采矿工程毕业论文设计正文

1矿区概述11交通位置及交通条件山西翼城牢寨煤业有限责任公司位于山西省翼城县东北部、隆化镇牢寨村南，距翼城县城12KM，行政区划属翼城县隆化镇管辖。其地理坐标为北纬354541354819，东经11149391115207。晋（城）侯（马）公路和侯（马）月（山）铁路由井田南部边界外通过，矿区与公路、铁路间有简易公路连通，由矿区向西南经翼城、曲沃至侯马可与大运高速公路和南同蒲铁路干线交接，交通便利。12地形地貌井田属黄土高原低山区，浇底河谷于井田中部沿东西向通过，其南北两侧支沟呈树枝状展布，总体呈现为沟谷纵横，梁峁绵延的复杂地形地貌，其总的地势为东高西低。地形最高点位于井田东南边界处山梁，标高92540M，地形最低点为井田西部边界处浇底河河床，标高6750M，地形最大相对高差25040M。13气候特征翼城县地处中纬度地区，属暖温带大陆性气候，四季分明，冬春季寒冷多风，夏秋季湿润多雨。据气象统计资料，年平均气温为124，7月气温最高，平均233，1月气温最低，平均53，极端最高气温为413（1966年6月21日），极端最低气温为191（1958年1月16日）。雨季多集中在7、8月份，年平均降水量为5423MM，年平均蒸发量1700MM，为年平均降水量的3倍多。霜冻期为10月下旬至次年4月上旬，全年无霜期180200天，最大冻土深度060M。全年主要风向为东北风和西北风，平均风速235M/S。14地震据历史记载，翼城地区千余年以来记录地震次数达16次之多，其中具有破坏性的共5次。据分析，上述地震现象均由汾渭地震带引起。依据中华人民共和国GB500112001建筑抗震设计规范，本区属7度区，动峰值加速度为005G。15邻近矿井在井田东部、南部有阳泉煤业翼城河寨煤业有限公司，西部和北部无生产矿井。16矿区的水文简况井田内主要河流为浇底河，由东向西流经井田中部，属季节性河流，年平均流量0300898M3S，雨季最大洪水流量达482M3S（1970年7月1日），河床最窄处水深45M，流速219302M3/S。该河向西流出井田后于小河口水库与史泊河汇合流向西南汇人汾河，属汾河水系。17矿井发展山西翼城牢寨煤业有限责任公司前身为山西牢寨煤业有限责任公司，2009年资源兼并重组整合后为单独保留矿井，名称核准为山西翼城牢寨煤业有限责任公司，2011年12月25日山西省国土资源厅换发采矿许可证证号C1400002009121220050288，批准开采1、2、9、10号煤层，井田面积125262KM2，生产规模120MT/A。2采区地质21采区概况211开拓概况批准该矿开采1、2、9、10号煤层，井田范围由9个拐点连线圈定，井田面积125262KM2，设计生产能力为120MT/A，目前开采2号煤层。矿井采用斜井开拓，主斜井净宽36M，半圆拱断面，料石砌碹，倾角16，净断面1121M2，斜长399M，装备变更为1200MM的带式输送机，担负矿井的提煤任务，井筒另一侧铺设轨道，作为检修通道，并作为矿井的进风井；副斜井净宽36M，净断面1157M2，倾角154433，斜长442M，料石砌碹，装备单钩串车，担负全矿井的辅助提升任务,设行人台阶及扶手，为矿井的进风井兼做安全出口；行人斜井净宽24M,净断面574M2,倾角165748，井筒斜长378M，井筒落底于2号煤层，装备斜井架空乘人装置，设行人台阶及扶手，担负全矿井的提升人员任务，为矿井的进风井兼做安全出口；回风立井净直径35M，净断面962M2，垂深306M,混凝土浇筑，担负矿井2号煤层南翼采区的回风任务，装备折返式金属梯子间，为矿井的安全出口。根据煤层赋存特征，设计确定设一个水平开采全井田2号煤层，水平标高为570M。井田北部2号煤层布置南翼采区，即将开采完毕。井田南部2号煤层未开采区域划分为1个采区，即南翼采区，为单翼采区。从井底车场向南沿2号煤层掘进西南运输大巷和轨道大巷至井田南部，然后转折向正东方向沿2号煤层向井田东部掘进南翼运输大巷、南翼轨道回风大巷至井田东部边界。南翼轨道回风大巷通过井底回风巷与回风立井相接。212采区概况南翼采区位于井田南翼，采区走向长27801480M，倾斜宽1550M。根据开拓布置及煤层赋存特征,沿东西向布置南翼运输大巷、南翼轨道回风大巷，大巷沿2号煤层底板布置。南翼运输大巷、南翼轨道回风大巷间距30M，巷道保护煤柱每侧30M。沿断层保护煤柱边界布置工作面运输顺槽、回风顺槽。经计算选型，南翼运输大巷装备DTL120/65/2160型带式输送机，完成煤炭运输任务；南翼轨道回风大巷采用SQ80/110B单轨索车连续牵引车，完成井下辅助运输。22地质特征221地层井田大部分为黄土覆盖区，仅在井田部分沟谷中出露二叠系石盒子组地层。第四系地层分布于沟谷、山梁、黄土垣及两侧阶地。结合隆化普查区勘探成果，现将井田地层由老到新分述如下1、奥陶系中统峰峰组02F为含煤地层基底，揭露厚度7832M，为深灰色厚层状石灰岩夹薄层状泥岩、泥灰岩组成。节理发育，有方解石脉充填。底部含有脉状石膏层。2、中石炭统本溪组（C2B）与下伏峰峰组呈平行不整合接触。厚度1025M，主要由深灰色粉砂岩、深灰至黑色石灰岩及灰色铝质泥岩组成。底部铝质泥岩下常有透镜状的黄铁矿层（山西式铁矿）。3、上石炭统太原组（C3T为本井田主要含煤地层之一。自K1砂岩底至K7砂岩底。厚度952212131M，平均11311M。