采矿学课程设计说明书

斜沟矿井及选煤厂可行性研究报告第二章矿井建设条件2―矿井概况1.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响斜沟井田位于山西省兴县县城以北50km处岚漪河两侧。行政区划隶属于兴县魏家滩镇，局部位于保德县南河沟镇，项目业主为山西西山晋兴能源有限责任公司。其地理坐标为：东经111°05′30″～111°08′33″，北纬38°32′40″～38°44′39″井田属吕梁山脉的西北端，山河交错，沟壑纵横，山川层叠，侵蚀冲刷剧烈，地势总体为南北高、中部低，最高点位于井田东南角寨则卯村西，海拔高程+1254.0m；最低点位于井田中东部的岚漪河谷地，海拔高程+924.0m，最大相对高差330.0m，区内大面积为第三、四系松散层所覆盖。岢瓦铁路和县级公路从井田中部沿岚漪河通过，岢瓦铁路目前已基本建成，铁路装车站设在石吉塔沟口西侧附近的河滩地。从节省投资，减少运营费用的角度出发，井口及工业场地选择应尽量靠近铁路装车站。岚漪河上游有一座设计蓄水能力2400万m3的天古崖水库。为文革期间所建，目前坝体已出现渗漏，水利部门定性为危库，矿井井口及工业场地选择需注意这一因素的影响。1.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式矿井工业场地及井口布置在井田中部岢瓦铁路南侧的石吉塔沟内及沟口附近。采用沟内外结合布置方式，场地标高+940.0～+992.0m。根据工业场地附近煤层埋藏较浅的特点，井田采用斜井开拓方式。矿井初期形成五条井筒，其中一、二号主斜井布置在石吉塔沟内400m处的坡地上，井口标高+980.0m，其中一号主斜井的方式掘至8号煤层+660m标高，一号主斜井倾角15°，斜长1236m，铺设带式输送机，通过煤仓与11采区带式输送机上山及8号煤带式输送机大巷相接。二号主斜井掘二号主斜井倾角17°，斜长1351m，铺设胶带输送机。副斜井井口及辅助生产系统布置在石吉塔沟沟口东侧，岢瓦铁路南侧的河滩地上，井口标高+945.0m，以斜井的方式掘进至8号煤层+763m标高，副斜井倾角5.5°，斜长2021m，利用无轨胶轮车担负辅助运输。矿井采用分区式通风系统，一号回风斜井布置在石吉塔沟深部主斜井南侧550m附近坡地上，倾角25°，斜长653m。在其东侧约150m处的台阶上布置有一号回风立井。井口标高+1010m，垂深365m。全井田划分为两个水平上下山开采，一水平标高确定为+700m，二水平标高确定为+640m。设计采用分煤组布置大巷方式。上组煤开拓大巷沿井田中央南北向布置在8号煤层+700m标高处，采用采区上下山开采，为便于实现无轨胶轮车辅助运输，上下山均伪斜布置，伪斜后，上下山倾角5-6度。4、5、6号煤层各区段巷道通过石门与位于8号煤层中的上下山联系。下组煤大巷沿井田中央南北向在13号煤层+640m标高处布置一组大巷，采用采区上下山开采，10号、12号煤通过区段石门与位于13号煤层中的采区上下山联系。8、13号煤层大巷之间通过集中上山联系。各煤组大巷分别布置两条，即带式输送机大巷和辅助运输大巷。全井田共划分为16个采区，其中上组煤区为6个采区，下组煤区为10个采区，移交生产的采区为11、21采区。矿井主运输采用带式输送机，辅助运输采用无轨胶轮车。1.3矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况矿井移交生产初期开采上山采区时为低瓦斯矿井，后期接续开采下山采区时上升为高瓦斯矿井。设计矿井投产时采用分区式通风系统，抽出式通风方式，一号主斜井、二号主斜井、副斜井进风，一号回风斜井和一号回风立井回风。根据采区及工作面接续，为了满足矿井后期风量的增加，一号回风斜井在投产后第7年时改为进风井。由于本矿井井田面积大，生产能力高，因此矿井后期均采用分区式通风系统，新开凿一、二号进风立井和二、三号回风立井。矿井风量：一号回风斜井：130m3/s。一号回风立井：容易时期130m3/s，困难时期329m3/s。矿井负压：一号回风斜井：容易时期2170Pa，困难时期2787.9Pa。