完整的毕业设计

1、 太原理工大学继续教育学院毕业设计(论文）纸 前 言毕业设计是完成教学计划达到培养的目标的重要环节，使学生综合素质与培养效果的全面检验。在老师的指导下，我们结合矿井的实际情况完成了矿井采区采煤方法设计。这次设计我们编制了文学说明书一份采区巷道布置图、机械配备平面图、矿井通风系统图、回采工作面详图及有关图表。通过这次设计实习，使我们更多的掌握了生产技术知识，为今后的工作奠定了一定理论实践经验。毕业设计是完成教学计划达到培养目标的重要环节，使学生综合素质与培养教导的全面检验。使学生毕业及学位资格认证的重要依据使学生教育质量的综合反映。是对学生所学的专业知识与技能解决具有一定复杂程度的工具问题的综合

2、性实际训练。 第一章 井田概况和地质特征第一节 矿区概述一、矿区地理位置及交通条件 山西中强福山煤业有限公司水地庄煤矿位于浮山县城东，与浮山县直线距离6.25Km处的水地庄村东侧、南北两侧一带，行政区划隶属天坛镇管辖。重组后井田东西宽2740m，南北长4000m，面积8.4763km2。地理坐标为111°5355111°5544，北纬35°5630111°5840。交通位置图1-1-1二、矿区的工农业生产建设概况矿区内有村庄及矿井工业广场，洗煤厂等工业设施。区内多为山区荒地和林地，以杂草丛生为主，南、北部山上生长有落叶松树，覆盖率40%左右。三、矿区电力

3、供应基本情况山西中强福山煤业有限公司已与浮山供电支公司签订了高压供用电合同。矿井供电电源采用双回路，一路10kv电源引自浮山110kv变电站，距离3km，另一路10kv电源引自湾子里35kv变电站，距离7.5km。四、矿区的水文简况9+10号煤层为井田另一个主要可采煤层，其直接充水含水层为其顶部的K2灰岩岩溶水，单位涌水量q=0.0657-1.734L/s·m，其顶板以上含水层受煤层采掘破坏或影响后，含水层补给来源条件差，充水来源主要靠大气降水补给，防治水工作简单。9+10号煤层充水含水层主要为K2灰岩岩溶水，对开采9+10号煤有直接影响，不过K2灰岩岩溶水涌水量相对较小，但奥灰水富

4、水性较强，井田奥灰水位标高参考值为615m左右，北部局部9+10号煤层底板最低标高为500.0m，水位高出9+10号煤底板标高115m，具承压性。经计算，其突水系数Ts=0.061MPa/m，存在奥灰水突水危险，且采空区内有积水区。因此确定9+10号煤层水文地质条件为中等。五、矿区的地形与气象1、地处太行山西南部，临汾盆地东缘。井田内沟谷纵横，山梁走向主要为近东西向，地势总体为东高西低，南高北低。井田内最高点位于井田南部边界处山梁上，标高+1120.0m，最低点位于井田西部水地庄村南沟谷中，标高+885m，最大相对高差235m，属中低山区。 2、本地区为四季分明的温带大陆性干旱季风气候，风向夏

5、季多东南风，冬季多西北风。昼夜温差较大，据本县气象站近10年的观测资料，1月份最冷，月平均气温-4.1，七月份平均气温23，年平均气温13，平均气温-4.5，7月份最热，平均气温26。年平均最小降水量为380.6mm，最大为700mm，多年平均降水量640mm，降水量主要集中有7、8、9月份；年平均最小蒸发量1519.6mm，最大为2346.4mm，多年平均1723.7mm，蒸发量为降水量2.69倍。霜冻期从每年10月中、下旬至翌年4月下旬，最大冻土深度0.9m左右。第二节 井田地质特征一、井田所属位置据山西地质志井田所处区域构造位置为塔儿九原山陷隆的中北部之东与郭道安泽南北向褶带之间的浮山断

6、裂带中。二、井田地质构造本井田位于吕梁太行断块之沁水块坳的次级构造单元，郭道安泽近南北向褶带中南段西部边缘。该褶带走向北北东，北宽南窄，褶皱排列较为紧密，成组出现的褶皱表现为若断若续。但因井田处于褶皱带西部边缘，受邻近构造带影响，井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主，西侧断裂发育，使地层、煤层均受破坏，但总体倾向以南东为主，倾角一般3°-11°。主要褶皱、断裂特征如下：1、褶曲井田内发育三条轴向北北东向褶皱，编号分别为Z1、Z2、Z3、Z4。Z1背斜：发育在井田的中部，轴向为北北东向，两翼地层倾角5°-10°，轴向延伸3500m。Z2向斜：发育在井田

