煤矿采区毕业设计毕业答辩ppt（124页）

1、毕业答辩毕业答辩 河南理工大学高职学院采矿 工程系采矿05-2班 李旭娟 前言前言 l本采区设计是根据鹤壁煤电三矿的原资料进行编写 的。设计中的一些重要数据和图表都是以三矿的地 质资料、地质勘探图、底板等高线图、综合柱状图 等为依据，严格依照毕业毕业设计大纲的要求 进行的。 l在本人的努力及老师的指导下，注重思想性、科学 性、启发性、实践性。在进行设计过程中，严格按 照煤矿安全规程和设计规范的要求，注重 加强基本理论、基本方法和基本技能方面的学习， 并结合设计的经济效益、安全观念和所学专业知识。 勇于创新认真完成了毕业设计的全部内容。 l设计主要分为九大部分：包括井田概况及地质特征， 采区 l

2、地质概况采区储量与生产能力，采区方案设计，采 煤工艺，采区生产系统，采区施工设计，安全技术 措施等。设计在内容上以设计原理和设计方法为主 线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井 的条件，采用先进的开采方法进行开采，解决了设 计中的各种主要技术问题。 l由于学识水平和实践经验有限，加上时间的仓促， 本设计中难免出现某些缺点和错误，在此恳请各位 老师提出宝贵意见，进行批评指导。 l 李旭娟 l 07.12.24 目录目录 l矿井概况 第一节 井田地质概况 第二节 地质特征 第三节 矿井生产状况 l采区地质情况 l采区储量与生产能力 l采区储量 l采区生产能力及服务年限 l采区方案设计 l采煤

3、方法的选择 l采区巷道的布置 l采煤工艺 l落煤装煤和运煤 l工作面支护顶板管理及采空区处理 l综采工艺 l生产技术管理 l工作面设备 l采区生产系统 l采区运输 l采区通风 l采区供电 l压风系统 l防尘注浆 l采区排水 l采区施工设计 安全技术措施 l采区技术经济指标表 采掘工程平面图采掘工程平面图 采煤工艺图采煤工艺图 交岔点交岔点 通风系统示意图通风系统示意图 下部车场下部车场 l 第一章 井田概况及地质特征 l第一节 井田地质概况 l一 地理位置及交通位置 l 鹤壁三矿位于鹤壁煤田中部，矿井北至F11， F13断 层，西部以二.1煤层露头为界，南距鹤壁市中心4.4km， 距京广铁路汤

4、阴车站21km，鹤壁铁路支线从本矿工业 广场穿过，距鹤壁北站1千米，鹤壁集至汤阴公路从本 矿东北穿过，公路及铁路交通方便。矿井南北走向5, 东西走向4.5，面积15.6交通位置图详见图1-1-1。 l二 地形地貌 l 本区处于太行山及华北平原过度地带，地势北西高， 东南低。区内呈低缓丘陵地貌，最高为黄牛坡北岭，海 拔+247m，最低为酉河河谷，海拔+140m，沟谷大致南 北走向。 l三 . 地表水 l 区内有两条小河经过，汤泉河位于本井田南翼，发源于北圣沟村 角的汤泉，向东流经较场，罗村而流出井田，平均流量 0.30.4m3/s，洪水期最大流量25.44m3/s , 河流经鹤壁集，马驹 河村，

5、位于井田北部边界，水源来源于一矿井下排水和鹤壁集工 业废水，常年有水，平时流量很小。 l四 气象及地震 l本区属北温带大陆干旱性气候，根据有关气象资料，1958年以来， 鹤壁矿区气候温和，光热资源充足，年日照时日数为2331.6h左 右，日照率53.2%，年平均气温为15.3，最高气温42.3，最 低气温-15.5年平均相对温湿度60%，平均绝对湿度为 11.63mpa。年均降雨量673.65 mm多集中在7、8月，年降雨量 最大值1394.1mm，最小值266.6 mm，年平均降雨量679.8 mm， 年最大蒸发量为mm 2695.0mm，年最小蒸发量1859.3 mm年平 均蒸发量为226

6、4.1 mm。年主导风向为南北向，平均风速3.4m/s 最大风速23m/s。冻土深度一般为0.3-0.4m. l根据两年的统计资料，8月至来年2月多为北风，最大风速23 m/s。 3月至7月，多为南风，最大风速14 m/s l根据国家质量技术监督局发布“中华人民共和国国家标准 GB18306-2001中国地震动参数区划图”，鹤壁市地震动峰值 为0.2g对应的基本烈度为度。 l矿区煤炭生产以及规划概况 l鹤壁煤电股份有限公司是鹤壁煤业有限责任公司控股的股份公司， 公司2004年在册员工19437人，资产总额19.97亿元，主营业务 收入15.03亿元，利润总额1.79亿元，净利润1.18亿元。公

7、司所 属矿井保有储量544.25Mt可采储量264.55Mt，6对生产矿井， 2004年年产量6.127Mt另有 三座洗煤厂年入洗能力3.60Mt。公司 目前拥有三、四、六、八、九，十矿六对主力井和坑口电厂。 l集团公司目标能力为2007年煤炭产量稳定在7.00Mt以上，公司 资产总额和销售收入均超过50亿元。 l 六. 现有水源，电源概况 l 水源 l目前矿井的水源为奥陶系灰岩水。 l取水方式：井下钻孔，现有6个钻孔。其中5个使用，总取水量为 5493m3/ l 电源 l目前矿井现有一座35/6kv变电所，设主变2台，型号为SI- 7500/35，7500kv,35/6kv双回路35kv电源

8、分别取自大湖110kv变 电站（导线型号为LGT150/5.5Km），和康加110kv变电站(导 线型号为LGJ_150/2.02Km)。 l第二节 地质特征 l一 . 地质构造 l三矿井田位于鹤壁煤田中部，地层走向NNE倾向SE倾 角8480，平均210左右，井田构造以断层为主，褶曲 不发育，构造线展布方向以NNE，NE向为主，现将三 矿井田的主要构造分述如下： l（一）断层 l目前矿井共发现47条断层，落差大于5m以上的断层共 有41条，落差大于50m以上的主要断层有9条，各主要 断层的特性如下： l1. F16断层: 浅部系三、五矿井井田分界断层，深部交 与F40-3断层，延展长度大于3

