煤矿开采技术(专科)毕业设计指导书fzj资料

-57-第一部分煤矿开采技术专业简介1.1培养目标煤矿开采技术专业是培养掌握煤炭矿床开采的基本理论和方法，具备采矿工程师的基本能力。从事矿区开发规划、矿山设计、岩层控制、矿山安全技术及工程设计、监察、生产技术管理和科学研究的高级技术人才。1.2培养要求本专业学生主要学习岩体工程力学、采矿及矿山安全及工程方面的基本理论和基本技术，受到采矿工程师的基本训练，具有矿区规划、矿山开采设计、岩层控制技术、矿山安全技术及工程设计方面的基本能力。1.3主要课程地质学、测量学、岩体工程力学、机械学、电工学、采矿学、现代采矿系统工程学、计算机应用、矿山通风与安全、矿山现代企业管理等、液压传动及其控制、矿山压力及其控制、固定机械及其运输等。1.4主要实践教学环节金工实习、地质实习、认识实习、生产实习、毕业实习、课程设计、毕业设计等。第二部分毕业实习2.1实习的性质、目的和任务2.1.1实习性质本次实习是学生在校学完全部课程之后，最后一个学期进行的。这次实习是学生以现场为课堂，进行理论与实践结合，为毕业设计及今后的工作打下坚实的基础，是提高学生专业素质及政治思想必要的教学环节。2.1.2实习目的和任务(1)继续学习工人阶级的优秀品质，培养为煤炭事业献终身的事业心和主人翁思想，育出正确的人生观、价值观。始终坚持群众的观点，劳动的观点和辩证唯物主义的观点。(2)理论联系实际，对煤矿生产建立全面系统的概念，巩固、扩大及加深理论知识，特别是开采方法、井巷工程及矿井通风等专业课，以达到理论联系实际的目的，为即将进入社会作准备。(3)要求学生参加掘进与回采工艺的劳动，使他们在实践中学习专业技术，培养学生的动手能力。学习工艺方法、增强他们的工程观点，产生劳动组织及生产技术管理观念。(4)了解企业的现代化管理知识，并初步培养学生应用理论知识分析问题、解决问题的能力，初步了解及学习现代生产管理与技术管理的方法。(5)收集毕业设计（包括专题）有关资料（即按毕业设计大纲及专题提纲要求进行收集），与现场工程技术人员探讨合理的设计方案。2.2实习的主要内容和要求2.2.1实习的主要内容实习以矿井开拓方式，采区巷道布置及回采工艺为主，具体有：1.煤矿生产系统实习：熟悉煤矿从井下工作面到地面的整个生产系统，包括提升、运输、供电、供水、通风、排水等子系统的组成、设施和设备，分析评价其各子系统的合理性，对其存在的问题进行解剖，并提出改进措施。实习方式为听取报告、座谈、参观及资料收集。2.了解矿井运输、提升、排水、供电等系统的合理性并收集有关设备的型号、性能及技术数据，收集并确定生产经营费用中有关参数，如运输费用、维护费用及经济部分的各项指标等。3.回采工艺实习：根据具体矿井地质条件及管理水平掌握确定采矿工艺的方法、劳动组织、生产管理，并进行技术经济效益分析。要收集设备类型、型号和性能等资料。4.掘进工艺实习：掌握掘进工作面的设备类型、型号和性能，熟悉各种设备的布置位置及其对掘进工作的影响，掌握各工序之间配合关系及支护类型对地质条件的适应情况。5.通风与安全实习：熟悉测定风量、瓦斯、的方法，加深瓦斯、煤尘、煤矿火灾等灾害防治知识。了解矿井通风状况，熟悉现场实际配风方法及各工作地点所需风量，掌握矿井实际存在的自然灾害及其相应的安全措施。6.实习期间，应结合实习内容阅读图纸、资料、操作手册，根据实际条件和教学需要，邀请工程技术人员作技术报告或由老师组织现场教学。7.参观实习所在地区的其它施工现场，扩大知识面，了解实习场地没有的，又有特点的工程类型。2.2.2实习要求1．加强安全教育，处处、事事、时时讲安全。实习安全，安全第一。2．实习前必须认真阅读《毕业设计大纲》，明确设计要求及实习中必须收集的设计原始资料。3．实习中必须自觉、严格地执行实习计划，觉遵守各项规章制度，实习考核不及格者，必须重新实习，否则取消毕业设计资格。4．认真专心听取各类报告、记好笔记，在劳动、参观中做到腿勤、手勤、口勤、多干、多问和多记。尤其是在采掘劳动中，要做到多动手、亲手干。5．实习期间，要聘请矿方工程技术人员为实习指导人，要主动取得他们的帮助与指导。要尊重矿方人员，搞好团结、友爱，做到文明实习。2.3毕业实习日记和毕业实习报告在实习进行中，学生必须写实习日记，定时交指导教师检查，在实习日记中，记录每天主要的资料收集情况、讲座内容、对有关知识的理解及提出的问题，画出必要的图纸。实习结束时，学生每人必须提交一份实习报告，它是学生向指导教师汇报实习的完成情况，实习内容及收获、体会、建议等书面材料，也是评定学生成绩的重要依据之一。实习报告参照实习报告提纲编写，在实习时期内按质按量完成。实习报告内容应有层次，各部分，各节要有规格化的标题，语言简练，通顺，易懂。资料准确，单位标准，图表清晰，内容完整。要求用统一的实习报告用纸书写，书写要用蓝（或黑）墨水，或者打印。要求装订成册，封面注明：报告名称，实习地点，实习日期，学生班级及姓名（签名），指导教师姓名（签名），写完报告日期，第二页是实习鉴定表，正文每一页应编页码，图和表格应有编号和图名、表名。具体书写格式见附录一。2.4实习成绩考核实习结束时，由指导教师组织对学生全面考核，按百分制评定，最后按五级分制折算（优、良、中、及格、不及格）评定成绩，评分的依据是：1．平时成绩（占总成绩的60％）考察学生实习态度、安全纪律执行情况、实习日记的记录情况等。2．实习报告成绩（占总成绩的40％）包括报告的正确性，广度、深度、概括性，文字表达能力及工整程度。3．注意：（1）实习报告文字草率，发现错别字不改者，不得给“优”、“良”成绩。（2）集体安排的实习活动（报告、参观、下井等）无故缺勤一次，不得给“优”、“良”“中”成绩。（3）照抄他人资料而没有消化，平时对生产实际一无所知者，应给“不及格”成绩。（4）实习不认真，违反矿方和校方规定，无组织无纪律者，应给“不及格”成绩。（5）不论什么原因，凡实习时间未达1／4者，一律不给成绩，按“缺生产实习”对待。（6）对于“实习不及格”及“缺生产实习”者，按学校学籍管理办法规定处理。

第三部分毕业设计3.1毕业设计的性质、目的与任务毕业设计是学生完成教学培养计划规定的全部课程之后进行的必修实践性教学环节。通过采区设计达到下列目的：1系统灵活运用和巩固所学的理论知识，并结合实际条件加以运用。丰富学生的安全生产实际知识，并进一步培养和锻炼学生热爱劳动、善于理论联系实际、尊重科学和实践的良好思想作风；2掌握采区方案设计的步骤和方法，为后续的毕业设计打下基础；3巩固和发展学生的文字编写、运算和绘图的工程技能，培养和提高大学生分析和解决问题的能力3.2毕业设计的要求一、毕业设计的选题毕业设计选题原则1、设计题目根据毕业实习矿的实际生产条件来确定。2、设计题目根据实习矿井的采区划分，分成若干设计组，从而体现出设计的差别性。3、设计内容在结合现场的基础上，应体现新技术、新工艺、新装备。4、设计内容应强调紧密联系毕业实习矿现场情况，在理解和领会的基础上灵活运用所学知识，独立思考和设计。采区设计包括文字说明书一份和五张图纸。