一号回风立井：容易时期2246.8Pa，困难时期2848.2Pa。通风设备：一号回风斜井选用GAF23.7-13.3-1型轴流式矿井通风机2台，一号回风立井选用GAF35.5-18-2型轴流式矿井通风机2台。均为一台工作，一台备用。1.4矿井提升运输系统及主要设备配备情况一号主斜井装备一台胶带输送机，L=1230m，倾角15°。B=1600mm，Q=3000t/h，V=4.5m/s，ST=4500N/mm（阻燃型钢绳芯胶带），选配电动机3台（3×1600kW），3套ML3PSF140Ⅰ减速系统。二号主斜井装备一台胶带输送机，L=1390m，倾角17°。B=1600mm，Q=3000t/h，V=4.8m/s，ST=5000N/mm（阻燃型钢绳芯胶带），选配电动机3台（3×2021kW），3套ML3PSF150Ⅰ减速系统。井下辅助运输选用无轨胶轮车系统，为满足矿井生产规模15.0Mt/a辅助运输需要，选用各型无轨胶轮车辆总计41辆，其中：WCQ-3B型无轨胶轮人车10辆（其中维修备用1辆）；WCQ-3B型平板式无轨胶轮材料车10辆（其中维修备用1辆）；WCQ-5B型自卸车厢式无轨胶轮车7辆（其中维修备用2辆）；WQC2J（2A）型生产指挥防爆胶轮车5辆；FBZL16型防爆装载机5辆；DBT10＆CHT-50型多功能运输车（支架拖车）2辆；DBTFBL-55型支架铲车2辆。矿井生产期间，按照开拓开采状况变化，适时调整无轨胶轮车辆数量。1.5矿井工作制度《矿井设计规范》第2.2.3条规定：“矿井设计生产能力按年工作日330d每日净提升16h”计算。每日三班作业，综采工作面可采用每日四班作业，每班工作六小时，三班出煤，一班检修。设计矿井年工作日为330d，工作制度为地面每天3班作业，即三·八制，井下4班作业,即四·六制，日净提升时间16h。2开采技术条件2.1采区的位置及与相邻采区的关系本采区位于斜沟煤矿二水平，水平标高+640m，开采二水平13煤层。采区北与22采区相连，南与25采区相连，西与21采区相连，东为井田边界。采区南北长6.5～8.0km，东西宽约2.0km，面积约15.0km2。2.2构造形态2.2.1区域地层与地质构造本区位于河东煤田北部远景普查区的北中部，区域地层由老至新为：古生界奥陶系中统，石炭系中统、上统，二叠系下统、中统；中生界三叠系下统、中统；新生界第三系、第四系，见表2-1。本区大地构造位置处于鄂尔多斯断块东缘，兴县石楼南北向褶皱带的局部为20°，断裂少见，在区域的北西部有九元坪～杨家塔背斜和九元坪向斜。九元坪～杨家塔背斜：北起兴县九元坪，南至兴县杨家塔，延伸约东翼一般为7～8°。九元坪向斜：北起兴县九元坪，南至兴县杨家塔，与九元坪—杨家塔背斜近于平行，延伸约8.0km，向斜的轴向为北北西，轴部较为宽缓，西翼倾角一般为8～19°，东翼倾角一般为7～12°。2.2.2井田地层与地质构造本区内地表大部分被第三系上新统（N2b）和第四系上更新统（Q3m）、全新统（Q4）所覆盖。基岩仅在沟谷中出露，自东向西（包括本区东部外围的部分）依次出露奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、石千峰组和三叠系下统刘家沟组、上第三系上新统、第四系上更新统、第四系全新统。现将赋存地层由老到新分述如下：井田内构造简单，总体上为一走向近南北，倾向西的单斜构造。地层倾角小于15°，一般为9～12°，井田内没有岩浆岩侵入，地表和钻探过程中也未发现断裂构造和陷落柱，仅在井田东南部发现有宽缓状小褶曲，地表常见滑坡现象。表2-1区域地层特征表紫红色粘土岩、中、粗粒砂岩、泥岩砂岩、砂质泥岩、粘土岩、灰岩、煤层2.3煤层厚度、倾角、稳定性、结构13号煤层位于太原组下部，上距8号煤层38.10～78.10m，平均52.42m，下距S1砂岩15.97～36.94m，平均23.76m。煤层厚度为5.95～16.68m，平均13.88m，煤层倾角为9～12°，为结构简单—复杂层位稳定的全区可采煤层。由井田中部向南北两侧厚度在逐渐变薄，特别是南侧变薄较为明显。