主要由K2、K3、K4三层厚层状石灰岩与中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及5号、6号、6下号、7号、8号、910号煤层组成。其中910号煤层为全区稳定可采煤层。其它煤层均为不可采煤层。4、二叠系下统山西组（P1S自K7砂岩底至K8砂岩底，厚度19053423M，平均2678M，井田主要含煤地层之一。主要由灰、深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩及1上号、1号、2号、3号煤层组成。其中2号煤层为主要可采煤层，1号为不稳定局部可采煤层，其余1上号和3号煤层为不可采煤层。5、二叠系下统下石盒子组（P1X连续沉积于下伏山西组之上，地层厚度984413113M，平均12744M。岩性主要为灰深灰色泥岩与灰、灰绿色各粒级砂岩互层，夹有12层浅灰色铝质泥岩。顶部为一层浅灰、粉紫、褐黄等杂色泥岩，含少量铝质，为K10砂岩之辅助标志层，俗称“桃花泥岩”。本组底部有时含12层薄煤线。6、二叠系上统上石盒子组（P2S间或出露于井田部分沟坡之处。上部以厚层状黄绿色中粗粒砂岩为主，中夹薄层泥岩、砂质泥岩。下部为灰、灰绿色、黄绿色及紫色泥岩、粉砂岩和中粗粒砂岩互层，砂岩中交错层理发育。底部分界砂岩（K10）为一层灰绿色中粗粒长石石英砂岩井田范围本组上部多被剥蚀，最大保留厚度200M左右。7、上第三系上新统（N2）井田部分沟谷中有出露，岩性为上新统棕红色粘土、亚粘土层，夹有数层钙质结核层，底部有砾石层，本统厚度080O0M。8、第四系Q（1）中更新统（Q2）分布于沟谷两侧及黄土垣，由浅红色亚粘土为主，含钙质结核数层。厚度080M。（2）上更新统（Q3）浅黄色亚砂土，垂直节理发育，分布于沟谷及两侧，厚090M。222水文地质1、地表河流井田地表展布一条季节性河流即浇底河，数条黄土冲沟。井田地表水汇集于井田地表各沟谷，各沟谷大气降水汇入浇底河，浇底河往南西至翼城注入浍河。浍河向南西至新降县南3KM处注入汾河。汾河向南西至河津县禹门口流入黄河。井田属黄河流域汾河水系。井田内各沟谷基本常年无水，遇雨亦一泻而去，雨停后沟干或为细流，属季节性溪流。2、井田主要含水层本井田及四邻的含水层自下而上有（1）第四系松散孔隙含水层为近代河床冲积形成的砂砾层，主要分布在大沟谷的一级阶地上，厚度变化较大，约为10M,民井单位涌水量仅004094L/SM,该层水位标高变化较大，水质类型HCO3SO4CAMG型水。富水性弱中等含水层。（2）基岩风化带含水层由于风化水蚀作用的强弱，裂隙的深度因地而异，风化深度3050M，富水性变化大，据邻近村民饮用水井的调查资料，水量不大，能满足居民和牲畜饮用。水位标高变化较大，水质类型HCO3SO4CAMG型水，富水性弱的含水层。（3）上石盒子组K10砂岩含水层地表泉水多为K10砂岩水，泉流量一般为020087L/S，为富水性弱的含水层。（4）下石盒子组K8、K9砂岩含水层由碎屑岩类的泥岩、砂岩组成。主要含水层为K8、K9砂岩含水层，为2号煤层直接充水含水层。钻孔所见岩芯裂隙不发育，钻进消耗量一般不大，距本井田西部06KM一带据牢寨煤炭精查L24钻孔抽水试验单位涌水量003L/SM，渗透系数为0251M/D，水位标高约790M，泉流量为010076L/S。富水性与裂隙发育程度有关，水质属HCO3SO4CA型水。为富水性弱的含水层。（5）山西组（K7砂岩）含水层K7砂岩不稳定，常相变为粉砂岩，裂隙不发育。钻进消耗量小于005M3/H，为弱富水性含水层。（6）上石炭统太原组（K2、K3、K4石灰岩）含水层太灰岩溶裂隙含水层主要含水层为K2、K3、K4石灰岩，为910号煤层直接充水含水层，是2号煤层间接带压充水含水层。岩溶、裂隙较发育，H201钻孔抽水试验,单位涌水量为01180541L/SM，渗透系数为451M/D，水位标高69599M。为富水性中等的含水层。水质属于HCO3SO4CAMG型水，水位标高603607，为极强富水性含水层。（7）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层主要富水含水层为中奥陶统峰峰组上段及上马家沟组二、三段，以厚层状石灰岩及泥岩为主，岩溶裂隙发育，奥灰顶部具古风化壳，钻孔冲洗液消耗量达15M3/H，埋藏浅，接受补给条件较好，区域属富水性强含水层组。为井田内煤系地层下伏的主要充水含水层，为井田内煤系地层下伏的主要充水含水层，水位标高为602611M，为富水性中等含水层。3、主要隔水层（1）中石炭统本溪组由铝质泥岩等组成，细腻，不透水，厚度17302885M,平均2352M，系一较好的隔水层。（2）上石炭统及二叠统主要由具有可塑性的泥岩、砂质泥岩组成，各层砂岩间及灰岩间均有泥岩分布，一般厚度2米至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。上述隔水层在区内分布较稳定，厚度变化较大，具有一定的隔水性。但应该指出，隔水层的隔水性是相对的，是受一定条件影响的，如它在受到较大断层、陷落柱及矿坑顶板冒裂带等特殊情况影响下，就会不同程度的失去其隔水作用。4、地下水补给、径流、排泄条件该区地下水以大气降水及地表迳流水补给为主，由于冲沟发育切割较深，地表水排泄条件较好，各含水层之间又有泥岩组成的隔水层相隔，相互间组成为平行复合关系，水力联系较差。第四系松散含水层和基岩风化裂隙含水层水位、径流与地形基本一致；石炭系、二叠系含水层沿地层倾向径流，在地表切割处以泉的形式排泄，生产矿井排水是其主要排泄方式，另外，当地群众生活用水，多取自于表土层孔隙水和二叠系砂岩裂隙水。