矿井井田开拓平面图1：10000—1：5000（0号图纸）采区巷道布置及机械配备平面图1：2000—1：1000（0号图纸）采区巷道布置及机械配备剖面图1：2000—1：1000（0号图纸）回采工作面详图1：100（0号图纸）巷道断面图册1：50二、毕业设计任务书毕业设计任务书由指导教师编写。毕业设计任务书的内容包括：题目、设计矿井井型、设计采区年产量、设计矿井及采区的地质资料、采区煤层底板等高线图、地层柱状图、地形图等。3.3毕业设计的规范性要求（一）设计图纸图纸采用计算机绘制，要求图纸布置合理，图标清楚，尺寸标识准确、详尽，各部分符合采矿制图标准的规定。（二）文字部分说明书力求文字简练、通顺、整洁、工整。一般包括封面、扉页、目录、正文、附录、参考文献和索引等。说明书的书写、标题层次、标点符号、名词术语、计量单位、数字、公式、插图、表格、注释、引文和参考文献等均要符合科技图书的书稿要求。说明书正文一般不超过100页。3.4毕业设计的成绩评定及答辩（一）成绩评定1.毕业设计成绩由指导教师的评阅成绩和答辩成绩两部分组成，按优、良、中、及格、不及格五级划分。2.指导教师应在答辩前根据每个学生在设计期间的表现和设计的水平，客观、全面地写出书面评语并给出评分。3.评定成绩的主要依据包括毕业设计的难度、质量、设计方案是否有创新、是否表现了自己的独立见解、独立工作能力及答辩情况等。4.指导教师、答辩委员会（小组）成员均应按统一标准给出成绩。为保证成绩评定的公正性，两部分成绩互不参考。5.学生毕业设计成绩评定标准主要依据；1）毕业设计质量；2）学生毕业答辩中所表现的实践、理论知识水平和解决问题的能力；3）指导人的评语；4）设计说明书的图纸的质量。优秀：1）设计方案先进合理、技术经济效果好；2）设计内容能较好的体现国家方针政策；3）设计图纸正确、符合标准，美观整洁，说明书言简意赅计算正确。4）独立工作能力强，对设计中的某些问题有深入的分析研究或创造见解。5）答辩中能运用理论知识分析和解答问题，对设计内容有较好、较深的理解、能掌握煤矿有关安全规程和技术规定。良好：1）毕业内容能体现国家方针政策；2）设计方案合理，技术经济效果较好；3）设计图纸正确、符合标准、整洁美观、说明书文理通顺，计算正确；4）能在指导人的指导下，运用资料和文献完成任务；5）答辩中有分析问题解决问题的能力，一般有了解煤矿有关规定和技术规定。及格：1）毕业设计内容能考虑国家的方针政策；2）设计方案与内容基本符合要求，技术经济效果一般；3）图纸说明书尚整洁通畅，有一般性错误，但尚能达到设计的基本要求。4）能够在指导人具体帮助下完成设计任务；5）在答辩中对设计内容能够理解，对煤矿安全规程和技术规定掌握有缺，但无原则性错误。不及格：1）没有完成大纲规定的毕业要求内容；2）工作态度不端正，说明书和图纸抄袭别人的；3）设计中有重大原则错误或工作态度不认真，说明书和图纸错误较多，影响整个设计质量。（二）答辩1.答辩委员会和答辩小组答辩委员会和答辩小组由系统一组织。所有学生必须参加小组答辩，答辩小组成员不得少于三人。2.答辩资格学生必须在规定的时间提交设计成果。凡未按要求完成毕业设计或有严重抄袭行为、设计成果有严重错误或质量太差者，由指导教师提议，答辩委员会复议确认后，取消该学生答辩资格。3.答辩程序采矿工程专业学生毕业答辩主要为设计内容答辩：1）学生简述设计主要内容；2）答辩组成员提问；3）学生回答问题；4）答辩小组给出设计内容答辩成绩。3.5其它对毕业设计评为优秀的学生要按《太原理工大学毕业设计（论文）工作条例》中的要求，写出设计摘要。3.6设计具体内容及要求如下：（按章节安排）

第一章矿井概况井田地理位置及交通情况，地形及地震情况。煤质牌号和用途（附交通位置图）。井田境界，尺寸和开采面积。煤田生成期，井田内主要含煤地层与含煤系数（附煤层煤质特征表）。井田主要地质条件和水文地质条件。沼气含量及沼气等级，煤尘爆炸的可能性，是否有煤与沼气突出，矿井地质储量、可采储量、设计生产能力和服务年限，矿井工作制度。矿井开拓，井田开拓方式，井田划分，开采水平数目和位置，水平运输大巷的位置，主要石门长度或采区石门长度，间距和数量，主要上下山位置长度和数量（附矿井开拓平面图）。井峒位置，数目，形式和用途，井筒直径和技术装备。井底车场形式和通过能力（附井底车场筒图）矿井主要通风，运输，排水，供电，压风，注浆，洒水系统，筒述主要设备的技特征。矿井现有采区形式，尺寸和巷道布置，采区生产能力和同时生产的工作面数，采煤方法和回采工艺的主要类型，开采顺序。上下煤层间在开采上相互影响程度（附典型采区巷道布置平面图。）第二章采区地质情况一、采区位置：采区位置、范围、走向长、上下标高、相邻采区情况和开采关系。二、煤层构造：采区内的断层、褶曲、陷落柱、岩浆岩浸入情况及对开采的影响。三、煤层及顶板性质：采区内可采煤层的层数、厚度、间距、走向、倾向的变化情况，沼气涌出量，煤层自然发火期，煤层夹石及火成岩侵入情况，煤层内尖灭、分叉及合并情况，煤层顶底板的岩性厚度、稳定性对采掘影响。四、采区沼气、煤尘情况。五、本采区开采可能影响的范围内地表各种水流情况，对影响钻孔的封孔的质量，周围采空区及小煤矿的积水情况对采区开采的影响，开采影响到的含水层位置（层位）厚度，充水条件及充水性质，断层的导水性质，断层防水煤柱。第三章采区储量与生产能力一、采区储量：部分采区内工业储量及可采储量，确定设计损失量（附储量计算图）二、采区生产能力：确定采区设计生产能力，总述其依据。三服务年限：采区生产能力和递增期与正常生产期采区服务年限。附储量计算表工业储量（Mt）损失量落煤损失（Mt）可采储量（Mt）回采率（%）含煤柱（Mt）厚度损失（Mt）名称数量名称或地点数量小计其中：阶段煤柱上山煤柱隔离煤柱构造煤柱其他煤柱小计其中：（1）（2）（3）（4）总计第四章采区方案设计一、采区方案的选择二、采区巷道布置１、采区设计方案选择及其参数的确定。采区形式：采区上下山位置、区段平巷与联络巷道的形式、位置和布置方式，采区巷道布置应提出几个可行的方案，通过技术经济比较确定（附技术经济比较表）回采工作面推进方向，综采工作面确定推进方向时所考虑的因素。区段运输平巷与区段回风平巷的合理布置。筒述岩巷及煤巷掘进方法和设备、通风运输系统、掘进速度，同时掘进工作面数量，回采工作面与掘进工作面的数量比。计算采区总工程量、投产工程量及采区准备时间（附采区工程及准备时间表）。采区工程量及准备表工程名称工程量（m）施工天数工期安排备注岩巷半煤岩巷煤巷注：工程量算全部，工期算到第一个面投产。回采工作面长度、采高及分层厚度、区段数及区段斜长。采区内各条巷道之间的距离及煤柱尺寸。2、开采顺序：采区煤层、区段的开采顺序、同采煤层和工作面数目、上下分层、上下煤层、上下区段同采时回采工作面的超前距离，掘进顺序。3、采区上中下部车场的形式及确定依据。4、采区峒室：采区煤仓的位置、形式及确定依据。采区变电所的位置、主要尺寸和支护方法。采区绞车房的位置、主要尺寸和支护方式。采区水泵房的位置、主要尺寸和支护方式。采区沉淀池的位置、形式和规格。5、采区生产能力和服务年限的核算。采区回采工作面接续表，回采工作面的生产能力、采区正常生产时的生产能力、采区生产能力的递增期、递减期服务年限。第五章回采工艺一、回采工艺的选择，工作机械的技术特征。