煤层含夹矸0-6层，一般为0-3层，夹矸厚度为0.00～0.90m，一般为0.08～0.43m。2.4顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性13号煤的直接顶板以砂质泥岩为主，局部为砂岩。砂质泥岩为顶板时，以2405孔资料分析，抗压强度平均为0.43MPa，抗压强度平均为125.03MPa，饱和抗压强度70.10MPa，该岩层的RQD值为21。岩石质量指标4.9，岩体质量指标为优，属Ⅰ类岩体，顶板基本稳定。砂岩为顶板时，以0801孔资料分析，抗拉强度为1.85MPa，抗压强度变异范围在90.7～139.1MPa之间，平均109.53MPa，该岩层RQD值为67，岩体质量指标为优，属Ⅰ类岩体，顶板稳定。13号煤底板多为泥岩，饱和抗压强度平均46.1MPa，RQD值为21。岩体质量指标3.2，为优，属Ⅰ类岩体，但该岩层软化系数为0.76，在遇水作用下有底鼓现象。2.5其它开采条件2.5.1瓦斯含量根据地质报告本井田各可采煤层均为低瓦斯，但邻近的孙家沟矿井实际开采经验表明，随着开采深度增加，矿井瓦斯涌出量急剧增加，预计本矿井生产初期，开采井田浅部至中深部，瓦斯含量较低，根据分源法预测瓦斯含量，矿井初期开采上山采区，为低瓦斯；开采至下山采区时为高瓦斯矿井。因此，本可研报告确定，矿井初期为低瓦斯矿井，后期下山采区开采时上升为高瓦斯矿井，但必须按高瓦斯矿井管理。2.5.2自燃发火性由燃点测试成果和煤质化验结果可知：区内各煤层煤质中挥发份（Vadf）一般为22～40%，Cdaf为81-88%，Odaf为5～10%，Mad一般小于3%。13号煤层为不自燃—易自燃，多数为不易自燃。据邻近生产矿井调查资料，13号煤层在斜沟煤矿发生过自燃，其原因是井下有明火出现，据调查地表存煤6m高长达6年未发生自燃。综上所述，区内13号煤层一般为不易自燃煤层，但在采样测试过程中出现易自燃级煤，故今后生产过程中应以易自燃煤层对13号煤层进行管理。2.5.3煤尘据精查勘探的测试资料，13号煤层火焰长度为25～1625mm，加岩粉量50～90%，有爆炸性。因此，13号煤层均具有煤尘爆炸性，在开采过程中应采取有效的防尘、防火措施，确保生产安全。2.5.4水文地质条件主采13号煤的直接充水含水层也主要以砂岩裂隙含水层为主，在13号煤底板等高线+850m以东，属岩溶水非带压开采地段，充水因素以砂岩裂隙含水层为主，但该段煤层顶板裂隙发育，煤层埋藏浅，顶板含水层与基岩风化裂隙含水层联系密切，补给条件亦好，根据抽水试验资料，钻孔单位涌水量为0.05L/s·m，因此矿床水文地质类型定为二类二型。在13号煤底板等高线+330m以西奥灰水的突水系数大于0.15Mpa/m，有突水的危险性，因此13号煤的水文地质勘探类型在+330m底板等高线以东到+850m间定为三类一型至二型，在+330m底板等高线以西定为三类三型。3采煤方法的选择3.1采煤方法的选择原则根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下原则：1、与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。2、依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。3、简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。4、保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。5、提高资源回收率，减少资源损失。3.2采煤方法的技术与经济分析根据本区的地质条件、煤层赋存特征和矿井生产规模，同时结合国内外综采发展现状综合考虑，设计对主采的13号煤提出了三种采煤法：（1）倾斜分层金属网(或塑料网)合机械化采煤方法；（2）一次全采厚综合机械化放顶煤采煤法；（3）预采顶分层网下综合机械化采煤法(顶分层采用大采高采煤法开采，采高4～5m左右)。