9、km，走向N510E倾向SE， 倾角680，落差50-115m。 l2. F20断层：该断层与F16断层相互平行，向东交于 F16断层，浅部同F16断层均为三、五矿井井田分界断 层，延伸长度大于1.3km，走向N600E，倾向S300E倾 角450落差40-180m. l3. F3断层：67-3，383-1两孔控制，389-25，389-14， 389-27孔见到，走向N470E，倾向NW，倾角43-700 ，落差 70-85m l4. F40断层：为三矿井田东部边界断层，为三矿和六矿边 界断层，走向N100E，倾向NE，倾角400-570，落差155- 450m延伸长度大于4km。 l5.

10、F40-1断层：为三矿深部和六矿的边界断层，有16-29， 676-22，585-4钻孔，揭露，南北延伸合并入F40断层，走 向N400E，倾向NE倾角47-600 ，落差200-375m左右，延 伸长度1.5km. l6 . F40-3断层： 有18-4、16-6、17-31、42-2、585-7，等 孔控制，走向N5045oN，中部向东南弯曲呈弓型，倾向 500，倾角60-160m，落差，延伸长度大于4Km。 l7 . F42断层：位于新青农场以西，北起F20断层 ，向南西 方向尖灭。走向N250E，倾向NW，倾角500，落差50m， 延伸长度950m。该断层42-1,389-34孔见到。

11、 l(二) 褶皱 l三矿井田内发育的褶皱有五矿向斜；323背斜，321向斜， 以及322背斜四个明显的褶曲，褶曲搌布方向N430-600E近 于平行，呈多字形排列，向斜南翼（背斜北翼）较缓，是在 同一 l边界条件下，南部向NNE北部向SSW的压扭作用下 形成的。另外，323背斜与321背斜相接处，呈现出 鞍状构造，这是由于地层产状的明显变化，致使 321向斜轴发生扭转的缘故，各褶皱特征见表1-2-2。 l（三）井田的构造特征 l从井田内揭露的构造行迹来看，井田边界断层较发 育，边界断层在起行迹形成的过程中由于派生应力 场的作用，起附近形成叫多的小断层，这些小断层 在平面上的搌布方向有一定的规律

12、性，尤其是在两 条较大的断层交接复合部位，派生构造的密度明显 增加，井田中部以褶皱构造为主，形成一套褶曲构 造。本井田的复杂程度属中等。 l 枢纽枢纽 走走 向向 两翼两翼 夹夹 角角 两翼产状两翼产状 长长 度度 1 32 1 向向 斜斜 N530- 5 70 E SE翼翼 走向：走向：S40 倾向：倾向：NE 倾角：倾角：0- 170 NW 走向：走向： N190- 260E 倾向倾向NE， 倾角倾角0- 260， 2 32 2 背背 斜斜 120 SE翼翼 走向走向S210 770W 倾向：倾向：SE 倾角倾角5- 210 NW 3 32 3 背背 斜斜 120 l二 . 煤层 l本井田

13、含煤地层为石炭系本溪群、太原群和二选系山西组， 总厚度平均210m，发育两个煤组，即一煤组和二煤组，共 含煤层24层，总厚度11.47m，含煤系数5.46%，山西二1煤 为主要可采煤层，太原群一11煤大部分可采，一22煤局部可 采。其他煤层均属于不稳定薄煤层分部范围小，没有工业价 值，但在地层对比中有重要意义。 l二1煤层位于山西组底部S10砂岩之下，底为S9砂岩，下距 L8灰岩35m，结构比较简单，煤层厚5.959.23m，平均 8.26m,属稳定特厚煤层，煤层下部有23层夹矸，比较稳定 的夹矸，有一层，厚度0.00.67m,平均0.30m,夹矸上下煤厚 平均1.72.0m。 l三. 煤的物

14、理性质 l二1煤为黑色，玻璃金刚光泽，条带灰色略带浅灰色，属半 亮型煤，具条带状结构，比重1.38左右，松软易碎。 l四、水文地质 l（一）水文地质的概况 l井田地貌属太行山山前缓丘陵地貌，地势西高东低，海拔高 度在+140+280m之间。丘陵和沟谷大致呈南北向，区内 有东马驹河、黄斗坡、刘家沟、胞泉、胡家沟等几个村庄。 矿 l区西部奥陶系灰岩广泛出露，石灰系地层在山前零星出露。 本井田为第三、四系地层所覆盖。 l井田内有两条小河经过，汤泉位于本井田南翼，发源于孙圣 沟村西北角的汤泉，向东流经教场，绕村而流出井田，平时 流量6.30.4 m3/s,洪水期最大流量25.44 m3/s。菱河：流

15、经鹤壁集，马驹河村，位于井田边界。 l (二)生产矿井水文地质条件 l三矿自1985年12月稳定生产以来，巷道揭露断层出水4次， 1977年7月掘进101上山回风巷遇到落差13m的断层，L8灰 岩水从巷道涌出，涌水量达80m3/h。 l1979年北翼新轨道下山掘进时，揭露一落差1.3m的断层， L8灰岩水沿断层涌出，初时涌水量1m3/h，而后逐渐增大到 20m3/h。 l（三）矿井涌水量计算。 l三矿多年开采实践证明，涌入矿井的水来自两方面，来自顶 板的是S10砂岩水；来自底版的有L8灰岩水，L2灰岩水， O2灰岩水以及底版S9砂岩水，其中主要为L8据1999年统计 资料，矿井正常涌水量为28