第四系含水层与基岩风化带含水层可互为补给含水层。井田内碎屑岩含水层及石炭系上统层间岩溶裂隙含水层，其间有厚度不等的泥岩隔水层相隔，相互水力联系差，主要以相互平行的层间径流为主，仅在构造部位或浅埋区才可与其它含水层发生直接的水力联系。奥陶系中统岩溶裂隙含水层是区内主要含水层之一，井田内埋藏较深，井田位于古堆泉域的东部，地下水补给后由北东向南西迳流，本区断裂构造比较发育，井田西、北、东界均为大型断层切割，井田内还有其他规模较大断层，若断层导水将沟通上下含水层之间联系。奥陶系灰岩在区域东南部有大片出露，为主要补给区。根据钻孔奥灰水位资料，本区奥灰地下水迳流方向为北东向南西，并于区域西部海头泉、南梁泉呈泉水排泄。5、矿井充水因素分析煤矿生产实践表明，对矿井充水有影响的水源主要有大气降水、地表水、含水层水及老空水，其影响程度，主要取决于上述各水体的发育程度或富水性，以及水体同开采煤层的关系。23地质构造井田位于沁水盆地西南边缘，区域构造位置处于沁水块坳，临汾运城新裂陷、中条山块隆三个构造单元的复合部位。受三个构造单元的复合影响，井田主要为一宽缓的背斜和一较宽缓的向斜组成的褶曲构造，其间又伴生有一小型的背斜和向斜构造，地层倾角311，东部、南部局部地段较陡，倾角甚达15，井田断裂构造较发育、分布较广，共发现20条正断层，发现1个陷落柱，井田内断层较发育，因其分布的位置和规模会对采区和工作面的布置及回采工作带来不同程度的困难，井田地质构造属简单偏中等类。1、褶曲连马河背斜S1为井田主体构造，由井田东北边界延入本井田，于L20号孔附近消失。该背斜纵穿井田中部，为勘探区延伸最长的褶曲，井田内延伸长度约5353M，轴向北东，该背斜在本井田段两翼基本对称，地层倾角一般为310左右。S2向斜位于井田西南部、1向斜东南部，轴向北东，延伸长度约1754M。两翼对称，地层倾角510。S3背斜位于井田南部、1向斜东南部，与之并行排列，轴向北东，延伸长度约949M。两翼基本对称，地层倾角510。油庄向斜S4发育于井田东部，轴向近SN，轴部沿L1、L25、L29号孔延伸至L31、L32号孔之间渐趋消失，延伸长度3630M。该向斜两翼基本对称，南段较缓，地层倾角610,而北段因受F26断层影响，地层较陡，倾角可至1015。2、断层NFX1正断层位于井田东北部边界附近，该断层在南端交于F26断层，由井下巷道揭露，属正断层，断层走向NWSW，倾向NESE，落差10M，走向延伸长度1581M。FX3正断层位于井田北部,由井下采空区揭露，断层走向NE，倾向SE，落差45M，倾角43，走向延伸长度1064M。FX4正断层位于井田东北部边界附近,由井下采空区揭露，断层走向N50E，倾向NW，落差2M，倾角70，走向延伸长度357M。FX5正断层位于井田西南部,由井下巷道揭露，断层走向近EW，倾向N，落差8M，倾角70，走向延伸长度271M。FX6正断层位于井田西南部,由井下巷道揭露，断层走向N60E，倾向SE，落差15M，倾角70，走向延伸长度128M。F5正断层位于井田西部边界外,由以往地质填图发现，断层走向N10W，倾向SW，落差、倾角不详，走向延伸长度2749M。F20正断层位于井田西北边界外,由井下巷道和采空区揭露，断层走向N50E，倾向NW，落差50143M，倾角不详，走向延伸长度3429M。F25正断层位于井田西部,由以往地质填图发现，由井田南部边界延入井田，断层走向SN，倾向W，最大落差101M，倾角70，走向延伸长度2603M。F26正断层位于井田中部,由以往地质填图发现，断层在井田东北部走向N25E，在井田中部走向N15E，倾向SE，落差473M，倾角70，走向延伸长度1976M。F27正断层位于井田西部,由井下采空区揭露和以往地质填图发现，该断层由井田南部边界延入井田，仅有少部分进入井田，断层走向N20W，倾向SW，落差30200M，倾角75，走向延伸长度5675M。除上述较大断层外，通过山西地宝能源有限公司在该矿南、北翼采区进行三维地震勘探时控制以及该矿在2号煤层开采过程中巷道揭露，均属正断层。3陷落柱本区通过三维地震控制陷落柱1个，位于井田中部，L24孔西南方向。陷落柱为一上小下大的反漏斗型，其陷落角较陡，柱体中心轴为直立型，在2号煤层中其长轴为100M，在10号910号煤层中其长轴为118M。24可采煤层及顶底板情况241可采煤层可采煤层为山西组的2号煤层和太原组的9、10号910号煤层，分述如下2号煤层位于山西组下部，上距K8砂岩8671829M,平均1383M。煤层厚度139460M，平均298M，属中厚厚煤层，其可采性指数为1，厚度变异系数为25，为全井田可采的稳定煤层，含04层夹石，结构简单复杂，顶底板一般为泥岩、粉砂岩或中细粒砂岩，该煤层目前已在井田的北部和西部形成较大面积的采空区。9号煤层位于太原组下段顶部，煤层厚140193M,平均173M，属中厚煤层，其可采性指数为1，厚度变异系数为13，为全井田可采的稳定煤层，不含夹石，结构简单。该煤层在除本区中部外的其它地方均因其沉积环境的变化导致其与下部10号煤层间距变小间距小于080而与之合并，统称10号910号煤层，合并区面积2/3井田面积。顶板为石灰岩，底板一般为泥岩，局部为粉砂岩，该煤层目前尚未开采。10号煤层即910号煤层位于太原组下段顶部，上距2号煤层69898480M,平均7559M。