并对以上三种采煤方法进行了详细的分析比较，现简述如下：1、人工假顶分层综采13号煤厚度一般为5.95～16.68m，平均厚度13.88m，必须分3～4层大采高开采，分层厚度4～5m左右，分层间亦铺设金属网假顶。按上述煤厚本区8、13号煤采用分层开采，分层层数过多,结合目前国内人工假顶分层综采的开采水平，按照理想的条件，分层工作面单产一般不超过2.00Mt/a，按此标准，要满足21采区5.00Mt/a的能力，至少需装备3个以上的工作面才能满足要求。而放顶煤综采只需布置一个工作面，大采高综采也只需布置2个工作面，人员少，成本低，效益高。综上所述，本区13号煤层采用人工假顶分层综采虽然煤炭回收率高，但其工艺复杂，每分层均需布置回采巷道，巷道掘进率高，材料消耗量大，成本高，增产潜力小，人员多，效率低，效益差，而且由于本矿井13号厚煤层厚度大，分层层数过多，造成下分层布置及开采十分困难，同时其增产潜力有限，装备工作面多，工效低。因此从技术合理、提高经济效益、高产高效的角度出发，设计认为本井田13号煤层均不宜采用人工假顶分层综采。2、一次采全厚放顶煤综采根据本区煤层赋存情况及顶底板条件、冒放性分析，结合与本区地质条件类似矿井采用综放的经验，本矿13号煤层埋深比8号煤深，冒放性好，设计对13号煤层厚度进行了详细分析，特别是13号煤层的首采21采区内平均煤厚为13.5m，大部分钻孔煤厚在14.0m以下，个别钻孔在14.0m以上，随着目前放顶煤支架采高范围的加大，设计认为13号煤层更宜采用一次性放顶煤综采。综上所述本矿井13号煤层采用综采放顶煤采煤法开采，在技术上是可行的，经济上是合理的，有利于矿井实现高产高效及安全生产，适应煤厚变化，有利于提高矿井的经济效益。与邻近平朔矿区相比，本矿井埋深比其深100m以上，煤层强度低，顶板条件相似，设计借鉴平朔矿区的成功经验，因此设计确定13号煤采用综采放顶煤开采，割煤高度3.5m3、预采顶分层放顶煤综采对于13号煤层，预采顶分层网下综合机械化采煤法(顶分层采用大采高采煤法开采，采高4～5m左右)，与一次全采厚综合机械化放顶煤采煤法开采相比，尽管回采率提高，但由于设备费用高，且需要分层开采，系统组织相对一次全采厚综采放顶煤开采复杂，因此，综采放顶煤采煤法在技术上，经济上都是最优的。综上所述，根据本井田煤层赋存特征以及国内外开采经验，本井田初期开采的13号煤层采用一次全采厚综采放顶煤采煤法。4采区巷道布置4.1采区主要参数的确定（1）采区走向长度：6.5～8.0km:（2）采区倾向长度：2.0km:（3）采区生产能力：5.0Mt/a:（4）采区采出率：78.8％备注：工业储量229.79Mt，可采储量为181.03Mt4.2采准巷道布置根据本井田煤层赋存特征，其倾角在9～12°左右，为了保证井下辅助运输实现无轨胶轮车连续运输，采区巷道布置设计提出三种方案：方案一：采用大巷条带式布置方式，不设采区巷道，考虑到工作面巷道若垂直于大巷布置，推进长度短，仅2.0km，且巷道倾角9～12°，只能装备无极绳连续牵引车进行辅助运输，无法实现无轨胶轮连续运输，环节复杂，不利于高产高效，因此该方案工作面巷道沿煤层倾向伪斜于大巷布置，坡度控制在5～6°左右，工作面推进长度约3.0～3.5km左右。方案二：设采区巷道，首采区巷道在主斜井井底沿煤层倾向伪斜布置，基本为单翼采区，采区巷道坡度控制在5.5°左右。工作面巷道沿煤层走向布置。工作面推进长度约4.0～6.0km左右。方案三，设采区巷道，采区巷道垂直于大巷布置，在8号煤层和13号煤层中分别布置带式输送机上山和回风上山。为便于采用无轨胶轮辅助运输，辅助上山垂直于大巷以5～6°倾角穿8号煤层底板在8号煤和13号煤层间折返布置，通过5～6°的前后石门与8号煤层和13号煤层工作面巷道联系，上下煤层组设集中辅助运输上山，工作面推进长度约4-6km左右。(1)三个方案技术比较：方案一优点为采用大巷条带式布置工作面，环节少，系统简单，初期移交井巷工程量少，比方案二少7200m。缺点为工作面胶带机下运，提升高差大(300m以上)，下运制动力矩大，技术上难度大；采用阻尼板或者阻尼托辊的方式可以实现，但胶带输送机布置复杂，可靠性差；工作面采用伪斜布置，三角煤多，且井田边界处的三角煤无法回收；工作面推进长度短，搬家频繁。