7、的南东部，轴向为北东向，两翼地层倾角6°-11°，基本为一对称舒缓向斜，轴向延伸1500m。Z3背斜：发育在井田的南东部，轴向为北东向，大体平行于Z2向斜，两翼地层倾角6°-8°，为一舒缓背斜，轴向延伸1600m。Z4向斜：发育在井田的东北部，轴向为北东向，两翼地层倾角10°左右，轴向延伸850m。2、断层F1正断层：该断层位于井田的西部边界附近，断层走向为近南北，倾向西，倾角70°，落差最大达20m。对井田煤层开采影响不大。井田内延伸长度2200m。F2正断层：位于井田的西部，F1正断层东300m左右，该断层走向N15°E

8、，倾向NNE，倾角70°。落差6m。井田内延伸长度1200余m。南端与F1断层相交。F3正断层：位于F2正断层之东200m，该断层走向近南北，倾向北东东，南端扭曲，走向北北东，倾角70°，落差8m左右。井田内延伸长度1300余m。风井井简揭露。南端亦与F1断层相交。F4正断层：位于井田中部，走向近南北，倾向东，倾角70°，落差5m。此断层井田内延伸长度1350m。回风大巷揭露。F5正断层：位于井田中部，走向N15°W，倾向NEE，倾角70°，落差5m左右。此断层井田内延伸长度1200m。北部与F4相交。井下大巷及采掘巷道揭露。综上所述，井田内断

9、层较发育，但断距较小，5-8m间，对煤层、地层的破坏影响较小；褶皱多属宽缓褶曲，对煤层、地层没有明显影响。井田内未见陷落柱及岩浆活动。因此，本井田构造类型属简单类型。三、水文地质概况1、井田水系分布井田地表水主要有三大沟谷，从北而南依次为清水河、浑水河、柏村河。清水河、浑水河平时干枯无水，雨季有水均由东向西汇集于井田西部外柏村河河谷，然后汇入涝河于临汾注入汾河，汾河至河津县禹门口流入黄河，属黄河流域汾河水系。2、井田主要含水层井田内可划分15个含水层，由下而上分述如下：（1）奥陶系中统岩裂隙含水层隐伏于煤层之下。本组灰岩按上、中、下依次划分为峰峰组、上马家沟组、下马家沟组。强含水段主要为上、下

10、马家沟组灰岩。上马家沟组厚度为40150m。上部峰峰组灰岩一般岩溶不发育。由深灰色厚层状灰岩夹薄层状泥灰岩及角砾状灰岩组成。据本井田北部约5Km的浮山春山井田内ZK103水文孔测得奥灰水水位标高618.21m，另据山西岩溶大泉资料推断本井田奥灰水位标高为605-625m。水质类型属重碳酸、硫酸钙镁水。（2）石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩溶裂隙含水层。本含水层包括K2、K3、K4等石灰岩，K2石灰岩为9+10号煤层直接顶板，平均厚度7.34m；K3石灰岩8号煤层顶板，平均厚度4.26m；K4石灰岩为7号煤层顶板，平均厚2.30m。岩溶发育程度随埋深增加而减弱，故含水层富水性差异性明显。（3）二

11、叠系下统山西组碎屑岩含水层山西组碎屑岩含水层主要为2号煤层顶板以上由细、中粒砂岩组成，厚度变化大，平均12-13m，其含水层富水性与裂隙发育程度有关。单位涌水量0.0015L/s·m。属于裂隙弱富水性段。（4）基岩风化带含水层各基岩地层风化裂隙带，一般含水性均较强，但由于基岩的软硬与所处地质构造部位的不同，故裂隙发育深度亦不尽相同，因而其富水性存在着不均性。（5）第四系砂砾层含水层本井田第四系砂砾石含水层，含水较弱，主要接受大气降水入渗补给。分布于沟谷低洼地带，向地表水系排泄。第三节 煤层的埋藏特征1、9+10煤层为太原组下部可采煤层，煤变质程度为无烟煤阶段。现综述如下：煤层的光泽类

12、型属于半亮及半暗类型，层状结构比较清晰，煤的光泽最亮部分为亮煤，内生节理发育，层理中夹有极少量的扁豆状丝炭，光泽较暗的部分为暗煤，煤质坚硬，灰分及丝炭的扁豆状夹层较多，断口呈角砾状，节理不发育，呈黑色条痕。根据煤岩组分定量，亮煤为本煤层的绝对主要成分，占93.07%，其它成分均属微量。按结焦性及化学性质作为分类标准，则镜煤化物质占65.46%，丝炭化物质占30.66%。煤岩类型属亮煤类型。2、9+10煤的化学性质、工艺性能水分（Mad） 原煤0.96%-1.26%，平均1.08%浮煤0.90%-1.09%，平均0.96%灰分（Ad） 原煤4.44%-26.24%，平均11.35%浮煤2.80%

13、-7.76%，平均4.55%挥发分（Vdaf）原煤6.16%-10.81%，平均8.22%浮煤5.74%-9.54%，平均6.68%全硫（St,d） 原煤4.22%-5.84%，平均5.31%浮煤4.89%-6.18%，平均5.77%发热量(Qnet.d)：原煤24.67-33.64MJ/kg，平均31.06MJ/kg焦渣特征（CRC）：2粘结批数（GR·1）：0胶质层厚度（X）:6-15mm，平均10mm。9+10煤层特征一览表煤层赋存层位产出位置煤层厚度（m）煤层结构煤层间距顶板岩性底板岩性深灰色泥岩9+10C3t上距K2灰岩0-0.5m，下距K1砂7.4m4.14-5.274.