16、6.26m3/h,其中顶板砂岩水 31.49m3/h,底板水254.77m3/h l-550m-800m涌水量计算，分底板和顶板两部分。 l1、顶板水 l据以往回采情况，顶板砂岩水随回采面积增大而略 有增加，故采用比拟法计算： l Q顶=Q0=31.49=59.43 m3/h l式中：F-550m以下首采面积3.49(km)2 l F0二、三水平回采面积 0.98(km)2 l Q0相应的顶板砂岩涌水量 31。49m3/h l2、底板水 l据本矿一、二水平放水实验资料Q1=157m3/h S1=86m lQ2=302m3/h S3=313m l采用曲度判别法，判别涌水量方程类型为指数关系 （n

17、=1.97）即Q=sb求得=16.60 b=51 l在-550以下L8灰岩放水后，动水位降至-800，水位 降深约为937m，由此求得-550m-800m开采期间 矿井涌水量为Q底=sb=16.69370.51=498m3/h l上述水量不含O2灰岩水和L2灰岩水直接，涌入矿井的突水量，该 水量目前尚难以计算，在临近断层带部位须做好放水工作，以防断 层带突水导致O2、 L2灰岩水大量涌入矿坑。 l五、开采技术条件 l（一）可采煤层顶底板 l二1煤直接顶板主要为黑色及深灰色砂质泥岩，厚2.6529.22m， 平均厚度10.20m。二1煤老顶为砂岩多为S10灰褐色中粒砂岩，层 里多富集碳质及白云母

18、片，厚度2.0319.02，平均厚8.98m。 l二1煤底版为黑色泥岩或砂质泥岩，厚度10.5013.00m，平均 11.5m。 l二1煤直接顶板一般情况下能随采随落，不须采取强制落顶措施， 若顶跨落步距2025m，老顶跨落时对回采作业场所有较明显压力 显现。 l(二) 瓦斯 l据三矿开采以来积累了实际资料，一水平绝对瓦斯涌出量一般在 7m3/min以下，相对瓦斯涌出量一般在9m3/t以下,属低瓦斯矿井。 二水平瓦斯涌出量比一水平有所增加。一般绝对瓦斯涌出量在 920m3/min之间，相对瓦斯涌出量更高，绝对 l瓦斯涌出量平均51m3/min，相对瓦斯涌出量为 1020m3/t，平均15.29

19、m3/t。 l 瓦斯涌出一般规律 l 瓦斯随开采深度的增加而明显增加，1959年开采深度 0m，绝对瓦斯涌出量3.23m3/min，1984年开采深度- 150m，绝对瓦斯涌出量14.1m3/min，2001年开采深度- 400m，绝对瓦斯涌出量51m3/min。形成这一规律的原 因是由于覆盖层增厚，瓦斯不易逸散所致。 l开采顺序不同，瓦斯涌出量的大小也随之变化。分层工 作面的第一分层，由于回采过程中及回采后，中、下层 的瓦斯都往回采空间及老塘涌出，致使第一分层比下面 好几层的瓦斯涌出量大的多。 l第三节 矿井生产状况 l鹤壁三矿采用四六制，三采一准 l（附矿井开拓平面图） l矿井开拓是立井开

20、拓，井田根据多水平划分开拓，共有 三个开采水平：-50水平、-220水平、-550水平，现开采 二1煤层，开采方式：地下开采。开拓方式：立井开拓； 采煤方法：1967年进行水采扩建，1968年5月开始水采 生产，1980年初水采下马，仅三、四分层及边角地段采 用水采作配采。水采改 l旱采以后，有三个高档普采队，一个炮采队，一次性采全高。 共有三个开采水平，其中-50水平已回采完（报废水平），- 220水平正在生产（生产水平），-600水平（延伸水平）。 节制2006年11月底，我矿共动用储量5150.4万吨，累计采 出量3166.8万吨，累计损失量1983.6万吨，保有储量 14038.0万吨

21、，可采储量449.4万吨，2006年度我矿共动用 56.9万吨，（其中：落煤损失8.1万吨，采区块短摊消18.8万 吨，矿井永久煤柱摊消30.0万吨），采区回采率79.8%，矿 井回采率65.2%。主要采煤工作面有：2109工作面、101工 作面、26052 l工作面、2808工、2814外段工作面、2003工作面。 l2007年度计划回采产量115.0万吨，掘进产量按5.0万吨，实 际年产量120.0万吨左右，回采率按80%计算，动用储量在 150万吨左右，主要开采工作面：2808工作面计划产量28.1 万吨，21431作面计划产量4.9万吨，26052作面计划产量 10.8万吨，28031

22、作面计划产量11.5万吨，2122工作面计划 产量；10.6万吨，21161作面计划产量14.8万吨，21211作 面计划产量13.2万吨。 l井筒位置大约在井田中央，分别为主井和副井，主井主要为 提升煤炭，副井为提升人员、材料、矸石及进新鲜风流等用 途，技术装备为绞车提升。 l井底车场形式和通过能力（附井底车场简图） l 主井卧式环形式车场 l矿井主要通风、运输、排水、供电、压风、注 浆、洒水系统简述；主要设备技术特征。 l本矿区二.1煤层储备条件好，瓦斯含量高，逸 散条件差，构造发育，煤炭的坚固性系数低， 突出危险性指数高等特点，特别是在向斜轴部 及附近、断层尖灭处等地带采煤时应加强瓦 斯

23、涌出检测、通风和防尘以防患于未然。 l第二章 采区地质情况 l一. 采区位置 l采区二.4位于该矿井的西北部。北临二.1采区，南面为 二.5采区，东以F20断层为采区边界，西为采区边界，断 层落差较大，不含水。采区走向长度为2000m，倾斜长 度1000m。该采区与相临采区主采煤层为二1煤层，煤层 平均厚度4m，煤层地质构造较稳定。 l采区地面无明显建筑物，没有河流及铁路经过，大大减 少了煤柱的留设。（附井上下对照图，采区工程平面图， 煤层底版等高线平剖面图） l 地质构造 l该采区地址构造比较简单，在采区东部有一F20断层，该 断层落差比较大，地址构造简单，断层内没有含水层， 比较稳定。采区