方案二优点为采区上下山采用伪斜布置，工作面沿煤层走向布置，走向推进长度大，可达5.8km左右，工作面搬家次数少；首采区上山直接布置在主斜井井底，与方案三相比初期井下开拓系统环节少，有利于矿井采用一井一面模式，实现高产高效；与大巷条带式相比工作面带式输送机不存在下运问题，技术成熟，与方案三相比初期井下开拓系统环节少。缺点为与大巷条带式相比，主辅运输环节多，初期移交井巷工程工程量较大，投资较大。方案三优点为采区上山垂直于大巷，不存在三角煤，采区及工作面比较规整，工作面胶带机不存在下运问题，工作面走向推进长度较长。缺点是为满足无轨胶轮车运输的需要，辅助运输上山需做岩巷，与方案一和方案二相比，施工速度慢，排矸费用高，系统复杂，初期井巷工程量大，投资最大。（2）三个方案经济比较，见表4-1：综上所述，设计认为方案一工作面推进长度短，工作面高差大，工作面胶带机下运工况目前技术上不够成熟，可靠性差，风险大，不利于保证初期工作面的稳产和高产，因此设计暂不推荐方案一，今后视技术水平发展与生产管理经验的完善，生产中可酌情调整，方案三岩巷工程量大，施工速度慢，生产接续紧张，初期投资大，因此目前设计也不推荐方案三。方案二工作面沿走向布置，推进长度长，井下开拓系统相对简单，井下基本为煤巷，投资少，同时工作面巷道胶带不存在煤炭下运问题，技术成熟，可靠性高。从保证初期工作面高产高效、创造良好经济效益的角度出发，故设计初步推荐采用方案二。因此，21采区巷道在主斜井井底沿煤层倾向伪斜布置，基本为单翼采区，采区巷道坡度控制在5.5°左右。工作面巷道沿煤层走向布置。工作面推进长度约4.0～6.0km左右。4.3采区主要设备配备情况（1）21采区上山带式输送机主要参数为：带宽B=1800mm运量Q=3200t/h表4-1采准巷道经济比较表项目方案一(大巷条带式)方案二(伪斜上山)方案三(垂直上山)方案特征大巷条带式，工作面巷道伪斜于大巷，工作面走向长3380m采区上下山伪斜于大巷，工作面平行于大巷，工作面走向长度5800m采区上下山垂直于大巷，采区辅助上下山穿层布置，工作面平行于大巷，工作面走向长度6000m可比井巷工程量(大巷、上山及工作面)24075m(煤)31276m(煤)31000m(其中岩巷1780m)井下带式输送机大巷带式输送机：L=1200m工作面巷道带式输送机：L=3380m投产时无大巷带式输送机上山带式输送机：L=1795m工作面巷道带式输送机：L=5800m大巷带式输送机：L=600m上山带式输送机：L=1200m工作面巷道带式输送机：L=6000m可比工程投资7362万元9708万元10520万元投资比较023463158带速V=3.15m/s倾角a≈-5.5°水平长L=1795m防爆电动机功率YB24508-4N=500kW三台减速系统M3PSF90，i=31.5三台阻燃型钢绳芯胶带带强ST2500N/mmL=3700m制动器KZP-1800/6xYZ100型制动力矩≥31t.m2套液粘粘性软启动装置YNRQD500/1500型3套（2）无轨胶轮车WCQ-3B型无轨胶轮人车10辆（其中维修备用1辆）；WCQ-3B型平板式无轨胶轮材料车10辆（其中维修备用1辆）；WCQ-5B型自卸车厢式无轨胶轮车7辆（其中维修备用2辆）；WqC2J（2A）型生产指挥防爆胶轮车5辆；FBZL16型防爆装载机5辆；DBT10＆CHT-50型多功能运输车（支架拖车）2辆；DBTFBL-55型支架铲车2辆。4.4主要采准巷道断面设计采准巷道断面形式采用矩形断面。根据工作面巷道设备布置、通风、运输等要求，并结合煤层厚度情况，采区回风上山、运输上山、辅助运输上山断面净宽为5.0m，净高3.5m，净断面积17.5m24.5采区生产系统（1）运煤系统：工作面→运输平巷→21采区带式输送机上山→二水平运输大巷→下组煤井底煤仓→二号主斜井→地面（2）运料系统：一号副斜井→一号副斜井延伸段→二水平辅助运输大巷→21采区辅助运输上山→回风平巷→工作面（3）供水系统：地面→1号回风斜井→11采区回风上山→21采区回风上山→21采区运输上山→运输平巷（4）排水系统运输巷→工作面机头检修巷→下组煤井底车场措施巷→副斜井延伸段→11采区辅运上山→8#煤主水仓→1号回风斜井→地面污水处理厂（5）供风系统工作面选用两台MLGF-20/8-132G移动式螺杆空气压缩机提供动力用风，运输巷、回风巷均选用一趟DN100钢管供风。