14、64含夹矸1-2层。结构较复杂，全区稳定可采上距2号煤层70-80m深灰色泥岩深灰色泥岩3、工业用途评价根据煤炭质量分级国家标准（GB/T152224.1-2004），9+10号煤为特低灰中灰、高硫分、中特高热值无烟煤，由于硫分严重超标，建议作为化工用煤使用，若作为动力用煤及民用燃料，应首先研究解决脱硫问题。4、瓦斯等级和自燃情况9+10号煤层瓦斯绝对涌出量0.53m3/min，相对涌出量0.87m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.59m3/min，相对涌出量0.97m3/t，等级为低瓦斯矿井。9+10号煤层煤尘无爆炸性，9+10号煤的自然倾向性等级为级，自燃，自然发火期限为12个月。本井田无地温

15、，地压异常，应属低温地压。第二章 井田境界与储量第一节 井田境界山西中强煤业有限公司水地庄煤矿井田面积8.4763Km2井田内无其它小煤矿生产。开采煤层9+10号，矿井能力0.90Mt/a。井田东西宽2740m，南北长4000m，面积8.4763 km2，由8个拐点坐（6°带）连线圈定，井田境界拐点坐标见下表。井田境界拐点坐标表拐点编号北京54坐标（6°带）西安80坐标（6°带）备注经距（Y）纬距（X）经距（Y）纬距（X）119582400398356019582331.243983510.90219583820398338519583751.253983335.

16、90319583820397952119583751.263979471.87419581305397952119581236.243979471.87519581185398028019581116.243980230.87619581081398073919581012.243980689.88719581175398173419581106.243981684.88819582197398166219582128.253981612.88井田周围均为国有空白区，再无其它小煤窑开采。第二节 地质储量的计算按照中华人民共和国地质矿产行业标准之煤、泥炭地质勘查规范有关规定进行资源/储量估算。1

17、、矿井地质资源/储量（1）储量估算范围9+10号煤层，在井田上部2号煤层属于不可采区， 2号煤层平均厚0.58m，新立井见2号煤层厚0.6m，不具开采条件，主要开采9+10号煤层。在所圈定的2号煤层不可采范围内未进行资源/储量估算。井田内仅9+10号煤层为可采煤层，并估算了其资源储量。其它煤层均为不可采煤层。因此，未进行资源/储量估算。（2）工业指标井田内批采煤层为9+10号，其中9+10号煤类为无烟煤。煤层倾角25°，依据“煤、泥类地质勘查规范”中表E·2煤炭资源估算指标：煤层厚度0.8m最高灰分（Ad）40%最高硫分（St,d）3%最低发热量（Qnet,d）17MJ/k

18、g(PM)、22.1MJ/kg(WY)9+10号煤硫分含量较高，平均5.77%，由于作为化工用煤使用。本次设计也对9+10煤资源/储量进行了估算。（3）资源/储量估算方法本井田主要可采煤层稳定、较稳定，倾角均小于15°，利用煤层的伪厚度和水平投影面积，采用地质块段法进行资源/储量估算。估算公式 Q=S·M·D/10000 Q块段资源/储量（万t） S块段水平投影面积（m2）由计算机直接求得 M块段的煤层平均厚度（m） D煤层的视密度（t/m3）（4）资源/储量估算参数1、计算面积厚度确定：面积采用水平投影面积；各块段厚度采用邻近工程点煤层厚度算术平均求得，煤层中单

19、层厚度小于0.05m的夹矸，与煤分层合并计算采用厚度。2、煤层视密度采用山西省煤炭工业局综合测试中心2007年4月2日对该矿9+10号煤层视密度的测定结果，9+10号煤层为1.45t/m3。（5）资源/储量类别划分原则井田内构造复杂程度为简单；煤层稳定程度：9+10号煤层为稳定煤层，厚4.14-5.27m，平均4.64m，为厚度和资源/储量占优势的煤层，以此煤层选择基本线距。以1000×1000m外推500m所圈定的范围划为探明的经济的基础储量（111b），111b圈定范围外推500m划分为控制的经济基础储量（122b）。断层两侧30m圈定为推断的资源量（333）。（6）资源/储量估

20、算结果经估算，9+10号煤层现保有资源/储量5112万t，其中（111b）类2091万t，（122b）类1888万t，（333）类1133万t。探明的经济的基础储量（111b）占保有资源/储量总和的45.5%；探明的经济的基础储量（111b）和控制的经济的基础储量（122b）占保有资源/储量总和的84.6%。全井田共求得9+10号煤层保有资源/储量5112万t，其中（111b）类1614万t，（122b）类1330万t，（333）类565万t。探明的经济的基础储量（111b）占保有资源/储量总和的40.9%。探明的经济的基础储量（111b）和控制的经济的基础储量（122b）占保有资源/储量总和