24、内无褶曲，陷落柱及火成岩的侵入情况， 地址条件对煤层的开采几乎没有多大的影响。 l三. 煤层及顶底板性质 l采区内可菜煤层为二1煤层和一1煤层，煤层平均厚度4m， 煤层倾角190，煤质中硬，为黑色，玻璃金刚光泽，条 带黑 l色略带浅灰色，属半亮型煤，具条状结构，比重 1.4m3t。二1煤层位于山西组底部S10砂岩之下，底 为S9砂岩，下距L8灰岩35m，结构比较简单。煤层直 接顶板主要为黑色及深灰色砂质泥岩，厚度 2.6529.22m，平均厚度10.20m。老顶为S10砂岩， 多为灰褐色中粒砂岩，层理多富集碳质及白云母片， 厚度2.0319.02m，平均厚度8.98m，煤层底版为泥 岩或砂质泥

25、岩，厚度为10.5013.00m，平均厚度 11.5m。煤层顶板一般情况下能随采随落，不需要采 取强制落顶措施。老顶垮落布距2025m，老顶垮落 对回采作业场所有一定的压力显现。 l 可采煤层主要特征 l主采煤层二.1煤层为中厚煤层，中间无夹矸情况， 无陷落柱、火成岩侵入等，地质构造简单，煤层厚 度较稳定，煤层自然发火期为六个月，有自燃发火 倾向，有爆炸性，指数为8，涌水量为2m3/min 。 l四 采区的瓦斯、煤尘情况 l二.4采区内，瓦斯相对涌出量为12m3/t，属于高瓦 斯矿井。瓦斯随着开采的深度增加而增加，1959年 开采深度0m，绝对瓦斯涌出量3.23m3/min， 1984年开采深

26、度-150m，绝对瓦斯涌出量14.1 m3/min，2001年开采深度-400 m，绝对瓦斯涌出 量51 m3/min，形成这一规律的原因是由于覆盖层 增厚，瓦斯不易逸散而致。 l开采顺序不同，瓦斯涌出量的大小也随之变化。鹤 壁三矿的瓦斯随埋藏的深度增加而增加，同时受构 造条件的控制，具有水平分带性，影响瓦斯水平分 带的主要原因是断层性质、褶曲形式。由于本采区 所才煤 l层为单一煤层，位于矿井一水平，瓦斯涌出量较少， 所以瓦斯对采煤工作影响不大。采区内，煤尘爆炸 指数为8，所以煤尘具有爆炸性。 l 采区水文地质 l2401采区内，正常涌水量在2 m3/min以下，煤层顶 板为S10砂岩，顶板砂

27、岩含水层裂隙发育程度较低， 富水性差。底板直接充水含水层为L8灰岩，该含水 层钻孔单位涌水量0.021.01/s.m，矿井涌水量稳定 在5m3/min以下，岩溶裂隙含水量为主要充水含水层， 含水较少，对煤层开采影响较小。采区边界有一F20 断层，落差较大，断层两盘含水层对接，水压高的 一侧通过断层补给水压低的一侧。该采区没有对开 采有影响的含水层，周围采区没有积水等特殊情况， 含水层对本采区没有影响，所以该采区水文地质稳 定。 l第三章 采区储量与生产能力 l采区储量 l根据二.4采区钻空探测可知 l 该采区的工业储量为ZG=1120万吨 l 可采储量ZK=ZG-PC l 式中 ZK可采储量

28、l ZG工业储量 l P采区煤柱损失及构造地质和水文地质损失， 万吨 l C设计采区采出率 l故 ZK=851.6万吨 l第二节 采区生产能力和服务年限 l一. 采区生产能力 l采区生产能力应根据地质条件，煤层生产能力，采掘机械化程 度和采区内同时生产的工作面个数及其接替关系等因素来确定。 l确定采区生产能力时，应考虑以下原则。 l（1） 根据煤层赋存条件，顶底板岩石情况和回采技术条件 （厚煤层分层开采时，还有分层厚度），确定合理的回采工作 面长度和推进度。应尽量使回采工作面有较高的单产水平。 l（2） 安排采区内同采工作面的书目时，应以符合开采顺序， 保证安全生产为原则。对单一薄及中厚煤层，

29、一般情况下，最 好一翼布置1个工作面，双翼采区共有2个工作面同时生产。在 低瓦斯矿井，最多能安排上，下两个区段同时生产，即最多能 安排4个工作面同时生产；对单一厚煤层采区，一般在一翼一 个区段同时开采的分层数目最多为2个，同采的上，下分层工 作面应保持一定的错距；对开采煤层群的联合布置采区，煤层 数目多，层间距离近的，一个区段内同采的煤层数，一般以不 超过两个为宜；如果层间距离大，同一区段内，某几层煤同采 时不影响，同采的煤层数目可多些，但要考虑通风能力。 l（3） 根据回采工作面的接替的安排，应力求使采区正常生产 期间保持均衡稳定。采区正常生产期，必须大于采区产量递增 期和递减期只和，最好使

30、之占采区服务年限的75%以上。 l（4）确定采区生产能力时，应考虑与新采区的准 备工作相适应，与采区主要生产环节（运煤，辅助 运输，通风等）的生产能力相适应，与矿井井型相 适应。为保证采区接替，应使扣除采区产量递减期 的服务年限，不少于新采区的准备时间。采区运煤 能力包括区段集中巷，上，（下）山和下部装车站 等环节的运输能力，应大于采区生产能力。 l鉴于以上要求，初步确定采区使用综合机械化采煤， 采区的设计生产能力为60万吨/a，采区内布置一个 采煤工作面和一个掘进工作面 l二.服务年限 l T=ZK/AK l式中 ZK采区可采储量 l T采区设计服务年限，a； l A矿井设计生产能力，万吨/