二、落煤：机械落煤的进刀方式和截割方式，截齿消耗，有夹石和顶煤时的处理；破煤的炮眼布置方式，炮眼参数和循环炸药雷管消耗，爆破说明书（附炮眼布置和循环炸药雷管消耗量表）炮眼布置和炸药雷管循环消耗量表炮眼布置方式联炮方法一次放炮数炮眼名称间距m位置（m）角度眼深m炮眼数雷管炸药（kg）跑泥长度m距顶距底水平垂直每孔合计三、装煤机运煤（综采不作此部分内容）。四、顶板管理：工作面支架形式、材料及规格、布置方式、桩距与栅距、支护强度计算，工作面上下出口处的支护方式（附：架材料型号及规格表，工作面支架说明书）。采空区处理方法的选择，控顶距离、特种支架类型、材料规格和布置方式分层开采：下行冒落法的假顶选择人工假顶材料的选择，规格和辅设，采区再生顶板的技术措施和间隔时间，上行工作充填法的充填材料选择和充填方式。五、回采工作面的生产技术管理：回采工作面的循环方式，作业形式、劳动组织和人工出勤表，循环图表，技术经济指算法。六、主要安全技术措施。第六章采区生产系统（系指确定的方案）一、采区运输（煤、矸石、材料、人员）采区运输系统、采区各环节的运输方式、运输设备的选择、各环节运输能力的验算，（包括下部车场通过能力）。（附：采区运输流程图，运输设备特征表）。二、采区通风：采区通风系统、采区总供风量、采掘工作面及峒室的需风早，计算采区负压及等积孔，通风网路计算、分配风早，风速验算，配通风设备和构筑物（附：通风网路图）。三、采区供电：采区供电系统、采区变电所负荷计算及变压器容量选择，控制设备选择。做一个回采工作面和掘进工作面的低压电缆选择。采区照明（附采区供电系统图，电气设备负荷统计表，供电设备型号及数量表）。四、压风系统：采区使用风动设备的地点，风动工具的型号、台数、压风管路系统。五、防尘注浆系统：采区喷雾装置洒水和注浆地点，主要供水管路和注浆管路系统。六、采区上下山排水。采区下山排水。采区涌水情况、采区排水系统、水泵及水仓位置，选择水泵型号及台数、选择管道直径。第七章安全技术措施预防水、火、沼气、瓦斯突出、煤尘穿过断层、老空区等地质复杂的地带、特殊问题提出的安全技术措施。(此章内容一定要结合采区内实际情况编制,要有针对性，切莫按照书本条文照抄)第八章采区技术经济指标表见采区技术经济指标表和回采工作面技术经济指标表。采区技术经济指标表项目单位指标采区尺寸(走向长×倾向长)m采区上下限m煤层厚度m煤层倾角度区段个数个工作面个数个同时生产工作面个数个采区生产能力Mt/a采区服务年限a采区总工程量M万吨掘进率m/万t采区回采率%准备时间月回采工作面技术经济指标表序号项目单位数量计算式说明1回采工作面走向长度m2回采工作面倾斜长度m3煤层厚度m4煤层倾角度5回采率%6采煤方法7顶板管理方法8日循环数目个9进度循环进度m日进度m/日10工作面日产量t/日11炸药消耗量kg/万t12雷管消耗量个/万t13坑木消耗量m/万t14金属支柱数根15金属顶梁数根16日出勤人数人17回采工效率t/工班18吨煤成本元/t

第四部分设计示例倡源煤炭公司二采区采区设计说明书目录TOC\o"1-2"\h\z\u第一章矿井概况 -22-1.1井田地质特征 -22-1.2煤层的埋藏特征 -23-1.3井田境界与储量 -27-1.4矿井开拓 -28-第二章采区地质特征 -33-2.1采区范围 -33-2.2采区地质情况 -33-2.3采区储量和生产能力 -34-第三章采煤方法及采区巷道布置 -38-3.1采煤方法的选择 -38-3.2矿压观测情况 -38-3.3采区巷道布置 -39-3.4回采工艺与劳动组织 -40-3.5采区准备 -42-第四章采区运输、防排水与供电 -43-4.1采区运输 -43-4.2采区防排水和洒水 -43-4.3采区供电 -45-第五章采区通风与安全 -48-5.1采区通风系统 -48-5.2风量配备 -48-5.3通风构筑物 -52-5.4安全措施 -52-第六章采区巷道规格及支护方式 -55-6.1概述 -55-6.2采区巷道规格及支护方式 -55-第七章采区设备选型及计算 -56-7.1采煤机的选型及计算 -56-7.2运输机的选型及计算 -56-7.3顺槽设备的选型 -57-7.4支架的计算与选型 -57-7.5其他设备的选型 -60-第八章采区主要经济技术指标 -61-参考文献 -63-致谢 -64-第一章矿井概况1.1井田地质特征倡源煤炭公司位于介休市东20km处的连福镇后崖头村，行政区划隶属介休市连福镇管辖。其地理坐标：东经112°05′17″—112°08′00″，北纬36°59′30″—37°01′00″。该矿西距介休市20km，北距大运公路及南同蒲铁路义安站21km，东距介（休）—沁（源）公路6km，且有乡村公路与之相连接，交通条件便利。本矿井地处太岳山西麓的延伸部分，土地贫瘠，当地居民以从事农业生产为主；介休市煤炭资源较丰富，煤炭炼焦业发达。井田内出露地层有石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组及二叠系上统上石盒子组。本区北邻晋中盆地，属中低山区。井田地势起伏，冲沟发育。井田内大面积基岩裸露，山顶黄土覆盖形成梁、垣、峁等特征的黄土地貌。整体地势为东、南高，西、北低，最高点位于井田东南部关子岭，海拔标高1524.60m，最低点位于井田西北部沟内，海拔标高1232.00m，相对高差292.60m。井田隶属黄河流域汾河水系。井田内无常年地表水体及河流，仅在雨季沟谷有短时山洪。本区属温带大陆性气候，冬冷夏热，冬春干旱多风，夏秋温和多雨。年平均气温10.9℃，其中一月气温最低，平均为-5.5℃，极端最低气温-21.6℃（1977年1月5日），七月份气温最高，平均为17.1℃，极端最高气温为38℃（1974年6月26日）。年平均降水量为571.85mm，多集中在6井田褶曲不发育。井田内地层总体为走向北西～南东向，倾向北东，倾角一般5～12°的单斜构造，由于断层影响，局部地层倾角较大约18°左右，井田内发现有6条断层。1）F1正断层：位于井田中北部，贯穿井田东西部，在井田中西部略呈“S”型，走向南西～北东向，倾向北西，倾角70～80°，井田西南部落差140～160m，东北部落差为60～80m，井田内延伸3500m。井下采掘9号煤层时也发现。2）F2正断层：位于井田北部，走向南西～北东向，倾向北西，倾角70°～80°，落差20～40m，井田内延伸1150m。3）F3正断层：位于井田的东部，走向南西～北东向，倾向南东，倾角75°，落差20m，井田延伸850m。4）F4正断层：位于井田西南部，F2正断层南，走向近东西，倾向北，倾角70°，落差30m，井田内延伸970m。井下采掘9号煤层时发现。5）F5正断层：位于井田西南部，F4正断层南，走向北西～南东，倾向北东，倾角75°，落差20m。井田内延伸860m。井下采掘9号煤层时发现。6）F6正断层：位于井田西南部，F5正断层南，走向北东～南西，倾向北东，倾角60°，落差5m。井田内延伸380m。井下采掘9号煤层时发现。总之，井田为一走向北西～南东向，倾向北东，倾角一般5°～12°的单斜构造，地层较平缓，但井田北部断层较发育，确定井田地质构造类型为中等二类。主要断层特征见表1-1-1。井田勘探程度较高。