21、的77.8%。2、矿井工业资源/储量在全矿井保有的资源储量51.12 Mt 9 中，探明的及控制的经济基础储量（111b+122b）占总资源/储量的比例为77.8%，推断的内蕴资源量（333）占总资源/储量的比例为22.2%.根据煤炭工业矿井设计规范（GB502152005）及本井田的勘探情况，由于9+10号煤为稳定性好的煤层，设计对推断的内蕴经济资源量（333）9+10号煤可信度按90%考虑。因此，矿井工业资源/储量为49.09 Mt。矿井工业资源/储量汇总表 单位Mt煤层号煤类资源/储量（Mt）备注111b122b333总量9+10WY21.08918.8811.3351.1240.977

22、.83、矿井设计资源/储量据本矿井的具体地质条件和煤层赋存情况，所需留设的永久煤柱主要为井田边界、公路、地面建筑和村庄煤柱。（1）井田边界井田边界煤柱在本井田内一侧按20m留设，本矿井共留设井田境界煤柱2.03Mt。（2）地面建筑及村庄保护煤柱本井田范围内主要村庄为红花窑村压，压煤量较大，中强福山煤业有限公司已考虑与地方政府签订村庄搬迁协议，其他规模均较小，考虑搬迁，本次设计不再考虑村庄煤柱的留设问题。（3）断层及陷落柱煤柱本井田地质构造简单，可采区域内无断层、陷落柱，故不考虑留设断层及陷落柱煤柱。（4）公路井田内有浮山-沁水县级公路通过。按不留设保护煤柱考虑，采取随采随填方式进行处理。扣除井

23、田各种永久煤柱后，本矿井尚有设计资源/储量为31.93Mt。矿井设计资源/储量汇总表 单位Mt煤层号煤类工业资源/储量111b+122b+333永久煤柱损失设计资源储量井田边界公路地面建筑物及村庄小计9+10WY51.122.032.0349.09第三节 可采储量的计算矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源/储量。（1）工业场地煤柱工业场地的煤柱：长*宽*煤厚经计算（2）大巷煤柱设计考虑本矿井大巷两侧各留设30m保护煤柱。经计算，全井田共留设大巷煤柱2.75Mt采区回采率根据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）第2.1.3规定，9

24、+10号煤层取75%，经计算，矿井目前设计可采储量为22.135Mt。见表3-2-2。矿井设计可采储量汇总表 单位Mt煤层号煤类设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱开采损失设计可采资源储量工业场地主要井巷小计9+10WY51.122.52.56.6749.09安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法。井田边界煤柱留20m，水平大巷之间留20m，两侧留35m煤柱，工业场地按二级保护，井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度（表土移动角45°，基岩移动角72°）计算保安煤柱。第三章 矿井工作制度生产能力第一节 矿井工作制度设计矿井井下采用“四·六”作业制，即每天4班作业，3班

25、生产，1班准备，每班工作6h；地面采用“三·八”作业制，即每天3班作业，2班生产，1班检修，每班工作8h。矿井每天净提升时间16h。第二节 矿井生产能力及服务年限山西中强福山煤业有限责任公司生产能力根据井田储量和生产条件按0.9Mt/a进行设计。 矿井设计服务年限按下式计算：矿井服务年限:4999/1.3/90=42.72（a）经计算，矿井可采储量为49.99Mt，储量备用系数取1.3考虑，本矿井设计生产能力按0.90Mt /a计算，其设计服务年限为42.72。第四章 井田开拓方式第一节 井口位置、形式、数目一、井田共布置三个井筒主斜井、副斜井、回风立井。主斜井.副斜井及工业广场在井

26、田中部，井田边界附近，在浮山沁水县级公路水地庄处，回风立井场地选在驼腰村西。1、井筒数目及用途：矿井，共布置三个井筒：即：主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途如下：主斜井：井口标高+894.6。斜长540m。倾角24°34，三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2 。落低9+10号煤层，标高+699m。装备带宽B1000mm的胶带机，担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。副斜井：井口标高+916.00m，井底标高+698.00m，半圆拱断面，井筒净宽4.5m，净断面15.1m2，倾角29°56，斜长408m。采用单钩串车提升。选用JK-3.5/20型提

27、升机，担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。回风斜井：井口标高+960m,井筒净直径5m,净断面19.6m2，垂深276m。担负回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。井筒断面布置图见井筒特征表2、井筒井壁结构主斜井（已有）：表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式，支护厚度500mm。基岩段采用锚网喷支护方式，喷层厚度150mm。副斜井：表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式，支护厚度500mm。基岩段采用锚网喷支护方式，喷层厚度150mm。回风立井：表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式，支护厚度550mm。基岩段采用混凝土支护方式，支护厚度400mm。井筒特征表井筒特征主斜井