煤层厚306680M,平均485M，属中厚厚煤层，其可采性指数为1、厚度变异系数为28，为全区可采的稳定煤层，一般含01层夹石，局部2层，结构简单。该煤层在除本区中部外，其它地方均因其沉积环境的变化导致其与上部9号煤层间距变小间距小于080而与之合并，统称10号910号煤层。顶板为石灰岩、泥岩，局部为粉砂岩，底板一般为泥岩，局部为粉砂岩，该煤层目前尚未开采。242煤质井田内2、9、10号910号煤层物理性质和煤岩特征基本相近，皆呈黑色,玻璃光泽，节理、层理发育，断面平整，线粒状结构或层状构造。本区煤的硬度F2左右。2号煤层为低灰中灰、特低硫低硫、高发热量的贫煤PM；9号煤层为特低灰低灰、高硫、的贫煤PM；10号910号煤层为低灰中灰、高硫的贫煤PM。井田内2、9、10号910号煤层均为贫煤，据煤层煤质特征，2号煤层可作为动力和气化用煤；9、10号910号煤层由于硫分高，主要做动力用煤。25涌水量矿井水文地质类型为中等类型，正常涌水量760M/D，最大涌水量1140M/D。生产过程中坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的方针，避免水害事故发生。26其它开采技术条件1、瓦斯绝对瓦斯涌出量为23M3/MIN,相对瓦斯涌出量09M3/MIN，为低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸危险性2号煤层煤尘有爆炸性，因此在今后开拓、生产中应按规定设置隔爆装置和设施，注意洒水防尘，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。3、煤的自燃倾向性2号煤层为不易自燃煤层。4、地温、地压本区地温梯度为12/100M，属地温正常区，恒温带深度一般在7080M左右，属地温、地压正常区。3可采储量、可采期及生产能力31储量计算南翼采区设计资源/储量13774KT,设计可采储量10819KT。32储量计算参数及方法1、储量计算方法采用地质块段算术平均法。计算公式如下QSMD式中Q块段煤炭储量，T；S块段水平投影面积，M2；M块段内煤层平均厚度，M；D煤层视密度，T/M3，2号煤层为14T/M3。2、采区煤柱南翼采区南翼运输大巷、南翼轨道回风大巷间距30M，巷道保护煤柱每侧30M。顺槽之间留设20M保护煤柱。33服务年限及可采期2号煤层南翼采区服务年限为9A，可采期为108（月）。4采区方案设计41采区方案设计应考虑的因素矿井现有570开采水平的集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷已经形成，考虑南翼采区的回风系统与集中回风大巷相连，运料系统与集中轨道大巷相连，运煤系统与集中胶带大巷相连形成南翼采区生产系统。42采区布置方案根据牢寨煤业有限责任公司570水平南翼采区的地质条件，并结合现有的生产系统等实际情况，提出采区巷道布置的两套方案，方案一延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过FX3断层后沿煤层倾向方向布置南翼采区三条平行的轨道、胶带、回风上山；方案二延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过FX3断层后沿FX3断层方向布置南翼采区胶带大巷、南翼采区轨道大巷、南翼采区回风大巷三条平行的大巷。两个方案的具体内容如下方案一延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过FX3断层后沿煤层倾向方向布置南翼采区三条平行的轨道、胶带、回风上山。（1）回采巷道布置回采巷道、回采顺槽沿三条平行的轨道、胶带、回风上山两翼进行布置。（2）长壁采煤方法采用走向长壁采煤方法方案二延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过FX3断层后沿FX3断层方向布置南翼采区胶带大巷、南翼采区轨道大巷、南翼采区回风大巷三条平行的大巷。（1）回采巷道布置回采巷道、回采顺槽沿三条平行的轨道、胶带、回风大巷进行单翼布置。（2）长壁采煤方法采用倾斜长壁采煤方法43采区方案比较及选择431工程量统计及比较表41井巷工程量比较表方案一方案二序号巷道名称长度（M）序号巷道名称长度（M）1南翼采区胶带巷14641南翼采区胶带巷13502南翼采区轨道巷14832南翼采区轨道巷13503南翼采区回风巷14453南翼采区回风巷13504回采面运输顺槽9634回采面运输顺槽13005回采面回风顺槽9635回采面回风顺槽13006回采面1406回采面150工程量合计6458工程量合计6800表42井巷工程经济比较表项目方案一方案二比较采区采出煤量（万吨）79597805154准备巷总进尺（米）43924050342采区巷道总进尺（米）64586800342万吨掘进率（米/万吨）811871060投入总资金（万元）109399110368969432综合比较表43综合比较表方案优点缺点方案一1、井巷工程量小2、经济投入小3、采区运输距离较方案二短，利于集中生产4、回采顺槽巷道推进长度适中，利于防灭火管理1、两翼开采煤柱多2、煤炭资源损失大3、工作面拆除、安装搬家次数多方案二1、单翼开采煤柱小2、煤炭资源损失小3、单翼采区，工作面连续推进，工作面拆除、安装搬家次数少1、井巷工程量大2、经济投入大，3、采区运输距离较长4、回采顺槽巷道推进长度较大，不利于防灭火管理经过比较，虽然方案一两翼开采具有煤柱多、煤炭资源损失大、搬家次数多的缺点，但方案一具有井巷工程量小，经济投入小，利于集中生产的优点，更为主要的是2号煤层的自燃倾向性为级容易自燃煤层，方案一回采顺槽巷道稍小一些，利于防灭火的管理。