（6）通风系统新鲜风流：地面→一号副斜井→二水平辅助运输大巷→21采区辅助运输上山→运输平巷→工作面污风流：工作面→回风平巷→21采区回风上山→二水平回风大巷→一号回风立井→地面4.6绘制采区巷道布置图，见附图5回采工艺设计5.1回采工作面参数选择5.1.1工作面长度工作面长度的增加有利于提高采区回采率，降低巷道掘进率，减少工作面辅助作业时间，提高工作面开机效率，从而提高工作面单产。目前国内高产高效综采工作面长度已达到200～250m，并已出现300m长的工作面。本矿井煤层赋存平缓，装备先进，有利于工作面长度的提高，同时设计充分考虑了首采区工作面区段划分的合理性，设计21采区综采放顶煤工作面长度取240m。5.1.2工作面产量该工作面采用“四·六”制作业方式作业，三班生产，一班检修。(1)循环生产能力Q循式中：Q循S：循环进度（截深）取S＝0.8mm:采高取m＝13.5mL：工作面长度（平距帮-帮）取L＝240mγ：13#煤的容重取γ＝1.41t/m3C：回采工作面回采率取C＝0.93/0.80Q循备注：按割煤高度3.5m，放煤高度10.0m，采放比1：2.86。初次放煤步距8m，停采线前10m不放煤,割煤的回采率按93％，放煤的回采率按80％计算。（2）日生产能力：按工作面日生产能力要求，每天割6刀，则Q日（3）月生产能力：Q月式中：Q月η：月循环率取ηQ月（4）年生产能力;Q（5）验证采区生产能力：A=k经计算，符合采区500万t的生产能力式中：k1——采区掘进出煤系数，取1.1；k2—工作面之间出煤影响系数，取Q年—工作面年5.1.3工作面推进度（1）工作面日进度：6（2）工作面年进度：工作面回采率C=1其中：按照《采矿设计规范》，对于厚煤层，综放的工作面割煤回采率不得低于93%，放煤回采率不得低于80%，割煤的回采率C1放煤的回采率C25.2回采巷道布置5.2.1回采巷道布置方式由于21采区为上山采区，且开采初期矿井属于低瓦斯矿井，因此21采区综采放顶煤工作面采用双巷制，正常工作面布置2条巷道，即1条回风巷（辅助运输巷）、1条带式输送机巷。5.2.2断面形状及断面积由于工作面巷道采用机械掘进，为了使工作面掘进方便，则21采区工作面巷道断面形式采用矩形断面。根据工作面巷道设备布置、通风、运输等要求，并结合煤层厚度情况，采区工作面运输巷和回风巷断面净宽为5.0m，净高3.5m，净断面积17.5m2。5.2.3支护方式根据13#煤层顶板状况及21采区支护经验，所有巷道均采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。支护中，顶锚杆采用Ф20×2500mm的螺纹钢锚杆，托片规格为150×150×10mm，配MSCK2380和MSK2380树脂药卷各一卷。工作面运输巷、回风巷帮锚杆：采用Ф20×2100mm的玻璃钢锚杆，配BHW-280-2.75型”W”帮锚杆钢护板，MSCK2360和MSK2380树脂药卷各一卷。运输巷锚索采用Ф17.8×7500mm；回风巷锚索采用Ф17.8×12021mm；切割内锚索采用Ф17.8×15000mm并布置有组合锚索;巷道交叉口采用Ф17.8×7500mm(运输巷)、Ф17.8×12021mm(回风巷)的钢绞线锚索，配一个300×300×16mm的钢托片，MSCK2360一卷和MSK2380两卷；金属网采用丝径3mm菱形金属网，网孔50×50mm，金属网之间采用对接方式连接，连网距150～200mm。