表1-1-1井田内断层特征表断层名称性质走向倾向倾角/（°）落差/m控制程度F1正断层SW～NENW70～80西南部：140～160东北部：60～80F2正断层SW～NENW70～8020～40F3正断层SW～NESE7520F4正断层近EWN7030F5正断层NW～SENE7520F6正断层NE～SWNE6051.2煤层的埋藏特征井田内2号煤层埋藏深度为375～665m。井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，共含煤11层，煤层总厚10.9m，含煤系数9.1%。主要可采煤层为山西组2号煤层和太原群9+10号煤层。本井田批准开采2、3、5、9、10、11号煤层。根据地质报告，井田内有价值的可采煤层为2、3、5、9、10、11号煤层，2上、2下、5上、5下号煤层不稳定零星可采，现将井田内已批和未批的有价值可采煤层叙述如下：（1）2号煤层位于山西组中下部，厚度0.58～1.00m，平均0.77m（2）3号煤层位于山西组下部，上距2号煤层10.34m左右，煤层厚度0—1.30m，平均0.78m，不含夹矸，为不稳定局部可采的薄煤层，其顶板为泥岩，底板为泥岩。（3）5号煤层位于太原组上段中上部，上距K7砂岩平均10.83m。厚度0～2.01m，平均1.06m（4）9号煤层位于太原组下段顶部，K2灰岩为其直接顶板。厚度0.59～2.69m，平均2.02m。局部含一层夹矸，为稳定可采煤层。顶板为石灰岩，厚度平均1.61m，无伪顶，石灰岩质硬，易于管理。底板为泥岩，局部为砂质泥岩，厚度平均4.75m（5）10号煤层位于太原组下段中部，上距9号煤层底平均4.75m。厚度0.70～2.20m，平均1.38m，含0～1层夹矸，为稳定可采的煤层，其顶板为泥岩或砂质泥岩，厚度4.75m，底板为泥岩，局部为砂质泥岩，厚度3.16m（6）11号煤层位于太原组下段下部，上距10号煤层底平均3.16m。厚度2.35～3.80m，平均2.98m，一般含一层夹矸。顶板为砂质泥岩或泥岩，厚度平均为3.16m，底板为泥岩，厚度1.00m2号煤层：结构简单、埋藏稳定，直接顶为泥岩或炭质泥岩、煤线与粉砂岩复合层，老顶为K8砂岩，底板为泥岩或砂岩。在本井田范围内，煤层厚度为5.2m，井田大半部可采，东部不可采。9+10号煤层：为9号、10号煤层的合并层，全区稳定可采。井田内煤平均厚2.4m。含夹矸一层，结构较复杂。顶板为K2石灰岩，底板为泥岩。煤层倾角为4°，煤层间距为11m。本区2号煤层瓦斯相对涌出量一般7.3m3/t，为低瓦斯矿井。煤尘爆炸指数为19.2可采煤层特征和煤的工业分析分别见表1-2-1和表1-2-2。表1-2-1可采煤层特征表煤层号煤层厚度煤层间距复杂程度稳定性可采性顶底板岩性最小-最大平均(m)最小-最大平均(m)顶板底板20.58-1.000.776.25-12.4510.34简单(0)稳定赋存区可采泥岩泥岩砂质泥岩30-1.300.78简单(0)不稳定局部可采泥岩泥岩11.36-17.6814.2050-2.011.02简单(0-1)不稳定局部可采泥岩，砂质泥岩泥岩砂质泥岩23.25-37.8032.6490-2.692.18简单(0-1)较稳定大部可采石灰岩泥岩砂质泥岩2.45-7.204.75100.70-2.201.38简单(0-1)稳定全区可采泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩2.19-5.093.16112.35-3.802.98简单(0-1)稳定全区可采泥岩砂质泥岩泥岩粉砂岩表1-2-2煤的工业分析表表1-2-2煤的工业分析煤层号工业分析％发热量Qgr.daf(MJ/kg)CRC粘结指数GR.I胶质层指数浮煤回收率%(1.4比重)煤类MadAdVdafSt.dYmmXmm2原煤0.20-0.740.3712.14-26.0917.6625.39-27.4126.660.58-2.251.1529.36-31.7531.037-87JM浮煤0.19-0.310.275.26-12.147.4324.52-30.6426.530.49-1.581.0133.45-34.3734.087-8893-9895.520.5-2523.1723.062.50-93.3371.913原煤0.13-0.700.479.35-34.5020.5822.45-30.1025.171.41-2.611.8722.72-29.1926.196-77JM浮煤0.34-0.710.539.09-12.7010.9320.39-27.3423.950.76-1.050.9430.82-32.9631.896-8760-9380.311.0-20.016.518.530.00-50.0042.505原煤0.17-0.600.3914.46-42.5424.3423.59-29.4626.930.94-1.471.2019.46-30.8526.684-76JM浮煤0.22-0.380.296.29-9.547.6022.11-26.5323.930.61-1.991.4732.79-33.6133.207-8771-958613.0-25.019.019.00-86.6753.009原煤0.14-0.980.4811.95-27.0318.0622.19-24.3623.511.06-3.952.3725.74-31.5929.157-87JM浮煤0.20-0.380.267.99-9.779.0021.33-22.6321.831.51-2.632.1232.45-33.3432.967-8880-9085.513.0-18.015.018.045.78-50.0056.6010原煤0.20-0.760.4615.39-41.6124.5022.04-26.3124.180.60-1.601.0919.44-30.0426.474-76SM-JM浮煤0.22-0.680.386.96-11.529.6519.59-23.3721.330.86-1.521.0831.82-33.6932.725-7658-8869.612.0-14.013.128.027.30-68.1855.1611原煤0.19-0.840.4315.41-30.9421.3621.01-23.7422.340.80-0.840.8226.70-30.1528.944-85SM-JM浮煤0.22-0.520.357.22-12.249.9419.07-20.6520.160.77-0.950.8231.24-33.4532.314-8654-8068.88.5-14.010.229.024.00-80.0051.511.3井田境界与储量该矿东邻南窑头煤矿，南邻关子岭煤矿（关闭）、圆则沟（关闭）、神头岭（关闭）、赵家庄等矿，西邻后崖头（关闭）、称德沟煤矿，北邻芦葫瑅煤矿、靠龙庄煤矿（关闭）。井田拐点坐标表见表1-3-1。