31、a； l K储量备用系数，一般取1.3-1.5。 l 故 T=851.6/60*1.3=10.9a l 采区特征及地质情况 序号 指标单位数量 1生产能力万t/a100 2煤质 3煤层倾角19 4煤层厚度米4 5地质储量万t1120 6可采储量万t851.6 7可采期a8.5 8涌水量m/min2 9采区相对瓦斯涌出量M3/t12 10采区工作面个数个1 l 第四章第四章 采区方案设计采区方案设计 l 第一节 采煤方法的选择 l采煤方法的选择，必须满足安全、经济、煤炭采出率高的基本原则，实现高产 高效安全生产。所谓安全，就是必须贯彻“安全第一”的生产方针，做到采煤 工艺先进合理，采煤系统可靠，

32、技术措施完善。经济就是指高产、高效、低耗、 低成本，煤炭质量好。采出率高就是要求尽量减少煤柱损失，减少采煤工作面 留煤损失和泼洒损失，最大限度地提高煤炭资源采出率，以达到国家的要求。 选择采煤方法应当遵循的三个基本原则，是密切联系相互制约的，在选择时应 当综合考虑。 l一、 影响采煤方法选择的因素 l为了满足采煤方法三方面的原则要求，在选择和设计采煤方法时，必须充分考 虑到具体的地质、技术和经济因素的影响。 l1.地质因素 l（1）煤层倾角 l煤层倾角是影响采煤方法选择的重要因素。煤层倾角的变化不仅直接影响到采 煤工作面推进方向、破煤方式、运煤方式、工作面长度、支护方式、采空区处 理方法，而且

33、还直接影响到采区巷道布置、运输方式、通风系统、顶板灾害防 治措施以及各种参数的选择。一般条件下，煤层倾角小于12的，有利于采用 巷道系统简单的倾斜长壁采煤法；倾角大于12的煤层，多数采用走向长壁采 煤法。 l本采区的倾角为19，宜选用走向长壁采煤法。 l（2）煤层厚度 l本采区内无断层、褶曲较小，无熔岩陷落柱。无火成岩入侵等的地质发育情况。 煤层赋存稳定、完好，适合于机械化采煤工作面的布置。 l本采区煤层的平均厚度平均为4米，属于中厚煤层，故选用一次采全高的采煤方 法。 l（3）煤层特征及顶底板稳定性 l煤层的硬度、煤层的结构（含夹矸情况）、含煤层数及煤层顶、底板岩石的稳 定性，都直接影响到采

34、煤机械、采煤工艺以及 l采空区处理方法的选择，影响着采区巷道布置、巷道维护方法、 采区主要参数的确定。 l区内可采煤层的层数、厚度、间距、倾角、走向、倾向及变化情 况；瓦斯涌出量、煤层自燃发火期；煤层内夹矸及火成岩的入侵 的情况，煤层尖灭、分叉及合并的情况；煤层顶底板的岩性、厚 度、稳定性及对采掘的影响。 l采区内可主采煤层二.1煤，煤层平均厚度为4，倾角为19/，走 向为2000，倾向长为1000 ，采区煤层相对瓦斯涌出量为12m3/t, 煤层具有自燃发火性，且自燃发火期为六个月，煤层内无夹矸及 火成岩入侵的情况，煤层内无尖灭、分叉及合并的情况，煤层赋 存完好，煤层顶板（直接顶）为碳酸岩，属

35、于中硬岩层，煤层底 板为页质砂岩，属于比较坚硬的底板。 l（4）煤层地质构造 l采煤工作面内的断层、褶皱、陷落柱等地质构造，直接影响着采 煤方法的选择和应用。由于地质构造的影响，有时不得不放弃技 术先进的采煤方法，而采用适应性较强、安全可靠性较高的采煤 方法。一般情况下，对于地质构造简单，埋藏条件稳定的煤层， 有利于选用综合机械化采煤方法；对于地质构造复杂、埋藏条件 不稳定的煤层，可选用普通机械化采煤、爆破落煤采煤方法以及 其它适应性较强、安全可靠性较高的采煤方法；多走向断层的宜 采用走向长壁采煤法；多倾斜断层的，已采用倾斜长壁采煤法。 因此，在选择采煤方法之前，必须加强地质勘查和测量工 l作

36、，准确掌握开采范围内的地质构造情况，以便正确地选择适宜 的采煤方法。 l本采区煤层附存状态稳定，采取内无断层、无褶曲，无熔岩陷落 柱。无火成岩入侵等的地质发育情况。煤层赋存稳定、完好，适 合于机械化采煤工作面的布置。 l（5）煤层含水性 l煤层及其顶、底板含水量较大时，需要在采煤工作面开采前采取 疏排水措施，或在采煤过程中布置疏排水设施，应在选择采煤方 法时加以充分考虑。 l煤层底板无含水层，且采区涌水量为2 m/min，涌水量小，不需 要在采区另设置采区水仓，只需要在采区巷道中布置排水沟就可 以满足设计要求。 l（6）煤层瓦斯含量 l煤层瓦斯含量较高时，在选择采煤方法时，应当考虑布置预抽瓦

37、斯专用巷道和预抽瓦斯钻孔，并通过瓦斯管网进行瓦斯抽放。还 要考虑在开采过程中加强通风和瓦斯管理，防止瓦斯事故的发生。 l本采区煤层瓦斯相对涌出量为12m3/t，属于高瓦斯煤层，在巷道 布置中应考布置瓦斯专用巷道和欲抽瓦斯钻孔，并通过瓦斯管网 进行瓦斯抽放，在采煤工作面应布置瓦斯抽放系统。 l（7）煤层自燃发火倾向性 l(1)地质构造。较大的地质构造，对采区长度影响较大。为了便于 布置采区巷道，往往以大的断层及褶曲轴作为划分采区的界限。 l (2)煤层及围岩稳定程度。围岩的稳定程度影响区段巷道的维 护状况。在松软的煤层中布置区段巷道，维护较困难，采区走向 长度不宜过大。如采用岩石集中平巷且围岩较