5.2.4巷道断面图运输巷道及回风巷道的断面图见下图5-1，图5-2：5.3回采工作面设备选择根据设备供给情况及工作面的实际情况，综采工作面设备选型如下：（1）采煤机：7LS3型双滚筒采煤机，总装机功率1332kW，采高1.42～4.1m，截深800mm，牵引方式为电牵引，滚筒直径1.422～1.829m，电压3300V；（2）前部运输机：SGZ1000/2021，装机功率2×1000kW，输送能力2500t/h，设计长度240m，供电电压3300V，链速1.40m/s；（3）后部运输机：SGZ1200/2021，装机功率2×1000kW，输送能力2500t/h，设计图5-1，回风巷道断面图图5-2，运输巷道断面图长度240m，供电电压3300V，链速1.40m/s；（4）转载机：SZZ1200/700，装机功率700kW，输送能力3500t/h，设计长度50m(链轮中对中)，供电电压1140V；（5）破碎机：PCM400型冲击锤式破碎机，功率400kW，破碎能力3500t/h，供电电压1140V，破碎粒度<300mm；（6）液压支架：ZFS8000/23/37，安装数量135架，支撑高度2300～3700mm，支护强度0.967-1.027Mpa，支架额定工作阻力7884-8150kN，支架中心距1500mm，支架重量25.6t；（7）端头支架：与工作面支架配套的ZFG8000/23/37液压支架；（8）可伸缩胶带输送机：BLT1400－3.5/3×375×2型，功率3×375×2kW，带宽1400mm，带速V=4.5m/s，输送能力：3500t/h；（9）其他主要设备除上述主要设备外，还配备有LRB-400/31.5型乳化液泵站，KPB360/16型喷雾泵站、MYZ－200型探水钻机、XRB50/12.4型阻化剂发射泵、小水泵、调度绞车等设备。5.4回采工作面回采工艺过程5.4.1回采工作面的作业形式工作面采用四六制作业，每日四班作业，每班工作六小时，三班出煤，一班检修。5.4.2回采工作面劳动组织形式工作面采用专业工种和综合工种相结合追机作业的劳动组织形式，为保证设备的正常运行，要设置采煤机、工作面刮板输送机、液压支架、转载机、电器设备、泵站等设备的包机组。按劳动组织，实行“三定”即定员、定额、定岗位。5.4.3工作面循环方式、昼夜循环数、循环进度（1）循环方式：工作面进一刀为一个循环（2）按照采区生产能力要求，昼夜循环数：6个（3）按照所选采煤机型号，其截深为0.8m，工作面进一刀为一个循环，则：循环进度：0.8m5.4.4回采工作面工艺工作面采用走向长壁后退式采煤方法采煤，一次采全厚综合机械化低位放顶煤法开采，全部垮落法管理顶板，煤层平均厚度13.5m，割煤高度3.5m，放煤高度10.0m，采放比1：2.86。具体工艺过程如下：工作面采用一刀一放工艺流程，即：割煤→移架→推前部输送机→放顶煤→拉后部输送机。（1）割煤工作面采用两端头斜切进刀方式，采煤机自开缺口割三角煤，进刀距离不小于50m，工作面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀，循环进度0.8米，采高3.5米，放煤高度10.0米。（2）移架采机割煤后距采机后滚筒3—5m移架，如遇顶板压力大，必须停机移架。紧跟采煤机前滚筒及时带压移架。（3）推移前部刮板输送机 推移输送机必须在采煤机割过10米以后进行，刮板输送机的弯曲段不得小于15米，严禁出现急弯，移后输送机要成一直线。（4）放顶煤采用单轮顺序放煤，放煤步距0.8m，放煤从机头（机尾）第四架开始追机逐架顺序放顶煤，直至见矸为止。（5）拉移后部输送机 放完顶煤后，距放煤点15m开始拉移后部输送机，拉移步距0.8m，弯曲段长度大于15m5.4.5绘制回采工作面布置图，见附图5.4.6绘制回采工作面循环作业图表工作面技术经济表见表5-1；工作面劳动组织表见表5-2；工作面循环作业表见附图；（1）工作面技术经济表序号项目单位指标备注1工作面长度m2402煤厚m13.53割煤高度m3.54放煤厚度m105采放比1:2.866回采率％83.37煤的容重t/m31:2.898循环进尺m0.89循环产量t3046.9510日循环量个611日产量t18281.712年产量万t500表5-1，工作面技术经济表（2）工作面劳动组织表序号工种人员小计生产一班生产二班生产三班检修班1队干部111142班长222283采机司机22264支架工22265放煤工22266输送机司机22267转载机司机111148泵站工111149维修工7710端头维护工222611电工1113612清煤工111313送饭工1111414合计1818181670表5-2，工作面劳动组织表6安全6.1安全技术措施6.1.1顶板事故的预防措施1、当煤层的直接顶变为泥岩，破碎易冒落时，要加强顶板管理，并加密支护，严禁空顶和超循环作业。