28、副斜井回风立井井口坐标（80坐标）纬距（X）3981669.5843981641.0803981857.000经距（Y）19582266.54819582362000井口标高（m）+894.600+903.300+960.000方位角268.27°258.22°井筒倾角（度）24°3429°5690°井筒深度或斜长（m）472408276井筒宽度（m）净宽（m）3.64.5直径5掘进（表土段）4.65.56掘进（基岩段）4.25.15.6井筒断面（m2）净9.5415.119.63掘进（表土）13.620.6728.2

29、6掘进（基岩）12.1418.324.62断面形状三心拱半圆拱圆形支护表土段钢筋混凝土（mm）500500550基岩段锚喷（mm）150150400井筒装备带宽1000mm胶带输送机铺轨、人车备 注增设台阶扶手增设台阶扶手内设梯子间二、井口位置、工业场地以及开拓布置方案设计的主要原则（1）尽量利用现有地面工程及设施设备，以减少基建投资。（2）地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足0.9Mt/a的设计要求。（3）靠近公路、交通方便，运输距离短。（4）井口及工业场地尽量位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。（5）生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。（6）井下

30、巷道沿煤层布置，加快掘进速度，降低掘进费用。（7）开拓方案兼顾初期和后期，做到初期开拓布置合理，又有利于后期的开拓开采。2、井田开拓方案基于上述设计原则，根据本矿井煤层赋存特点，结合现有井筒、地面工业场地及井下条件，设计提出两个开拓方案进行技术经济比较。方案一（三井筒方案）主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山沁水县级公路水地庄处，回风立井场地选在驼腰村西。本方案的特点是两进一回采用中央边界式通风.主斜井井口标高+894.6m。斜长472m。倾角24°34，落底标高+698m。三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2 。担负矿井提煤任务，兼做进风

31、井和安全出口。副斜井井口标高+903.3m。斜长408m，倾角29°56，落底标高+699m。半圆拱断面，净宽4.5m,净高3.35m。净断面积15.1m2。该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务，兼做进风井和安全出口。回风立井井口标高+960m,井筒净直径5m,净断面19.6m2，垂深276m。担负回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。井田内可采煤层为9+10号煤层，2号煤距离9+10号煤70-80m为不可采煤层.设计采用单水平开拓，全井田共划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.设计开拓大巷为三条,集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷，专用

32、回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近。沿井田东部边界向北布置三条采区大巷, 一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区. 在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区.井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。，在主斜井底设煤仓一个，布置通风行人巷。回风立井落底9+10号煤，通过回风绕道与回风大巷相连，形成开拓系统。矿井分煤组共划分为三个盘区，即北采区、南一采区和南二采区。设计初期在北采区布置一个放顶煤

33、综采工作面。采区接续为：先采北采区，南二采区为接续采区。井田开拓方案一见图3-4-1。方案二（四井筒方案） 主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山沁水县级公路水地庄处，回风井一个在井田北东角边界处, 另一个在井田南部中边界处. 本方案的特点是两进两回采用两翼对角式通风.主斜井井口标高+894.6m。斜长472m。倾角24°34，落底标高+698m。三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2 。担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。副斜井井口标高+903.3m。斜长408m，倾角29°56，落底标高+699m。半圆拱断面，净宽4.5m,净

34、高3.35m。净断面积15.1m2。该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务，兼做进风井和安全出口。回风立井两个, 一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19.6m2，垂深276m。担负北采区回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。另一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19.6m2，垂深276m。担负南一采区和南二采区回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。井田内可采煤层为9+10号煤层，2号煤距离9+10号煤70-80m为不可采煤层.设计采用单水平开拓，全井田共划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.设计开拓大巷为三条,集

35、中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷，专用回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近。沿井田东部边界向北布置三条采区大巷, 一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区. 在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区.井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。，在主斜井底设煤仓一个，布置通风行人巷。回风立井落底9+10号煤，通过回风绕道与回风大巷相连，形成开拓系统。矿井共划分为三个采区，即北采区、南一采区和南二采

36、区。设计初期在北采区布置一个放顶煤综采工作面。采区接续为：先采北采区，南一采区为接续采区。井田开拓方案二见图3-4-2。 3、方案比较两个方案相比，方案一具有以下优点：1）井筒个数少，主、副井在一个工业场地内，比较集中，便于生产管理。2）井筒工程量及井筒装备投资均比较省3）与方案二相比，井筒初期井巷工程量少，投资省。建井工期短比方案二少。4）工业场地压煤量小，资源回收率高。5）新增用地少，比方案二少。6) 主扇风机少, 便于管理.方案一缺点：1）通风阻力比方案二大. 单主扇功率大.2）安全出囗少, 回风行走路线长.方案二优点：1）主扇选型功率小。2）风路短,通风容易.缺点：1）井筒个数多, 多