38、稳定时，工作面采 用超前平巷，煤层巷道维护时间很短，采区长度可适当增大。 l (3)自然发火。有自然发火危险的煤层，在确定采区走向长度 时，要保证开采、收尾及封堵期间不发生煤层自燃发火，并在采 完以后，能将采区迅速封闭。 l(4)再生顶板形成时间。缓斜、倾斜近距离煤层群或厚煤层分层开 采时，上下煤层(分层)工作面要保持一定错距。根据实践经验， 工作面错距一般为120200m。 l(5)煤层倾角。由于开采条件和所使用的采煤方法的限制，急斜煤 层采区走向长度较缓斜和倾斜煤层短。随着开采技术的发展，急 斜煤层采区走向长度有加大的趋势。 l采区参数包括：采区尺寸、工作面及区段长度、采区煤柱尺寸及 采区

39、生产能力等。 l采区尺寸的因素 l 确定合理的采区长度，应考虑采区地质条件、开采技术装备条 件、采区生产能力、工作面接替以及经济因素的影响。 l1）区段平巷的运输设备 l（1）胶带输送机。一般吊挂胶带输送机有效铺设长度为 300400m/台，新系列可伸缩吊挂胶带输送机铺设长度为 5001000m/台。所以选用胶带输送机一般都能够满足目前采区 走向长度的要求。 l（2）刮板输送机。可弯曲刮板输送机每台有效铺设长度可达 200m，在区段平巷中串23台串联运输即可满足一般采区走向长 度的要求。 l（3）矿车。中、小型矿井区段运输平巷常采用无极绳、小绞车 牵引矿车运煤，采区长度一般较短。 l（4）辅助

40、运输设备。区段平巷坡度起伏较大时，工作面多采用 小绞车运料，采区走向长度宜适当缩短，以免多段运料并增加辅 助工人数。 l2）设备搬迁 l缓斜、倾斜煤层群或厚煤层分层开采使用集中运输平巷的采区， 宜有较大的走向长度以充分发挥运输设备效能、减少设备拆装次 数及工作面搬迁次数。 l3）采区供电 l采区走向长度加大，采区变电所至负荷供电距离增加，电压降大， 影响工作面机电设备的正常运转。所以在确定采区走向长度时， 要顾及电压降的影响。 l3经济因素 l合理的采区走向长度，应当使吨煤费用最低。采区走向长度的 变化会引起多项费用的变化，如区段平巷的维护费和运输费随 着采区走向长度的加大而增加；采区上（下）

41、山采区车场和硐 室的掘进费和机电设备安装费随着采区走向长度的加大而减少； 而区段平巷的掘进费则与采区走向长度的变化无关。因此，在 经济上存在着使吨煤费用最低的采区走向长度的合理值。 l采区参数包括：采区尺寸、工作面及区段长度、采区煤柱尺寸 及采区生产能力等。 l采区尺寸数值 l采区尺寸包括采区走向长度和倾斜长度。使用单体液压支柱的 普采工作面采区，其走向长度一般为10001500m。综采采区 宜用单面布置，其走向长度一般不小于1000m；当双面布置时， 一般不小于2000m。 l煤层倾角平缓，采用盘区上（下）山布置时，盘区上山长度一 般不超过1500m，盘区下山长度不宜超过1000m；采用盘区

42、石 门布置时，盘区斜长可按具体条件确定。盘区走向长度可按采 区走向长度考虑。 l煤层倾角较大时，采区倾斜长度由水平高度确定，在这种情况 下确定采用尺寸主要是确定采区走向长度。 l采煤工作面长度 l (一)影响工作面长度的因素 l煤层自然发火倾向性直接影响着采区巷道布置、工作面参数、 巷道维护方法和采煤工作面推进方向等，决定着是否需要采取 防火灌浆措施或选用充填采煤法，在选择采煤方法时应予以考 虑。本采区煤炭的自燃发火期6个月，采空区采用全部跨落法 处理。 l综合考虑采用一次采全高的采煤方法。 l 第二节 采区巷道布置 l一 采区形式（单翼采区布置）、采区上、下山的数目和位 置、区段平巷（包括集

43、中平巷及分层平巷）与联络巷的形式、 位置和布置方式。对采区巷道布置提出几个可行性方案，通过 技术经济比较后确定采区巷道布置的形式。 l1采区设计方案选择及其参数的确定： l 影响采区参数包括：采区尺寸、工作面及区段长度、采区 煤柱尺寸及采区生产能力等。 l采区参数包括：采区尺寸、工作面及区段长度、采区煤柱尺寸 及采区生产能力等。 l 确定合理的采区长度，应考虑采区地质条件、开采技术装备 条件、采区生产能力、工作面接替以及经济因素的影响。 l (一)影响采区尺寸的因素 l采区尺寸 l 1地质条件 l 合理的工作面长度应能为实现工作面高产、高效提供有利条件。 在一定范围内加长工作面长度能获得较高的

44、产量和提高效率， 减少采区巷道的开掘工程量和维护量，降低吨煤成本。但是， 工作面过长，将会导致工作面推进度降低，不利于实现高产、 稳产，影响经济效益。因此，工作面长度有其合理范围。在确 定工作面长度时，应考虑以下影响因素： l 1煤层赋存条件 l (1)煤层厚度。煤层很薄时，工作面行人运料不便；煤层采 高过大(超过2.5m)时，工作面支柱和回柱操作困难，工作面不 宜过长。 l (2)煤层倾角。煤层倾角大于30行人运料即感不便，特别 是急斜煤层，由于工作面作业条件困难、劳动强度大、滑落煤 块岩块易于伤人等原因，工作面宜较短。 l (3)围岩性质。顶板松软破碎的工作面或坚硬顶板工作面顶 板控制工序

45、占用时间较长，工作面均不宜过长。 l (4)地质构造。采区中小的断层多或顶底板起伏较大，会使 采煤工作困难、支护复杂，容易打乱正规循环作业，工作面不 宜过长。落差较大的走向断层常作为划分区段的境界，在客观 上也限制了工作面长度。 l 如果煤层倾角较小、采高适中，围岩性质便于顶板控制，地 质构造简单，则可合理加大工作面长度。 l机械装备及技术管理水平 l (1)采煤机。由于滚筒采煤机和刨煤机落煤较爆破落煤进度快、 效率高，为了充分发挥采煤机械的效能，条件相同的普采工作面 长度宜大于炮采工作面。由于使用液压支架能保证采煤机有较高 的牵引速度，辅助时间少，所以综采工作面长度可比普采工作面 更长，但工