表1-3-1井田拐点坐标拐点号XY拐点号XY14097700.0019597400.0084097150.0019599750.0024098100.0019599500.0094096750.0019598500.0034098095.0019599759.00104096750.0019597800.0044099020.0019599748.00114097200.0019597600.0054099033.0019600861.00124097100.0019596900.0064096250.0019600894.00134097700.0019596900.0074096250.0019599750.00井田东西长约3.99km，南北宽为2.78km，面积约5.7793km2。批准开采2、3、5、9、10、11号共计6个煤层。依据本井田范围内的地质勘探程度，本井田范围内的地质储量均可记为工业储量，井田范围内的工业储量计算公式：其中：——工业储量，Mt；——井田面积,km2；——煤层平均厚度，m；——煤的容重，t/m3。本井田9+10号煤的工业储量为：=20.5×5.2×1.4=149.24Mt井田可采储量计算：矿井的设计储量，指在井田范围内的工业储量减去永久煤柱损失，包括井田边境保护煤柱，村庄、断层、陷落柱、铁路、公路、水库、河流、湖泊等所要留设的保护煤柱。本井田范围内考虑留设的煤柱有,井田边界保护煤柱，村、镇保护煤柱。表1-3-2设计储量计算名称井田边界村镇计算保护煤柱宽度(m)20241228实际保护煤柱宽度(m)20250230保护煤柱面积（km2）0.31.040.78煤柱损失量（Mt）13.43设计储量（Mt）135.81矿井的设计可采储量，指的是矿井的设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱煤量后乘以回采率。即：=（135.81－4.25－12.10）×0.85=101.541（Mt）1.4矿井开拓矿井达产时共布置3个井筒，即主立井、副立井、前期回风立井，其中：主井采用立井布置方式，井筒深度570m，井筒净直径井筒净断面m2通风校验：v=Q/S0式中，Q——风速，取52m3/sS0——有效面积，主井内不设T字间，S0=0.9S=0.9×33.27=29.943m故v=52/29.943=1.74m/s≤vmax=12m/s,断面合理。副立井：井筒深度536m，井筒净直径井筒净断面m2，采用混凝土砌碹支护方式，支护厚度通风校验：v=Q/S0式中，Q——风速，取78m3/sS0——有效面积，副井内设T字间，S0=0.8S=0.8×44.16=35.33m故v=78/35.33=2.21m/s≤vmax=8m/s,断面合理。前期回风立井：井筒深度615m，井筒净直径井筒净断面m2，采用混凝土砌碹支护方式，支护厚度通风校验：v=Q/S0式中，Q——风速，取130m3/sS0——有效面积，风井内设T字间，S0=0.9S=0.9×19.625=17.66m故v=130/17.66=7.36m/s≤vmax=8m/s,断面合理。井筒特征见表1-4-1。表1-4-1井筒特征表序号井筒特征混合立井回风斜井（一坑副斜井）行人斜井（一坑主斜井）1井口坐标纬距（X）4097440.0004096997.7504097057.180经距（Y）19599667.00019597715.44019597782.820标高（Z）1380.5001262.381265.532提升方位角（°）主提升90,副提升1803井筒倾角（°）9018184车场水平标高（m）9285井底标高(m)8671202.241202.0536井筒深度(斜长)（m）513.51981657井筒规格（m）φ84.2×3.22.2×2.18井筒净断面（m2）50.311.549井筒掘断面（m2）63.612.610井壁厚度（mm）表土段900500基岩段50012011井壁材料表土段钢筋砼料石基岩段砼锚喷12井筒装备一对9t多绳箕斗、一对1t矿车单层二车多绳罐笼(一宽一窄)、梯子间及各种管线台阶、扶手台阶、扶手本矿井为低瓦斯矿井，所采煤层属缓倾斜煤层，地质条件简单～中等，断层发育，由于断层的切割，将全井田分割成大小不等的4个块段，设计根据井田开拓布置，结合煤层自然赋存条件，将全井田划分为8个采区，其中上煤组划分为4个采区，下煤组划分为4个采区。目前，采区及工作面布置的原则是，有条件时，尽量推行“一井一面”，实现合理集中生产。就本矿井而言，由于上组2、3、5号煤层为薄煤层，煤层平均厚度0.77～1.06m，煤层生产能力较低，工作面单产低；而下组9、11号煤层为中厚煤层，煤层平均厚度1.38～2.98m，煤层生产能力较高，但由于地质构造复杂，初期不宜采用综采，亦限制了工作面单产的提高。因此，按“一井一面”的模式，在任何一个煤层中布置一个高档普采工作面，都难以保证900kt/a的生产能力。特别是上组煤单独开采时，要达到矿井900kt/a的设计生产能力，至少需要布置4～5个工作面同时开采，生产过于分散，不便管理。基于上述分析，为保证矿井有较长的稳定生产期，使生产合理集中，上、下组煤应搭配开采。根据上、下组煤层可采储量的比例关系，上、下组煤的产量配采比例以1:2为宜。一、二水平同时开采。煤组之间采用下行开采与上行开采相结合的开采顺序，上、下组煤在不同域同时开采。同一煤组内各煤层采用下行式开采顺序，即先采上煤层后采下煤层。采区之间开采顺序为先近后远依次开采。根据井田开拓方式及水平划分方案，设计大巷布置形式采用分组联合布置方式，上组煤2、3、5号煤层联合布置一组（3条）大巷，其中轨道和回风大巷分别沿5号和2号煤层布置，为进一步探明煤层的赋存情况，皮带大巷沿3号煤层布置，为减小护巷煤柱尺寸，设计将回风大巷和皮带大巷重叠布置；下组煤9、10、11号煤层布置一组（3条）大巷进行联合开采，为减少初期轨道大巷辅助运输环节，设计二水平南翼轨道大巷在车场石门口至采区下山口之间沿9号煤层顶板布置，标高928m，皮道和回风大巷在车场石门口至采区下山口之间也沿9号煤层顶板布置，标高定为933m。由于9号煤层顶板为石灰岩，岩性较好，有利于巷道支护与维护，设计二水平北翼皮带、回风大巷均沿9号煤层顶板布置，轨道大巷沿10号煤层布置。矿井提升、运输：矿井设计生产能力900kt/a，采用混合立井提升。混合立井净直径8m，装备一对9t四绳提煤箕斗，担负矿井的煤炭提升任务；另外装备一对一t矿车单层双车四绳罐笼（一宽一窄），担负矿井人员、设备、材料等辅助提升任务,兼作进风井和安全出口。本矿井设计生产能力900kt/a，大巷采用分组联合布置方式，除二水平南翼大巷沿9号煤层顶板水平布置外，一水平大巷及二水平北翼大巷均沿煤层布置，巷道底板起伏较大，煤炭运输难以采用轨道运输方式。带式输送机运输具有环节简单、连续性强、运输能力大、比轨道运输节省人力、自动化程度高、安全、高效，易于自动控制等优点，是井下煤炭运输的首选方式，因此，设计确定井下大巷煤炭运输采用带式输送机运输方式。暗斜井、上仓斜巷、采区上（下）山等也采用带式输送机运输。运煤系统：工作面采出的煤通过运输顺槽，运输大巷，集中运输大巷至井底煤仓，由主立井运至地面。运料系统：工作面所需的材料和设备，通过副立井下放至井底车场，再通过井底车场，集中轨道大巷，轨道大巷，再到轨道顺槽运至各个工作面。