从两个方案系统的全面性、技术等综合考虑，方案一巷道布置更符合南翼采区总体布局，故采用方案一进行巷道布置。5采煤工艺51采煤方法及工艺511煤层概况可采2号煤层，位于山西组下部，上距K8砂岩8671829M,平均1383M。煤层厚度平均598M，属中厚厚煤层，为全井田可采的稳定煤层，含04层夹石，结构简单复杂，顶底板一般为泥岩、粉砂岩或中细粒砂岩，该煤层目前已在井田的北部和西部形成较大面积的采空区。512采煤方法的选择1、采煤方法的选择其依据根据本地区周边矿井的开采经验，优先选择的采煤方法为放顶煤综采工艺。放顶煤综采工艺的适应条件如下A、适用于煤层厚度大，厚度变化也较大，一般平均厚度应在50M以上的煤层；B、适用于煤层裂隙发育，结构简单或夹矸强度较低；中硬及以下顶板,易于冒落；埋深较大，有一定的地应力。总之，顶煤应具备一定的冒放性；C、适用于煤层距离上部强含水层有足够的间距，不会引起矿井的水害或带来工作面涌水量大量增加，恶化工作面生产环境，影响工作面正常生产；D、适用于无煤与瓦斯突出危险。2、采煤方法的确定根据本地区周边矿井的开采经验，结合采区2号煤层的赋存情况，确定采煤方法采用走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法，顶板采用全部垮落法管理。工作面回采方式采用后退式，劳动组织方式采用“四六”制作业制度，三班生产，一班准备。513采煤工艺工作面长度140M，平均采高598M，循环进度06M，每天8个循环，日进度48M。工艺顺序割煤移架推前溜放顶煤拉后溜落煤采用MG160/375W采煤机双滚筒截割落煤，滚筒截深600MM。装煤采煤机滚筒配合SGZ630/220刮板运输机装煤。运煤工作面前部刮板输送机采用SGZ630/220刮板输送机运煤，后部采用SGZ730/400刮板输送机运煤，胶带顺槽采用1部SZZ764/110转载机配合DSJ10063/275皮带机运煤。使用PCM/110破碎机对工作面产生的大炭进行破碎作业。514采煤工作面主要设备根据采煤工作面所选择的采煤方法及工艺，配备相应的工作面设备表51采煤工作面主要设备表序号设备名称规格型号数量主要技术特征采煤机MG160/375W1台生产能力1800T/H，截割速度06M/MIN前部刮板输送机SGZ6302201部运输能力600T/H电机功率2110KW链速13M/S后部刮板输送机SGZ7304001部运输能力700T/H电机功率2200KW链速13M/S中部支架ZF4400/17/2878架工作阻力4400KN支撑高度1728M过渡支架ZFG4800/20/304架工作阻力4800KN支撑高度2030M转载机SZZ764/1101部运输能力1000T/H电机功率110KW链速133M/S破碎机PCM1101部破碎能力2000T/H电机功率110KW8皮带运输机DSJ10063/2751部运输能力2000T/H电机功率275KW带宽10M带速355M/S9移动变电站KBSGZY1600/61台输入电压6KV输出电压1140V，容量1600KVA10乳化液泵BRW315/3151套流量315L/MIN额定压力315MPA电机功率200KW序号设备名称规格型号数量主要技术特征11喷雾泵WPE320/10套公秤压力10MPA，公秤流量320L/MIN12组合开关QJZ64002台额定电压1140/660V，额定电流4400A1315HP绞车25HP绞车40HP绞车JD114JD25JD405部2部2部14水泵2DA844台15煤电钻MDZ122台515采区及工作面回采率按煤矿安全规程及相关规范规定，结合矿井煤层赋存条件和工作面布置方式，确定采区回采率为80，回采工作面采煤机割煤回采率为95，放顶煤回采率为75。52回采工作面顶板管理与支护设计521回采工作面顶板管理工作面采用ZF4400/17/28H型低位放顶煤液压支架、ZFG4800/20/30型过渡支架，全部垮落法管理顶板。最大控顶距4555MM，最小控顶距3955MM，端面距不大于360MM。1、支架布置工作面布置78个基本支架和4个过渡支架2、支架控顶距根据支架、采煤机、刮板输送机配套关系的支护长度，求的支架最小和最大控顶距最小控顶距LL1L235953603955MM最大控顶距LL1L2D35953606004555MM式中L1综放支架（中间架）的顶梁长度3595MML2端面距，360MMD采煤机截深，600MM522回采工作面支护设计参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。工作面合理的支护强度PT981HRK式中PT工作面合理的支护强度，KNM2；H采高，26M；R顶板岩石重力密度，25TM3；K工作面支柱应支护的上覆的岩层厚度与采高之比，一般为，该处取。经计算得P31882KNM21液压支架实际支撑力RTKBKHKARRT液压支架实际支撑力，KN；K支架工作系数，099；KZ支架增阻系数，095；KB支架不均匀数，09；KH采高系数，095；KA倾角系数，095R支架额定工作阻力，4400KN。