37、一个回风井用地.2) 井筒工程量大, 初期投资大.3) 主扇风机多, 管理比方案一难. 。开拓方式及井口位置方案技术经济比较见下表。综上所述，方案一与方案二相比，井筒数量少，占地面积小；比较集中，便于生产管理。井筒.装备投资少，施工工期短等优点，虽然方案一通风路线长, 但矿井实行一采两掘工作面少, 用风量不大, 一台大功率主扇可以满足矿井南北两翼供风需求。经技术经济多方面比较，本设计推荐方案一。第二节 垂高及开采水平的规划设计采用单水平沿煤层开拓，全井田划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.服务年限为42.72（a）。第三节 主要运输大巷的布置方式和位置选择井田中部，主

38、、副斜井井底向东方向布置矿井集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷至井田东边界，平行轨道巷间隔20米布置一条总回风大巷至井田东边界回风立井。形成开拓系统1. 盘区划分本井田内共有一层可采煤层9+10号煤层，全区可采。根据井田内地质构造及煤层赋存特点以及采空区的范围，结合工作面装备水平，为适应安全高效综合产业工作面的布置要求，设计确定大采区尺寸、增加工作面推进长度、尽量减少工作面搬家次数，提高矿井单产及效率。根据上述原则及本井田的井田范围，结合井田开拓部署、大巷位置、煤层赋存情况、工作面推进长度、生产规模、煤层厚度变化情况、构造分布情况、装备水平及国内外安全高效矿井生产经验等因素，设计确定全井田分

39、煤组共划分为三个采区，即北采区、南一采区和南二采区。2. 开采顺序根据井田内地质构造及煤层赋存特点，首先开采北采区；南一采区，为接续盘区。工作面均采用后退式回采。第五章 矿井基本巷道第一节 井筒、石门与大巷矿井，共布置三个井筒：即：主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途如下：主斜井：井口标高+894.6。斜长540m。倾角24°34，三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2 。落低9+10号煤层，标高+699m。装备带宽B1000mm的胶带机，担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。井筒内有3寸压风管；2寸静压管；主电缆；及人行阶梯。副斜井：井口标高+916.00m

40、，井底标高+698.00m，半圆拱断面，井筒净宽4.5m，净断面15.1m2，倾角29°56，斜长408m。采用单钩串车提升。选用JK-3.5/20型提升机，担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。井筒内有4寸静压管一趟；4寸排水管两趟；及人行阶梯。回风斜井：井口标高+960m,井筒净直径5m,净断面19.6m2，垂深276m。担负回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。第二节 井底车场一、井底车场位置及形式的选择副斜井井底在9+10号煤层中设有平车场，长度100m，可以同时存放空重矿车60辆，通过能力较大，主要为辅助提升服务，矿井实际运输量较小，车时形

41、式简单，调车方便，工程量省。二、井下硐室名称及位置主斜井井底硐室有：井底煤仓。副斜井井底硐室有：等候硐室、医疗硐室、井下消防材料库、中央变电所、中央水泵房、管子道、中央水仓、爆破材料发放硐室等。井底煤仓采用直煤仓，井底煤仓直径8m。垂高30m。现浇钢筋混凝土支护，容量1200t。井底水仓有主、副水仓组成，主水仓有效长度90m。容积900m3,副水仓有效长度60m。容积600m3,采用调度绞车牵引1.5吨矿车人工清理。9+10号煤井底煤仓直径8m。垂高30m。现浇钢筋混凝土支护，容量1200t。井底水仓有主、副水仓组成，主水仓有效长度90m。容积900m3,副水仓有效长度60m。容积600m3,

42、采用调度绞车牵引1.5吨矿车人工清理。矿井正常涌水量为12.5m3/h，8小时涌水量为100m3，水仓总容积1500m3，大于100m3，符合煤矿安全规程第280条要求。井下爆破材料库为壁槽式，总体积200m3。采用独立通风。三、井底车场主要巷道及硐室的支护方式及支护材料副斜井井底车场采用半圆拱断面、锚网喷支护方式，喷层厚度150mm；井下爆破材料发放硐室、中央水泵房、中央变电所及水仓采用半圆拱断面，现浇混凝土支护方式，支护厚度350mm；管子道和井下消防材料库采用半圆拱断面，锚网喷支护方式，喷层厚度150mm；井底煤仓采用现浇钢筋混凝土支护，支护厚度400m。井底车场见图：第六章 采煤方法

43、第一节 采（盘）区地质条件与选定的采煤方法1、煤层开采条件（1）地质构造8401工作面位于吕梁太行断块之沁水块坳的次级构造单元，郭道安泽近南北向褶带中南段西部边缘。该褶带走向北北东，北宽南窄，褶皱排列较为紧密，成组出现的褶皱表现为若断若续。但因井田处于褶皱带西部边缘，受邻近构造带影响，井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主，褶皱多属宽缓褶曲，对煤层、地层没有明显影响。西侧断裂发育，但断距较小，5-8m间，对煤层、地层的破坏影响较小，总体倾向以南东为主，倾角一般3°-11°。井田内未见陷落柱及岩浆活动。因此，本井田构造类型属简单类型。（2）工程地质9+10号煤层：伪顶为泥岩