46、作面过长管理复杂，遇到地质变化的可能性也愈大， 因此，工作面也不宜过长。 l (2)输送机。工作面输送机的运输能力和有效铺设长度应满足 工作面生产的要求，使采落的煤炭在规定时间内运出。 l (3)顶板控制。顶板控制对工作面长度的影响，通常表现为采 空区处理能力赶不上采煤的速度，尤其在使用单体支架的普采工 作面，常出现这种现象。因此，确定工作面长度要考虑采空区处 理能力。倾角小时，可采用分段同时回柱以提高放顶能力；倾角 大时，分段回柱则不够安全。顶板稳定时，可实行采回平行作业， 但顶板压力大或破碎时，采回平行作业即比较困难，故工作面长 度不宜过大。综采工作面实现了“支回合一”，减少了顶板控制 对

47、加大工作面长度的影响。 l(4)工作面通风。瓦斯涌出量较大的煤层，风速是限制工作面长度 的重要因素。当工作面进度一定时，工作面愈长，则产量愈高， 愈需要增加风量，由于工作面断面的限制，易导致风速过大，引 起煤尘飞扬，影响安全生产。所以，在高瓦斯矿井中，要考虑工 作面通风能力对工作面长度的影响。 l巷道布置 l 采区巷道布置方式对工作面长度有一定影响。例如煤层群联合 布置的采区，应使各区段上下煤层工作面长度相适应。可能对某 一煤层而言工作面长度不大合适，但为了便于巷道布置，必须采 用同主要可采煤层相适应的工作面长度。 l 实际工作中，都是根据煤层赋存条件、机械装备情况、采空区 处理能力以及通风能

48、力等因素综合考虑确定工作面长度。 l 采煤工作面长度 l 综合机械化采煤工作面的长度，一般为150200m；普采工 作面的长度，一般为120150m；炮采工作面长度，一般为 80150m。对拉工作面总长度一般为200300m。小型矿井采 煤工作面长度可采用大、中型矿井的下限或适当降低。急斜煤层 采用伪斜柔性掩护支架采煤法的工作面长度一般为3060m。 l采区煤柱尺寸 l 确定煤柱合理尺寸的因素是煤层所受压力的大小以及煤柱本身 的强度。在通常情况下，煤层埋藏深度和厚度较大、围岩较软时， 煤柱承受的压力就较大。煤柱强度主要决定于煤层的物理力学性 质，并与煤柱的形状尺寸、巷道的服务年限及巷道支护情况

49、有关。 在选择合理煤柱尺寸时，须综合分析确定。 l 二 采区生产能力 l 采区生产能力是采区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面出 煤量的总和。合理确定采区生产能力，可以充分发挥采区主要巷 道和设备的效能，改善采区各项技术经济指标，合理提高采 l区生产能力，是实现采区集中化生产，不断提高矿井产量、减 少同时生产采区个数的重要措施。 l (一)采区生产能力的影响因素 l 确定采区生产能力，应综合考虑以下因素： l (1)地质因素。可采煤层数目、厚度、倾角、层间距、煤层 结构、顶底板岩石性质、煤层定程度和地质构造等是影响采区 生产能力的主要因素。瓦斯等级、煤层自然发火和水文情况对 采区生产能力也有程

50、度不同的影响。 l (2)采煤、掘进、运输的机械化程度和通风、供电能力。 l (3)采区储量。采区的生产能力要与采区储量相适应，使采 区具有相应的服务年限。 l (4)采区产量的稳定性 l采区服务年限除了递增递减期外，采区产量要保持在生产能力 以上，波动幅度不宜大，且稳定时间以不少于整个采区服务年 限的3/4为宜。 l为了保证采区的正常接替，生产采区处在产量递减期时，新采 区的全部准备工作（包括巷道掘进、设备的安装和试运转等）， 应当相应结束并留有适当余地。 l要尽量避免矿井出现两个以上的采区同时处于生产接替状态， 以减少同时生产的采区个数并简化生产管理工作。 l（二）确定采区生产能力的方法

51、l l式中 采区生产能力，万； l一个采煤工作面产量，万； l同时生产的采煤工作面个数； l采区掘进出煤系数，取1.1； l工作面之间出煤影响系数，=2取0.95，=3取0.9。 l确定采区生产能力主要是确定一个采煤工作面产量和同时生 产的工作面个数。 l1一个采煤工作面产量 l l式中 采煤工作面长度，m； l 工作面推进度，； l煤层厚度或采高，m； l煤的密度，tm3； l 采煤工作面采出率。 l 采煤工作面的设计能力一般应选取如下数值：综采工作面， 采高在2m及2m以上的为5080万，1.12m的为3050万； 配备有单体液压支柱的普采工作面产量为2030万；炮采工 作面能力为1020

52、 万。 l 2采区内同时生产的工作面数目 l 采区内同时生产的工作面数目，应根据煤层赋存条件、采 区主要巷道的运输能力、开采程序、采掘机械化程度、管理 水平和 l采掘关系等因素，综合考虑确定。同时生产工作面过多，则 管理复杂，接续紧张。 l 为保持采区合理的开采强度，每个双翼采区内同采的工作 面数目一般为12个： l 在一个采区内安排两个综采工作面，容易互相影响，可布 置一个综采工作面另外再布置个普采或炮采工作面。 l 3采区生产能力的验算 l 初步确定采区生产能力后，应经过以下各生产环节的验算。 l (1)采区运输能力。采区的运输能力应大于采区生产能力， 其中主要是运煤设备的生产能力要与采区