经计算得R336125KN2工作面合理的支护密度NPT/R31882/336125009架/米2工作面支架密度1/4255/150156架/米2支架的平均控顶距为4255M，架与架支架的距离为15M。支护密度的验算0156架/米2009架/米253采区巷道掘进及支护南翼采区轨道上山沿2号煤层底板布置，巷道坡度017。巷道断面按通过液压支架设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设双轨，轨距600MM，轨型30KG/M，工字钢轨枕，沙石道床。巷道采用矩型断面，锚网喷加锚索支护。净宽340M，净高320M，净断面964M2。南翼采区胶带上山均沿2号煤层底板布置，巷道坡度022。巷道断面按铺设一台带宽10M的带式输送机和一条轨距600MM、轨型15KG/M的胶带检修轨设计，巷道采用矩形断面，采用锚网喷加锚索支护。净宽400M，净高35M，净断面1228M2。南翼采区回风上山均沿2号煤层顶板布置，巷道坡度022。巷道断面按矿井通风要求设计。巷道采用矩形断面，锚网喷加锚索支护，净宽360M，净高330M，净断面1049M2。工作面轨道顺槽巷道断面规格为宽34M，净高26M，净断面884M2，为锚、网、钢带联合支护的支护形式，矩形断面；胶带顺槽巷道断面规格为宽38M，净高22M，净断面836M2，为锚、网、钢带联合支护形式，矩形断面；开切眼断面规格为宽55M,净高26M,净断面143M2，采用锚、网、钢带联合支护，轨道顺槽、胶带顺槽铺设轨道运料，胶带顺槽铺设转载机和皮带运煤。全采区共配备两个掘进工作面，均为煤巷综掘工作面掘进回采工作面顺槽。煤巷综掘工作面主要设备配备为EBZ135综掘机、JZP100A转载机、SSJ800/90可伸缩胶带输送机、FDBNO56/215局部扇风机、MQT130型锚杆打眼安装机、JD114型调度绞车以及煤电钻、喷雾泵站WPB50/10、注水探水钻ZQSJ90/24、岩石电钻、小水泵等设备。54采区生产时采掘比例关系、巷道掘进进度指标采区生产时共布置一个综采放顶煤工作面，两个煤巷综掘工作面，矿井生产时的采掘比为12。根据目前国内掘进设备的性能参照目前大部分矿井的实际进度指标，结合本矿井的采掘比例关系、回采工作面的年推进度及本矿井的生产技术管理水平，确定煤巷综掘工作面回采顺槽月掘进指标为4000M/月，普掘工作面开拓大巷月掘进进度指标为1300M/月（岩巷）、2000M/月（煤巷）。55采区生产能力回采工作面生产能力按下式计算A采M1LLRC1M2LLRC2式中A采采煤工作面年产量，T/A；M1采煤工作面机采高度，M128M；M2采煤工作面放煤高度，M2303M；L采煤工作面长度，L140M；L采煤工作面年推进度，日推进48米，则年推进L9504M；R煤的容重，R135T/M3；C1采煤工作面机采回采率，取09；C2采煤工作面放顶煤回采率，取080。则A采281409504013509330314095040135080891661T/A89万T/A（2）掘进煤量计算井下回采巷道均采沿煤层掘进，故掘进煤量按回采煤量的10计算，则掘进煤量为A掘891089万T/A（3）采区产量计算采区产量为A矿A采A掘898998万T/A6采区生产系统61通风系统新鲜风流主斜井副斜井井底车场集中胶带大巷（集中轨道大巷）南翼采区胶带上山工作面胶带顺槽回采工作面。乏风流回采工作面工作面轨道顺槽南翼采区回风上山集中回风大巷回风斜井地面。611风量计算与分配工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。1、采煤工作面所需风量的计算（1）按瓦斯涌出量计算Q100式中Q工作面实际需要风量，M3MIN；工作面瓦斯绝对涌出量，42M3MN；工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，12由此计算得Q504M3MN（2）按二氧化碳涌出量计算Q67式中Q工作面实际需要风量，M3MIN；工作面二氧化碳绝对涌出量，102M3MN；工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，12由此计算得Q820M3MN（3）按工作面温度计算Q60式中V工作面平均风速，12MS；S工作面的平均断面14M2K配风调整系数，11。由此求得Q1109M3MIN（4）按工作面每班最多工作人数计算Q4N式中N工作面的最多工作人数，68人。由此求得Q272M3MIN（5）按风速计算工作面的最小风量Q151514210M3MIN工作面的最大风量Q240240143360M3MIN根据以上计算，工作面实际需要风量取1200M3MIN。2、掘进工作面所需风量的计算按瓦斯涌出量计算Q100QK式中Q掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；Q该掘进工作面回风流中沼气绝对涌出量（M3/MIN），取为14（M3/MIN）；K该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，是指在正常生产条件下，该掘进工作面回风巷风流中瓦斯最大涌出量与平均绝对涌出量之比，取为13则Q1001413182M3/MIN按人数计算Q4N式中Q掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；N掘进工作面同时工作最多人数，煤巷为28人；4以人数为计算单位的供风标准。