44、或炭质泥岩，较薄，随采随落，直接顶和老顶为K2石灰岩，石灰岩厚度4.908.85m平均4.83m。脆性顶板，易管理。9号煤层顶底板力学试验成果，顶板抗压强度22.6-39.6MPa，抗拉强度3.93-4.47MPa，抗剪强度3.89-5.51MPa；底板粉砂岩抗压强度18.2-27.9MPa，抗拉强度1.62-4.33MPa，抗剪强度3.63-8.04MPa。底板属软弱-中硬岩性，发生底鼓的可能性较小。（3）瓦斯、煤尘爆炸性、自燃倾向性及地温地压9+10号煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，9+10号煤层无煤尘爆炸危险性，自然倾向性为级，为自燃煤层。井田内无地温，地压异常，属地温地压正常区。（4）水

45、文地质9+10号煤位于太原组第一段上部，直接充水含水层为太原组碎屑岩夹碳酸盐岩溶裂隙含水层，该含水岩组以裂隙岩溶含水性为主，该含水层节理、裂隙不发育，富水性弱。根据地质报告，该井田奥灰水位标高参考值为615m，9+10号煤层底板标高在700-500m间，北部局部高出9+10号煤层底板标高115m，具承压性。其间的隔水层厚度为22.0m,存在突水的危险。经计算，9+10号煤层最低点（500m）的突水系数Ts=0.061MPa/m，大于奥灰水临界突水系数0.06MPa/m，存在有奥灰水突水危险。依据国家煤矿安全监察局、国家安全生产监督管理总局颁发的煤矿防治水规定，本矿井9+10号煤层水文地质条件为

46、中等。2采煤方法的选择根据本矿井的地质条件、煤层赋存特征和矿井生产规模，设计考虑9+10号煤开采提出大采高综采一次采全高和综采放顶煤一次采全高两种采煤方法进行比选。方案一： 综采放顶煤一次采全高采煤法放顶煤综采采煤法就是在厚及特厚煤层的底部布置回采工作面，采用滚筒式采煤机、放顶煤液压支架、刮板输送机及其他附属设备进行配套联合生产，除用采煤机正常割煤外，还利用矿山压力或辅以人工松动方式使工作面上方顶煤破碎，并随着工作面的推进从液压支架的上方或后方放出并回收的一种采煤方法。与大采高综采一次采全高相比放顶煤综采有如下优越性： （1）设备投资少。（2）井巷工程量省，由于放顶煤设备外形尺寸及重量均小于大

47、采高设备，在满足通风要求的前提下，巷道断面要求小，井巷工程量少，且本矿井副斜井倾角较大，为29°56。若使用大采高设备，最大件重量较大，提升绞车选型困难，投资大，且运输安全性差。（3）占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤，依靠自重放煤，所以综采放顶煤是一种动力消耗量最小的综合机械化采煤方法。（4）与一般的综采相比，综采放顶煤采煤成本明显降低。（5）综采放顶煤开采过程中，由于其顶煤利用地压破碎，依靠自重有控制的放煤，块煤量与机采割煤相比有所增加，经济效益比较明显。（6）综采放顶煤对地质构造较复杂、厚度变化较大煤层的开采，比大采高综采更灵活和适用。据矿方介绍，实际开采中9+

48、10号煤煤层厚度变化较大，局部厚度达到6m左右。所以采用放顶煤开采，资源回收率高。其主要缺点是：（1）工作面设备多，工艺复杂，管理复杂。（2）混入矸石多，原煤灰分高，工作面作业条件差。（3）瓦斯不好管理。（4）工作面回采率低。方案二 ：大采高综采一次采全高采煤法大采高综采一般认为是指分层高度和采煤机割煤高度大于3.5m的综采。我国于上世纪七十年代末从德国引进了部分大采高液压支架和相应的采煤、运输设备，与此同时开始国产的大采高液压支架和采煤机的研制和试验工作，经过二十多年的努力，已取得了明显的进展。大采高采煤法一般适合煤层厚度为3.55.5m，煤层及顶底板中硬以上的地质条件。目前大采高工作面最大

49、采高已达7.0m，随着大采高设备和技术的进步，大采高综采已成为我国高产高效矿井的主要采煤方法之一。与放顶煤综采相比大采高综采的主要优点是：（1）工作面单产高，增产潜力大，工作面单产在同等条件下比一般综采高，回采工效高。（2）工作面设备少，工序简单，易管理。（3）和放顶煤综采相比，含矸率低。（4）工作面回采率高。其主要缺点是：（1）采高大，工作面煤壁松软时易片帮。（2）设备投资较高。（3）工作面装备及配套环节能力大，运行费用高。经过上面对两种采煤方法的比选，设计认为采用综采放顶煤一次采全高采煤法初期投资少、见效快，且与矿井0.9Mt/a的生产规模相适应。放顶煤综采适应性强，产量高，有明显的经济效