通风系统：主立井→集中运输巷→运输大巷→工作面运输顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。副立井→集中轨道巷→轨道大巷→大巷联络巷→工作面运输顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。运人系统：人员从副立井到达井底车场，乘坐人车通过集中轨道大巷，轨道大巷到达大巷停车点，再通过轨道顺槽或掘进进风巷进入工作面。排矸系统：本矿巷道多为煤层巷道，矸石相对较少，排矸系统较为简单，矸石经轨道大巷，集中轨道大巷至井底车场，由副立井排出地面。排水系统：回采工作面的涌水可通过小水泵排到运输、轨道大巷，再由大巷水沟到利用小水泵到集中轨道巷，然后到井底水仓，再由主排水泵通过副立井排至地面。矿井设置一个生产水平，即＋376.5水平。主立井落底后直接与9+10号集中运输大巷相连。副立井落底后，在＋376.5水平设置立井刀式车场，该车场与集中轨道大巷直接相连，车场内铺设22kg/m轨道，轨距600mm。车场内采用人力推、调车方式。车场巷道均采用半圆拱断面，锚喷支护。根据《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，考虑本矿井的具体情况，矿井年工作日数按330d计算，采用四六制生产方式，即三班生产，一班检修，每班生产六小时，每天净提升时间为16h。矿井生产能力为90万吨，生产采区两个，为二采区和七采区，布置两个工作面。第二章采区地质特征2.1采区范围投产的二、七采区西以大巷及井田西边界为界，北以F2断层为界，东、南均以井田边界为界。二采区上组煤中，沿2、3、5号煤层分别布置回风、皮带和轨道下山，为减少下山煤柱，回风上山和皮带上山重叠布置，回风、皮带下山与轨道下山间距为30m。七采区下组煤中，由于9号煤层顶板为石灰岩，有利于巷道的支护与维护，设计皮带和回风下山沿9号煤层布置，沿顶掘进，为探明煤层的走向，弥补地质勘探的不足，而将轨道下山布置在10号煤层中，为减少下山煤柱，将轨道下山布置在皮带下山和回风下山的中间，下山间距为20m。2.2采区地质情况井田内2号煤层埋藏深度为375～665m。井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，共含煤11层，煤层总厚10.9m，含煤系数9.1%。主要可采煤层为山西组2号煤层和太原群9+10号煤层。2号煤层：结构简单、埋藏稳定，直接顶为泥岩或炭质泥岩、煤线与粉砂岩复合层，老顶为K8砂岩，底板为泥岩或砂岩。9+10号煤层：为9号、10号煤层的合并层，全区稳定可采。含夹矸一层，结构较复杂。顶板为K2石灰岩，底板为泥岩。在本井田范围内，煤层厚度为5.2m，井田大半部可采，东部不可采。煤层倾角为4°。本矿井批准可采煤层6层，其中2、3、5号煤层为大部可采较稳定的薄煤层，9、10、11号煤层为全井田稳定可采的中厚煤层，一般不含夹矸，煤层结构简单；煤层倾角平缓，小于15°；矿井涌水量较小，水文地质条件属简单～中等类型；煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井。但矿井地质条件较复杂，井田范围内断层较发育，落差20m以上的断层有5条。由于断层的切割，整个井田被分为大小不等的4个块段，而且煤层的走向变化较大，对采煤方法的选择影响较大。2.3采区储量和生产能力地质资源量现有地质资源量55736kt，其中探明的经济基础储量（111b）9652kt，控制的经济基础储量（122b）13382kt，推断的内蕴经济资源量（333）32702kt。（111b+122b）储量23034kt，占总资源量的41.33%。表2－3－1地质资源量汇总表单位：kt煤层编号111b122b333111b+122b111b+122b+333(%)214416728352113294871.68332883288553885388982111254376394651322871.5510421651284216934445.121172401430072402154033.61合计96521338232702230345573641.33表2－3－2工业资源/储量汇总表单位：kt煤层编号111b122b333k111b+122b111b+122b+333k(%)214416726682113278176.0326312631543114311982111254301094651247575.910421641024216831850.71172401144072401868038.8合计96521338226162230344919646.8工业资源/储量推断的内蕴经济资源量（333）32702kt，占矿井总地质资源量的58.7%，根据矿井的地质构造简单～中等、煤层赋存稳定的情况，及本矿井与临近其他矿井实际生产揭露情况，设计将（333）资源资源量的80%（即可信度系数取0.8）计入矿井工业资源/储量。矿井工业资源/储量为49196kt。见表2－3－2。安全煤柱的留设1、村庄、工业广场及井筒保护煤柱井田开采范围内有2个自然村,即关子岭村和靠龙庄，设计暂不考虑村庄搬迁，需留设保护煤柱。矿井新建工业广场及已有且被利用的井筒需留设永久保护煤柱。保护煤柱根据岩石移动角留设，冲积层移动角取45°,基岩移动角取δ=σ=70°,β=70°–0.6α。村庄围护带宽度取10m，工业广场及井筒围护带宽度取15m。表2－3－3矿井设计资源/储量汇总表单位：kt煤层编号工业资源/储量永久煤柱设计资源/储量境界村庄断层小计22781192875608391942326311858454080918225431117813753585034619124756323801920293295431083182042116261041727711186806756112159344515235合计49196206615106340991639280表2－3－4矿井设计可采储量汇总表单位：kt煤层编号设计资源/储量煤柱开采损失可采储量工业场地及井筒大巷小计2194245491545213118431822437885252051092534614308351360423449954318502852135197854301072776009269212655320111523521603102470274110024合计392806401105368807006253942、井田境界煤柱按本井田一侧20m留设。3、断层煤柱井田内赋存6条断层，其中F1断层落差东北部为60～80m，西南部为140～160m，F6断层落差5m，其它断层落差20～40m。推测断层有导水性。断层煤柱的留设宽度，根据《矿井水文地质规程（试行）》附录二和附录八的规定，按以下两种方法分别计算，并取用较大值，但不得小于20m。（1）当考虑断层水在顺煤层方向的压力时，按下式计算：L=0.5KM≮20m式中：L—煤柱留设的宽度，m;K—安全系数，取3；M—煤层厚度,m；P—水头压力，MPa；KP—煤的抗张强度，取4.5MPa。