则Q煤428112M3/MINQ岩42288M3/MIN按局部通风机吸风量计算QQFK式中Q掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；QF掘进工作面局部通风机的供风量。煤巷掘进选用型号为FDBNO56/211型局扇，吸风量为350M3/MIN。K为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取为12；则Q煤35012420M3/MIN按风速进行验算每个煤巷或者半煤岩巷掘进工作面的风量为460S掘Q掘02560S掘S掘掘进巷道的断面积，M2；取1044M2则4601044Q掘0256010442505M3/MINQ掘1566M3/MIN故，一个掘进工作面供风量按420M3/MIN计。两个掘进工作面供风量为2420840M3/MIN。3、硐室所需风量的计算采区绞车房所需风量根据实际需要，取为80M3/MIN；采区变电所所需风量根据实际需要，取为120M3/MIN；则，Q硐80120300M3/MIN、其他巷道所需风量的计算按回采工作面、掘进工作面、硐室所需总风量的5来考虑，则有Q其他（10004202300）5107M3/MIN、采区所需总风量的计算Q（Q采Q掘Q硐Q其他）K全区按一个回采工作面、两个掘进工作面考虑。K风量备用系数，取为11。则Q（10004202300107）1124717M3/MIN62运输系统621煤炭运输2号煤综采放顶煤工作面可弯曲刮板输送机胶带顺槽可伸缩胶带输送机南翼采区胶带上山带式输送机集中胶带大巷带式输送机井底煤仓给煤机主斜井带式输送机地面生产系统。622材料、设备运输地面材料设备车副斜井副斜井提升机副斜井井底车场集中轨道大巷南翼采区轨道上山工作面轨道顺槽索车连续牵引车、胶带顺槽调度绞车回采工作面。排矸大巷掘进头矸石调度绞车牵引矿车南翼采区轨道上山索车连续牵引车牵引矿车集中轨道大巷索车连续牵引车牵引矿车副斜井井底车场调度绞车牵引车牵引矿车副斜井副斜井提升机地面排矸系统。623运输设备的选择南翼采区胶带上山采用带式输送机进行煤炭运输。1、设计依据输送物料原煤，粒度0300MM散密度09T/M3输送量Q650T/H从尾部至头部水平输送距离LHL1L2L3L4L52720427379201962577412433112986M从尾部至头部倾角12345041083346提升高度H28115M（其中上运高度HS19626M,下运高度HX47741M）2、设备选型计算南翼采区胶带上山坡度变化较大，运行分为满载、空载、上运和水平部分满载且下运部分空载和下运部分满载且上运和水平部分空载四种运行工况。其中上运和水平部分满载且下运部分空载最为不利，按此工况计算。能力核算查表带宽B1000MM、托辊槽角35、运行堆积角20时各参数S01127，K099,V315M/S，Q36SKV36011270993159001138T/H650T/H满足Q650T/H生产能力的要求。带宽选B1000MM带速选V315M/S每米物料重量Q5732KG/M每米机长上托辊转动部分质量Q1184KG/M每米机长下托辊转动部分质量Q257KG/M初选带强ST1000N/MM胶带每米质量Q027KG/M托辊阻力系数0036已考虑附加阻力重力加速度G981M/S2阻力计算上分支运行阻力F1（QQ0Q1）LHG33253N下分支运行阻力F2（Q0Q2）LHG13048N物料提升阻力FX3QHSG11035N总圆周力PF1F2FX357336N轴功率N0PV/10001806KW电动机功率NKN02167KW，K12（考虑传动效率）采用头部单滚筒单电机，液体粘性软起动装置驱动方式，自动拉紧，起动系数A1。张力计算头部S1987438N，S2414076N尾部S7619025N，S8619025NS3454929N，S4584649N，S5607972N，S6587609NS7619025N，S8619025N，S9717711N，S10979366NS11105263N，S12993999N，SMAXS11105263N打滑验算传动滚筒围包角200滚筒摩擦系数025S1A/S2238E239，通过下垂度验算上胶带1垂度要求最小张力SMIN15（Q0Q）G124076N下胶带1垂度要求最小张力SMIN375Q0G99326N胶带最小张力SMINS2414076N124076N，通过。安全系数MSTB/S11957满足要求经防滑验算、下垂度及安全系数验算，三者均满足要求。制动力矩MTKQHXG（2Q0Q1Q2Q）LHGD/210409NM（D1M，K15，0012）3、选型结果B1000MM，V315M/S，LH112986M，H28115M，041083346电动机YB400M14，N250KW，10KV，一台减速器M3PSF70，I25，飞溅润滑，风冷，一台液粘软起动装置YNRQD250，带油泵电机及冷却电机防爆，一台盘式制动器KPZ1200/59，M59KNM,一台N3KW胶带钢绳芯胶带，ST1000N/MM，阻燃、抗静电，MT6682008自控液压拉紧装置ZYJ500（ZLY01160），F160KN,N5555KW，660V防爆，一套头部设置63提升系统631提升系统简述南翼采区轨道上山索车连续牵引车牵引10T系列矿车运输方式为该采区的提升系统，担负南翼采区内的主要材料、设备提升任务等。