50、益。9+10号煤的冒放性分析：(1) 开采深度生产实践和理论计算都表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。开采深度与顶煤冒放性的关系可通过有限元计算的顶煤破坏系数寻找其规律。本井田9+10号煤层埋深270450m左右，大部分煤层开采深度大于300m，从开采深度看，较有利于顶煤的冒放。(2) 煤层强度国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。一般当煤层硬度f系数小于2、强度小于20Mpa时，顶煤冒放性较好。应当指出的是，煤层作为一个整体，其强度不仅与煤层抗压强度有关，同时也与煤层的节理和裂隙发育程度有关，一般煤体都存在不同程度的地质弱面和构造裂隙，节理裂

51、隙发育的煤层，煤体的完整性较差，因而大大降低煤层的强度，顶煤在矿压的作用下易于破碎，节理裂隙越发育，顶煤的冒放性越好。而本区9+10号煤节理裂隙较发育，从而降低了煤层的整体强度，对提高顶煤冒放性有一定的作用。(3) 煤层厚度根据国内外综采放顶煤的实践经验，顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，理论研究也证明综放开采的最大临界厚度为12.513.0m，最小临界厚度为4.55.0m，采放比以1:12.4为宜，设计对本矿井9+10号煤进行了厚度分析： 9+10号煤煤层厚4.14-5.27m，平均4.64m。若采高2.3 m，顶煤厚度平均为2.34m左右，平均采放比1:1.02，符合放顶煤一次采全高条件。

52、 (4) 煤层结构若煤层存在坚硬的夹矸，则会严重影响顶煤的冒放性。一方面夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤难以冒落；另一方面，即使顶煤垮落之后，夹矸形成大块，影响顶煤的流动性，堵塞放煤口。因此夹矸的存在对放顶煤是一种不利因素。本井田9+10号煤一般含夹矸12层，厚度为0.1-066m。夹矸为泥岩，夹矸强度相对较低，故对顶煤的冒放性不会产生较大的影响。(5) 顶板条件影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和基本顶两部分。直接顶对顶煤的压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综采放顶煤开采顶煤破碎冒落后能够顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤的回收。因此，无论从矿压的角度还是从顶煤的放出率来

53、考虑，都希望直接顶的最小厚度能够达到充满采出煤厚的空间。本矿井9+10号煤层伪顶为泥岩或炭质泥岩，较薄，随采随落，直接顶和老顶为K2石灰岩，石灰岩厚度4.908.85m平均4.83m。性脆易碎，易管理。且直接顶的厚度能够达到充满采出煤厚的空间，因此对9+10号煤采用放顶煤比较有利。 本矿9+10号煤层埋藏较深，设计认为9+10号煤层宜采用一次性放顶煤综采。综上所述本矿井9+10号煤层采用一次采全高放顶煤综采采煤法，全部垮落法管理顶板。在技术上是可行的，经济上是合理的，适应煤厚变化，有利于提高矿井的经济效益。第二节 采（盘）区巷道布置和要素一、首采区位置及首采工作面的确定矿井设计为3个生产盘区，

54、即:北采区和南一采区和南二采区。北采区东西长1620m左右，南北宽1685m左右，面积约2.279km2.南一采区东西长1250m左右，南北宽1685 m左右，面积约2.106km2. 南二采区东西长1405 m左右，南北宽1685 m左右，面积约2.367km2.首采北采区。二、选型原则综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。矿井规模定位在二十一世纪现代化大型矿井，生产高度集中，工作面生产能力大。从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采工作面要求加大工作面长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，搞好端

55、头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对这些要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：1、机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。2、为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用大功率综掘机掘进，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。3、对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑。三、设备选型矿井初

56、期达到设计生产能力时，井下9+10号煤布置一个综采放顶煤一次采全高工作面，一个工作面保证0.9Mt/a的生产规模。所以9+10号煤工作面设备选型必须满足0.9Mt/a的生产规模。采掘工作面主要设备选型时，应遵循以下主要原则：技术先进，运行可靠，操作简单，维修方便；各设备间相互适应，能力匹配，运输畅通，不出现“卡脖子”现象，另需考虑设备的备品备件是否容易采购等问题。北采区9+10号煤综采放顶煤工作面主要采煤设备选型（1）采煤机9+10号煤层位于太原组第一段上部，因9、10号两层煤层相距很近，仅有0.1-0.66m，由灰、深灰色泥岩组成的夹矸分开，即合并为一层。含夹矸1-2层，其顶板直接为K2灰岩或在局部地段为0.3-0.5m厚的泥岩。煤层厚4.14-5.27m，平均4.64m。底板为灰色泥岩或炭质泥岩。工作面采用双向割煤、端头斜切进刀的工作方式。工作面割煤高度为2.3m，首采一盘区放煤高度平均为2.34m，工作面平均回采率为85.0%。工作面采用“一采一放”的放煤方式，采煤机截深和放煤步距均为0.8m。 工作面循环产量Q1=B·H·L·C·= 0.8×4.64×120×85.0%×1.45=549(t)式中：Q