53、生产能力相适应。 对于普采或综采工作面，采区集中巷和上(下)山运煤设备的 小时生产能力，应与同时工作的工作面采煤机小时生产能力 相适应。 l l式中 设备生产能力，； l 运输设备正常工作系数，取0.70.9； l产量不均衡系数，取1.21.3； l日出煤时间，。 l (2)采区通风能力。采区的生产能力应和通风能力相适应。 根据矿井瓦斯等级、进回风巷道数目、断面和允许的最大风 速，验算通风允许的最大采区生产能力如下： l式中 巷道内允许的最大风速，ms； l巷道净断面积，m2； l日产1t煤需要的风量，m3min； l风量备用系数。 l采区概况 l该采区位于三矿二水平，在井底车场的左侧，西为采

54、区边界， 南于二.5采区相邻，北是二.1采区，且采区走向长度为2000 米，采区倾斜长为1000米，采区面积2000 000。 l采区主采煤层为二.1煤，煤层附存稳定，煤层倾角为19。 l采区内的地质构造 l采取内无断层、无褶曲，无熔岩陷落柱。无火成岩入侵等的 地质发育情况。煤层赋存稳定、完好。地质构造简单。 l煤层要素及顶底板特性 l煤层要素主要是走向、倾向和倾角。走向基本上是东西的， 倾角为19。煤层的平均厚度为4米，属于中厚煤层，煤的 视密度为1.4 t/m3。为稳定煤层，无夹矸、媒质中硬，节理 发育较高高，且属于高瓦斯煤层。 l煤层内无夹矸及火成岩入侵的情况，煤层内无尖灭、分叉及 合并

55、的情况，煤层赋存完好，煤层顶板（直接顶）为碳酸岩， 属于中硬岩层，煤层底板为页质砂岩，属于比较坚硬的底板。 l才采区储量 l该采区地质储量为1120万吨，其中可采储量为851.6万t。 l采煤方法及采区生产能力 l根据煤层的附存条件，在二.1煤层中采用走向长壁综合机械 化采煤的方法采煤。 l该采区年产量为100万。服务年限为8.5年。 l采区巷道布置 l一采区形式 l采用综合机械化采煤方法的采区要求有一定的走向长度，采 区走向长度为1980米，采用单翼布置，满足综合机械化工作 面走向长度的要求，所以采区形式采用单翼采区布置的形式。 l二采区上山 l根据采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单的条件，

56、采区上 山可以提出两种布置方案。 l第一方案：在距二煤层20m的底板岩层中布置两条上山， 上山位于采区走向中央，通过石门与煤层联系。两条上山间 距20米。 l第二方案：在二煤层中布置两条上山，间距20米，上山位 于采区走向中央。且上山两旁留米的保护煤柱。 l三区段巷道 l因二煤层为中厚煤层，可以一次采全高，本采区布置区段 巷道根据采区煤层附存条件，决定采用沿空留巷，区段巷道 单巷布置的方式。 l各种方案采区巷道布置图 l 第一种方案 第二种方案 l方案比较 l根据已经提出的的方案及方案比较原则，两个 方案中相同的部分可以不参加比较，所以区段 巷道布置不参加比较，就采区上山、联络巷进 行比较。

57、l 采区方案技术比较表 方案 项目 第一种方案 双岩上山 第二种方案 双煤上山 掘进工程量工程量大，因为上山均在岩层中掘进且 掘进的距离为米 工程量小 巷道维护巷道维护工程量小 成本低 维护困难 费用高 通风距离长短 安全状况好差 管理环节管理环节多，一是溜煤眼多，二是漏风 地点多 管理环节少 巷道维护维护工程量少，维护费用低煤层上山梯形金属支架受采动影响大，维护 工程量大费用高 支架回收无法回收可以回收，约70%可以复用 工程期岩石上山掘进速度慢，约需要14个月才 能投产 煤层上山掘进速度快，约需要10个月可以投 产 煤柱失及安全性煤柱损失量少，回收率高，安全性好阶段煤柱损失量大，采区采出率

58、低，安全性 低主要因为上山开拓在煤层中，且采区相对 瓦斯涌出量大 l通过技术比较可以看出第三种方案跟第一种方 案类似，故在经济需要比较。在技术上只需要 将前两种方案进行比较，然后选择合理的巷道 布置方案。 l 方案的经济比较表 方案 项目 第一种方案 双岩上山 第二种方案 双煤上山 上山 长度/m 掘进单价/元/m 费用/万元 960*2 433 83.14 960*2 394.4 75.72 联络巷 石门 长度/m 单价 元/m 单条上山费用/元 总费用/万元 21 394.4 8282.4 4.14 0 394.4 0 0 溜煤眼（=2 m） 体积 /m 单价 元/m 每区段费用 /元 总

59、费用（五组）元 21 45.53 2445.53 12228 0 0 0 0 维护巷道 长度 /m 单价 /元/ma 维护时间 /a 费用 /元 960*2 3.62 14 97305.6 960*2 41.2 14 1107456 l 采区方案经济比较汇总表 方案 项目 第一种 双岩上山 第二种 双煤上山 初期投资 /万元 （包括上山、石门、 溜煤眼各一组及铺轨 的一组） 88.575.72 总费用 /万元 （一总投资，二总费 用扣除可回收部分的 费用） 98.23186.46 l通过经济比较可以看出第二种方案初期投资较少，尽管初期 投资少，工程量小，施工容易，投资期短，但煤层相对瓦斯 涌出

60、量大，安全性低，巷道布置在煤层中，维护时间长，维 护费用高，总投资较大，所以这种方案不如第一种方案。所 以采区巷道布置选择双岩上山。 l第三节 巷道掘进 l巷道掘进主要是根据采区巷道布置及采区运输设备，确定采 区巷道断面及采区巷道的掘进施工安排。 l一 、巷道断面 l巷道高度的确定，巷道宽度的确定，巷道断面的确定。 l采区的设计生产能力为60万t，主要运输大巷采用ZK10- 9/250架线式电机车、3t固定式矿车运输。采区的涌水量为2 m/min，大巷的服务年限约为年，且大巷为双轨布置。 l（一）石门断面选型 l大巷为岩石巷道，服务年限较长，而且是采区的主要运输大 巷，确定采用半圆拱断面形式的