(2)当考虑底部压力时，按下式计算：L=≮20mH安=+10式中：H安—导水裂隙带至含水层间防水岩柱的厚度，m；Ts—突水系数，MPa/m，采用受构造破坏块段的临界突水系数0.06；10—保护带厚度，m；α—断层倾角，度。其余同前。计算结果见表2－3－5。4、大巷煤柱对2、3、5号煤层中布置的大巷两侧留设煤柱宽度为25m，对9、10、11号煤层布置的大巷两侧留设煤柱宽度30m。5、开采损失2、3、5号煤层为薄煤层，开采损失率为15%，9、10、11号煤层为中厚煤层,开采损失率为20%。表2－3－5断层煤柱留设计算结果汇总表断层编号断层落差(m)断层倾角(°)煤柱宽度（m）2#煤3#煤5#煤9#煤10#煤11#煤F160～16070～80404040404040F220～4070～80202025343536F32075202020202020F43070202020202122F52075202020202022F6560202020202020采区设计服务年限二采区可采储量1184kt，设计生产能力140kt/a，根据本井田的开采技术条件及规范要求，储量备用系数取1.4，计算二采区服务年限为：A=1184/（140×1.4）=6.04a七采区可采储量10750kt，设计生产能力760kt/a，则七采区服务年限为：A=10750/（760×1.4）=10.1a第三章采煤方法及采区巷道布置3.1采煤方法的选择9+10号煤层平均厚度5.2m，井田北部大部分地区煤层结构简单，赋存稳定，前期开采较为方便，井田南部断层发育，后期开采较困难。顶板岩性为石灰岩；厚度0.71～0.79m，平均0.75m，底板岩性为砂质泥岩、泥岩。本煤矿设计生产能力为90万t/a，根据煤层赋存条件和开采技术水平，确定采用倾斜长壁采煤法，大巷条带式开采。矿井首采煤层为一水平二采区的2号煤层和二水平七采区的9+10号煤层。2号煤层厚度0.7～0.85m，平均0.78m，顶板为泥岩，厚2.5m；9+10号煤层厚度平均5.2m，顶板为石灰岩，厚度3.5m，无伪顶。据此，确定工作面顶板管理方式采用全部垮落法。3.2矿压观测情况井田可采煤层为2、3、5、9、10、11号煤层，2、3号煤层属顶板进水为主的砂岩裂隙充水矿床，矿井涌水量不大，井田东部2煤层底板最低标高为720.00m，位于不可采区内。可采区内最低底板标高为820m，低于井田内奥灰岩溶水位标高925.00～931.00m，通过计算，2、3号可采区内最低点奥灰突水系数分别为0.02MPa/m和0.04MPa/m，小于有构造破坏临界突水系数0.06MPa/m，理论上，奥灰岩溶水对井田2、3号煤层开采无影响。5、9、10、11号煤层属顶板进水为主的岩溶裂隙充水矿床。井田东北部5、9、10、11号煤层最低底板标高分别为680、660、620、620、620m，低于奥灰岩溶水标高925.00～931.00m，井田西部5、9、10、11号煤层底板标高高于奥灰水位标高。对于井田东部约井田1/3面积的煤层底板低于奥灰岩溶裂隙水位的区域，奥灰岩溶水对煤层开采的影响程度，现通过计算奥灰水突水系数加以分析。计算公式如下：Ts=P/(M-Cp)式中：Ts—突水系数MPa/m，P—隔水层底板所承受的最大静水压力MPa，M—隔水层底板泥岩有效厚度m，Cp—煤层开采对隔水层底板扰动破坏厚度，（取值根据公式：Cp=0.7007+0.1079L,L=80）计算结果见表3－2－1。表3－2－1奥灰水突水相关参数煤层号P（MPa）M（m）CpTs（MPa/m）22.318131.50160.0233.405102.48160.0453.07168.39160.0692.99640.67160.12103.34135.92160.17113.31032.76160.20通过计算，井田东北部9、10、11号煤层突水系数分别为0.12、0.17、0.20MPa/m，大于有构造破坏的临界突水系数0.06MPa/m，有奥灰突水安全隐患；5号煤层突水系数为0.06MPa/m，等于有构造破坏的临界突水系数0.06MPa/m，理论上无奥灰突水安全隐患问题。各煤层临界突水系数值对应煤层底板标高见表3－2－2。煤层开采向井田东北延深时，在没有搞清楚断层的导水性的情况下，由于5、9、10、11号煤层最低底板标高均低于奥灰水标高，要特别注意奥灰突水问题，并应制定预防奥灰水突水的措施。表3－2－2各煤层临界突水系数值对应煤层底板标高煤层号91011底板标高777801818备注临界突水系数值为0.06MPa/m3.3采区巷道布置投产的二、七采区西以大巷及井田西边界为界，北以F2断层为界，东、南均以井田边界为界。经经济技术比较，二采区上组煤中，沿2、3、5号煤层分别布置回风、皮带和轨道下山，为减少下山煤柱，回风上山和皮带上山重叠布置，回风、皮带下山与轨道下山间距为30m。七采区下组煤中，由于9号煤层顶板为石灰岩，有利于巷道的支护与维护，设计皮带和回风下山沿9号煤层布置，沿顶掘进，为探明煤层的走向，弥补地质勘探的不足，而将轨道下山布置在10号煤层中，为减少下山煤柱，将轨道下山布置在皮带下山和回风下山的中间，下山间距为20m。在下山两侧布置工作面，由采区边界向下山方向后退回采。2号煤工作面推采长度约1500m，9+10号煤工作面推采长度约700m，通过中部车场及进、回风斜巷与采区下山相连。3.4回采工艺与劳动组织由于9+10号煤层厚度较大，埋藏稳定，采用综采工艺，回采工作面推进长度较长，回采工作面长度取150m。首采工作面参数见表3-4-1。表3-4-1首采工作面参数序号项目单位指标备注1工作面长度m1502推进长度m3煤层平均厚度m5.24煤层倾角度45割煤高度m5.2支架支护高度有限6截深m0.87日循环数个68正规循环率0.859年推进度m1584矿井达到设计生产能力时，在9+10号煤层中布置一个综采工作面。工作制度为四六制，三班生产，一班准备。每班进两刀。根据回采工作面设备选型，工作面采煤、装煤、运煤方式为采煤机自动落煤、装煤，可弯曲刮板输送机运煤。2号煤层普采工作面采用单体液压支柱配合2.4m长π型钢梁支护顶板；9+10号煤层综采工作面采用液压支架支护顶板。回采工作面主要设备型号见表3-4-2。采用全部垮落法管理顶板。工作面劳动组织表见表3-4-3。3-4-2回采工作面主要设备型号序号设备名称设备型号容量（kW）单位数量备注使用备用合计1采煤机MGTY500/1200-3.3D400台112液压支架ZY5000/25/50架132101423端头液压支架架444刮板输送机SGZ764/4002×200部115转载机SZB764/132132部116胶带输送机SSJ1200/3×200M3×200部227乳化液泵MRB-125/31.590个112一箱两泵8喷雾泵XPB250/5.530台119工字钢梁根4084810单体液压支柱DZ28-25/100根1002012011小水泵KWQX18-32-5.55.5台1112回柱绞车JH-87.5台2213调度绞车JD-11.411.4台1114液压支柱注液枪DZ-Q1个213表3-4-3工作面劳动组织3.5采区准备回采工作面进度与采煤机截深和采煤工艺方式有关。