam electric plants) are used as aggregate2)Backfill area：Coal deposits takes the shape of seams, most of which have a low angle, the area to backfill is great and backfill slurry have to be transported farther. Compared with metal deposits normally taking the shape of block or vein，the ratio of total length to height difference is larger3)Backfill capacity：Generally，fully-mechanized working faces in a coal mine has a larger productivity than a metal mine. So, a larger backfill capacity of the backfill system is needed4) Selection of backfill preparation station sites：The backfill system must meet the demand of the ratio of total length to height difference of paste-like slurry transportation. Moreover，the transportation of backfill materials on the earths surface must be taken into account so as to lower the backfill cost farthest，for the backfill amount is great5)Coordination：To assure the production of fully-mechanized working faces and the quality of backfill body，the processes of mining and backfill must be coordinated well. By now，there is no relative engineering experience3 The New Mining Mode Under Buildings and Its System Layout3.1 Full-sand-soil solidifying materialThe ful1-sand-soil solidifying material is a kind of powder made of some industrial waste，such as blasting-furnace slag，smelter slag，and proper portion of natural minerals and chemical catalysts through milling and mixingIt has a powerful capability of solidifying sandy soil and industrial waste (such as tailings) containing a high percentage of clayHence comes its name full-sand-soil solidifying material，called full-sand-soil material for shortCompared with Portland cement，the full-sand-soil material has its own specificity in the respects of technological property，production process and engineering applicationsIt has a super quality of solidifying fine particlesUnder the condition of equal dosage，its strength is 23 times that of cementUnder the same strength demand，its dosage is less than half that of cement. Compared with regular cement，its early strength is high, and 7-days strength and 28 days strength can reach that of 425# and 525# cement standards, respectivelyThe process of producing the full-sand-soil material is to “engulf” a large amount of industrial waste，and to produce super binder with good property and wide uses at a low priceIts production cost is low，approximately 200 yuan per ton. Therefor，the full-sand-soil material will not only find wide applications in mining，communication，construction，water conservancy and oil projects，but carve out a completely new way to reutilize industrial waste.3.2The system layout of past-like backfill mining under buildings3.2.1Backfill preparation station system1)Location selectionDistinguished from paste backfill，one of the specificity of the paste-1ike backfill is that the fluidity of its slurry is excellentWithout or with a little transportation pressure，its slurry can be transported to backfill sitesFor this reason, when the location of a backfill preparation station is selected，the demand for the ratio of total length to height difference should be met firstly so that the paste-like backfill slurry flow by gravity can be ensuredSecondly，the transportation work of a backfill materials on the earths surface should be minimized furthestThe capacity of a backfill preparation station should be about 2.0 times that of the backfill mining faceSince a coal face usually has a large productivity per year，so lowering the backfill material transportation cost will be of outstanding sense2)Layout of a backfill preparation stationBased on the capacity of a backfill preparation station，the specificity of backfill materials and the practical experience of solidifying backfill mining in metal mines，it is more suitable for a backfill mining preparation station to adopt a two-step mixing system，i.e.，the first-step mixing drum prepares mortar, made from debris，fly-ash and water，with a density bout 73%; and the two second-step mixing drum prepares paste-like backfill slurry with a density about 75% made from the full-sand-soil material and the mortar produced by the first-step mixing drum. To ensure the reliable operation of a backfill preparation station，two mixing drums are set for each stepWhen one of the two first-step mixing drums is working normally，the other is alternateBoth of the two second-step mixing drums are working normally at the same timeWhen something is wrong with one of the second-step mixing drums，the other can produce backfill slurry by itselfThe advantage of the layout is that when one of the mixing drums has something wrong，the production of slurry does not be influenced so as to ensure the continuity of the backfill process3.2.2The pipeline transportation system of paste-like backfill slurryFirstly，the layout of the pipeline transportation system must meet the diamond for the backfill capacity and make the backfill operation be high quality, efficient, safe and economic. It is not permitted for the backfill pipeline to be laid upward. Meanwhile too many turns should be avoided so as not to result in the natural pressure loss of backfill slurry and pipeline blocking. The pipeline to underground should be laid in the auxiliary shaft or air shaft as far as possibleUtilizing the existent shafts, roadways and ground installation can decrease the backfill pipeline laying cost and also make the pipeline onveniently inspected and repaired. Its backfill pipeline is laid through a backfill bore-hole，auxiliary shaf