632提升设备选型设计南翼采区轨道上山采用索车连续牵引车牵引10T系列矿车运输方式。索车连续牵引车选型计算1、计算依据1轨道上山水平长L510M，提升高度60M，倾角7；2提升方式索车连续牵引车；3提升最重件液压支架重量Q154T；4提升容器采用16T、600轨距特制平板车，自重QC1500KG，每钩提1辆。5运行速度重载V10M/S，空载V167M/S。2、设备选型1钢丝绳选择选22NAT619SFC1570SZ251钢丝绳。2电动机功率计算GLQGGFR2SINCO02MAXAX103117KN式中梭车重量，30T；1最大载重，1541501690T；MAX运行线路最大坡度，7；钢丝绳摩擦阻力系数，02；RQ单位长度钢丝绳重量，174KG/M；L运输距离，510M；G重力加速度，981。电动机轴功率计算61VFN6223KW式中牵引时速度，取慢速10M/S；绞车传动效率，08。选用的SQ1200/75型索车连续牵引车,绞车功率75KW。3钢丝绳强度验算540921MAXSQNZ式中钢丝绳安全系数；Z钢丝绳破断拉力总和；MAXS钢丝绳最大张力，考虑到加配重前钢丝绳已经收紧，钢丝绳理论值4S增加10KN。钢丝绳许用安全系数为ELN015300式中由绞车至尾轮的钢丝绳长度。根据煤矿安全规程中规定，安全系数不得小于35，同时，N，两者比较取大值。选用22NAT619SFC1570SZ251型钢丝绳满足安全要求。4绳径比验算依据MT/T9882006索车连续牵引车行业标准第547的规定，绞车滚筒上绳衬直径应满足以下要求抛物线滚筒绳衬直径至少应为牵引钢丝绳直径的50倍；绳槽式主滚筒绳衬直径至少应为牵引钢丝绳直径的40倍，副滚筒直径至少应为牵引钢丝绳直径的28倍。本系统绞车采用抛物线单滚筒形式，牵引钢丝绳直径22MM。滚筒直径1200MM，绳径比为545符合行业标准要求。表61SQ1200/75索车连续牵引车设备选型参数型号SQ1200/75绞车功率75KW滚筒直径1200MM最大牵引力60KN钢丝绳规格619215绳速1M/S，17M/S适用倾角12轨距600，900MM最大容绳量1500M电机型号YB280S4绞车体积（长宽高）300017151480（MM）64排水系统工作面轨道顺槽、胶带顺槽低处设置临时水窝，安设2台11KW水泵，1台工作、1台备用，工作面排水管直径寸。排水路线为回采工作面轨道顺槽南翼采区轨道上山集中轨道大巷主水仓回采工作面胶带顺槽65供电系统井下主变电所以10KV电源向主排水泵房一对一供电；以两回10KV向集中胶带大巷胶带机头变电所和南翼采区胶带上山胶带机头变电所供电,电源电缆采用MVV22一87/103X70，两回电源电缆一回故障时，另一回能满足所带全部负荷用电；以10KV分别向上山掘进面、顺槽掘进面、工作面及顺槽移动变电站供电。集中胶带大巷胶带机头变电所两回10KV电源引自井下主变电所，大巷机头变电所高压配电设备选用BGP4310型10KV矿用隔爆型高压真空配电装置，变压器选用一台KBSG100/10、10/069KV、100KVA型矿用隔爆干式变压器，负担集中胶带大巷供电，低压馈电开关选用BKD5型矿用隔爆真空馈电开关。南翼采区胶带上山胶带机头变电所两回10KV电源引自井下主变电所，南翼采区胶带上山机头变电所高压配电设备选用BGP4310型10KV矿用隔爆型高压真空配电装置，变压器选用一台KBSG50/10、10/069KV、50KVA型矿用隔爆干式变压器，负担南翼采区胶带上山供电，低压馈电开关选用BKD5型矿用隔爆真空馈电开关。井下主变电所内设两台KBSG200/1010/069KV200KVA矿用隔爆型干式变压器作为局扇专用变压器，通过专用开关、专用线路向各掘进工作面局扇提供双电源，实现各工作面局部通风机三专供电。局扇电控装置选用QBZ4X100/660ZH矿用隔爆型局扇专用真空电磁起动器，实现双风机、双电源自动切换。各掘进工作面的局扇电控装置、瓦斯传感器、各掘进工作面馈出线高爆开关与矿井安全监控系统配合实现风电、瓦斯电闭锁。井下动力设备用电电压为10KV、1140V、660V，煤电钻、岩石电钻、照明用电电压为127V。集中胶带机头变电所及南翼采区胶带上山机头变电所10KV高压配电装置选用BGP4310型矿用隔爆高压真空配电装置，KBSG型矿用隔爆干式变压器及BKD5型矿用隔爆低压馈电开关，移动变电站选用KBSGZY型矿用隔爆移动变电站。井下40KW以上用电设备的控制开关选用BQD1、QJZ型矿用隔爆真空磁力启动器，其余660V设备选用QB型矿用隔爆兼安全火花型磁力启动器，煤电钻、岩石电钻选用ZBM型矿用隔爆电钻变压器综合装置。井下电缆选型10KV高压电缆采用MVV2287/10型、MYPTJ87/10型，低压电缆采用MCP066/114型及MYP038/066型。煤电钻、岩石电钻选用MZ型电钻电缆。井下照明接地主斜井、副斜井、机电硐室、胶带运输巷、轨道运输巷、工作面胶带顺槽、井下主变电所、胶带及轨道大巷机头变电所等设固定照明，照明电压127V，照明变压器选用ZBX型矿用隔爆照明变压器综合装置，照明灯具选用EXJ127/18矿用隔爆节能荧光灯。井下主变电所、大巷机头变电所、南翼采区胶带上山机头变电所及各配电点的低压配电网络均设有检漏装置，由地面直接入井的金属罐道、管路必须在井口处将金属体进行不少于两处的良好集中接地。井下主排水泵房水仓中设主接地极，井下主变电所、胶带大巷