2号煤层回采工作面采煤机截深0.7m,工作面采煤实行双向割煤，往返一次进两刀，每班割四刀，进尺2.8m；每天两班生产，一班检修，日进5.6m，正规循环率按0.9计算，则年推进度为：330x5.6x0.9=1663m9+10号煤层回采工作面采煤机截深0.60m,工作面采煤实行双向割煤，往返一次进两刀，每班割4刀，进尺2.4m；每天两班生产，一班检修，日进4.8m，正规循环率按0.9计算，则年推进度为：330x4.8x0.9=1426m根据矿井开拓布置，上、下组煤层各布置一组（3条）大巷，均沿煤层布置，回采工作面顺槽亦沿煤层布置，设计2号煤层配备1个半煤岩综掘工作面，9+10号煤层配备1个煤巷综掘工作面，参照国内综掘工作面平均进度指标，确定本矿井2号煤半煤岩综掘面进度指标为300m/月，9+10号煤层煤巷综掘工作面进度指标为450m/月，则2号煤层掘进煤年产量为：A掘2=300×12×3.5×1.35=1.7万t/a式中：3.5工作面掘进断面积的1/39+10号煤层掘进煤年产量为：A掘9+10=450×12×10×1.4=7.6万t/a式中：10工作面掘进断面积掘进工作面年产量为9.3万t/a采用顺序接替，先采一采区第一条带，一采区第二条带准备，顺序接替，待一采区采完，再二采区第一条带，二采区第二条带准备……依次开采，一采一准，顺槽掘进满足工作面接替〉大巷掘进应超前掘进工作面100m左右为宜。全矿布置1个回采工作面和2个掘进工作面，采掘比为1：2。由于该矿巷道基本为煤巷,所以矸石量较少,预计矿井矸石率为3.0%。第四章采区运输、防排水与供电4.1采区运输采区运输方式：工作面轨道顺槽采用JD-11.4型调度绞车辅助运输,工作面运输顺槽采用可伸缩胶带输送机，回采工作面采用可弯曲刮板输送机。采区运输系统如下：运煤系统：回采工作面→工作面运输顺槽→运输大巷→集中运输巷→井底煤仓→主立井→地面。运料系统：地面→副立井→井底车场→集中轨道巷→轨道大巷→工作面轨道顺槽→回采工作面。4.2采区防排水和洒水回采工作面的涌水可通过小水泵排到运输、轨道大巷，再由大巷水沟到利用小水泵到集中轨道巷，然后到井底水仓，再由主排水泵通过副立井排至地面。七采区水泵房排水设备确定水泵的排水能力正常涌水时：Qz=1.2Q=1.2×66=79.2m3/h最大涌水时：Q大=1.2Q=1.2×99=118.8m3/h水泵扬程估算测量高度：H测=930-789+5=146m估算水泵排水高度H=1.2～1.35H测=175.2～197m选择水泵型号：MD85-45×5额定流量：85m3/h额定扬程：225m额定效率：72%额定转速：2950r/min水泵台数的确定正常涌水时：n正′=79.2/85=0.93台取n正=1台最大涌水时：n大′=118.8/85=1.4台取n大=2台备用水泵：n备′=0.7n正=0.7×1=1台取n备=1台检修水泵：n检′=0.25n正=0.25×1=0.25台取n备=1台故设计设置三台水泵，正常涌水时，一台工作，两台备用检修。最大涌水时，两台工作，一台检修。二采区水泵房排水设备设计依据正常涌水量：14m3/h最大涌水量：20m3/h下山上口标高：976m下山下口标高：867m下山倾角：11°～12°下山斜长：531m设备选型计算确定水泵的排水能力正常涌水时：Qz=1.2Q=1.2×14=16.8m3/h最大涌水时：Q大=1.2Q=1.2×20=24m3/h水泵扬程估算测量高度：H测=976-867+5=114m估算水泵排水高度H=1.2～1.35H测=137～154m选择水泵根据上述条件，选择MD25-30×6离心式水泵三台，正常及最大涌水一台工作，一台备用，一台检修。每台水泵配备一台YB200L1-2，功率30kW，电压660V防爆电动机，。水泵技术参数：额定流量：25m3/h额定扬程：180m额定效率：62%额定转速：2950r/min排水管路选择两趟89×5的无缝钢管，一趟工作，一趟备用。4.3采区供电根据矿井开拓方式、排水及采掘运输机械设备布置，在井底中央水泵房设置井下中央变电所，在一水平设置一水平采区变电所及采区水泵房变电所，在二水平设置二水平采区变电所及采区水泵房变电所，在普采工作面、掘进工作面设置矿用隔爆型移动变电站。矿井生产能力900kt/a，井下计算有功负荷2492kW；计算无功负荷2294kvar，自然功率因数0.74。井下6kV双回电源引自矿井地面35/6kV变电所不同母线段，下井电缆按经济电流密度选择，并以持续工作电流、电压损失校验后，选用YJV42-6/6kV，3×150mm2交联聚乙烯粗钢丝铠装铜芯电缆，经混合井引至一水平井下中央变电所。井下中央变电所6kV母线为单母线分段系统，每段母线由一回电缆供电，当任一回电缆故障时，另一回能满足井下全部负荷的供电。井下中央变电所与中央水泵房毗邻，设有KYGC—Z型矿用一般型高压真空开关柜14台，以6kV分别向主排水泵、一水平采区变电所、二水平采区变电所供电；在中央变电所设KBSG—315/6、6/0.69kV、315kVA低压动力变压器两台，以660V向井底车场动力、暗斜井绞车、二水平南翼大巷胶带机、二水平上仓胶带机等负荷供电。一水平采区变电所其两回6kV电源电缆引自中央变电所不同母线段，电源电缆型号规格为MYJV22—6/6kV，3×70mm2。一回电缆故障检修时另一回能保证一水平采区的全部负荷。采区变电所内设BGP30—6型矿用隔爆高压配电装置7台及KBSG—500/6、6/0.69kV、500kVA变压器1台，以6kV向一水平采区水泵房变电所、13201普采工作面移动变电站供电；以660V向采区下山带式输送机、轨道下山绞车、南翼大巷胶带机、暗斜井胶带机等负荷供电。一水平采区水泵房变电所其两回6kV电源电缆引自一水平采区变电所不同母线段，电源电缆型号规格为MYJV22—6/6kV，3×50mm2。一回电缆故障检修时另一回能保证其供电范围的全部负荷。变电所内设BGP30—6型矿用隔爆高压配电装置5台及KBSG—200/6、6/0.69kV、200kVA变压器2台，以6kV向一水平掘进工作面移动变电站供电；以660V向一水平开拓面、排水泵等负荷供电。二水平采区变电所其两回6kV电源电缆引自中央变电所不同母线段，电源电缆型号规格为MYJV22—6/6kV，3×70mm2。一回电缆故障检修时另一回能保证一水平采区的全部负荷。采区变电所内设BGP30—6型矿用隔爆高压配电装置7台及KBSG—500/6、6/0.69kV、500kVA变压器1台，以6kV向二水平采区水泵房变电所、27902普采工作面移动变电站供电；以660V向采区下山带式输送机、轨道下山绞车等负荷供电。二水平采区水泵房变电所其两回6kV电源电缆引自二水平采区变电所不同母线段，电源电缆型号规格为MYJV22—6/6kV，3×50mm2。一回电缆故障检修时另一回能保证其供电范围的全部负荷。变电所内设BGP30—6型矿用隔爆高压配电装置5台及KBSG—500/6、6/0.69kV、500kVA变压器2台，以6kV向二水平掘进工作面移动变电站供电；以660V向二水平开拓面、排水泵等负荷供电。一水平13201普采工作面配置KBSGZY—200/6、6/0.69kV、200kVA移动变电站1台，KBSGZY-315/6、6/0.69kV、3