2、巷道掘进过程中，必须对锚杆、锚索的紧固情况进行逐根检查，并做好检查记录，对不合格的锚杆、锚索要及时进行补打，同时要按规定对锚杆、锚索进行拉拨试验，做好拉拨试验记录。3、巷道掘进过程中，进行托顶煤施工或巷道顶板不稳定岩层厚度增大时，要把支护锚索钢绞线加长。4、工作面初采时要及时编制初次放顶的安全技术措施；工作面采到距停采线50m时，要及时制定出工作面收尾的安全技术措施。5、工作面回采时，必须采取防止支架的倾倒及处理倒架措施，应保证移架质量，移架时防止相邻支架脱离，坚持每移必调。6、工作面回采时，割煤速度与移架速度必须相互协调。当支架移动较慢时，不能及时护壁，可能会造成片帮，割煤要服从移架。7、工作面内的8号煤层无明显的冲击地压，预计13号煤回采过程中不会产生影响，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。6.1.2防尘降尘措施1、运输巷、回风巷按《煤矿安全规程》的有关要求吊挂隔爆水袋，隔爆水袋的水量按巷道断面计算，辅助隔爆设施每组总水量按巷道断面计算，要求不小于200L/m2。首列（排）水棚与工作面的距离必须保持60～200m范围内。距工作面1000m范围内，每150m设一组；1000m以外每隔1000m设置一组。水棚应设置在巷道的直线段内，与巷道交叉口、转弯处、变坡处之间的距离不小于50m，水棚距巷道轨面不小于1.8m，应保持同一高度。2、回采期间，必须实行煤体注水。23103工作面煤层注水设计另行编制。3、掘进期间，掘进巷道每隔50m安设一个洒水三通阀门；回采期间，皮带巷每隔50m、材料巷每隔100m安设一个洒水三通阀门。按有关规定冲刷巷道，严防煤尘堆积。4、采掘机械按规定使用内、外喷雾装置。采煤工作面安设加压泵，压力应达到8MPa，要保持采煤机内外喷雾齐全、完好，水压达到要求。5、采煤工作面材料巷距安全出口30m处，皮带巷距安全出口30m、80m、130m处，掘进巷道距工作面50m处，炮掘距工作面20m处安设风流净化水幕。水幕能覆盖巷道全断面，水幕喷嘴角度迎风流方向成45°角，水幕前吊挂捕尘网，要求水幕雾化效果好，不漏水、，使用正常，挂牌专人管理，皮带巷水幕手轮应设在行人侧，采煤煤回风巷和掘进面水幕在生产时必须常开，水幕要随工作面的移动而移动。各运输转载点设置自动喷雾装置，要求雾化效果好，不漏水。6、机掘工作面按规定安装、使用除尘风机，采用长压短抽通风除尘，并指定专人挂牌管理。7、液压支架逐架安设移架自动喷雾装置，实现移架自动喷雾。8、在采掘工作面工作的人员，必须佩戴防尘口罩。9、掘进巷道距工作面100m，采煤工作面正巷转载机及副巷泵站以里每班冲洗一次。开、掘巷道距工作面100米以外，采煤工作面副巷泵站以外及外切贯眼每旬至少冲洗一次；采煤工作面转载机往外300米每天冲洗一次；300米往外每周至少冲洗一次。10、工作面因特殊情况需要放炮时，必须严格按照《煤矿安全规程》作业，经矿总工程师批准后后方可进行作业。11、巷道煤壁、设备、电缆上的煤尘要经常打扫，保持不积尘。井下巷道不得有厚度超过2mm,连续长度超过5m的煤尘堆积。6.1.3防灭火措施1、回采工作面应采用后退式回采，必须保证采高，不得随意丢煤，不得向采空区丢弃易燃物品，对巷道内的浮煤要及时清理，严禁堆积；煤巷冒顶垮落处，用不燃性材料进行充填封闭。2、及时填堵地面采空区塌陷裂隙，减少地面漏风。3、加强对回采工作面回风隅角CO、CH4等有害气体的检查。4、严格执行矿井各项安全管理制度；必须使用符合规定的煤矿许用炸药，要严格执行放炮规定。5、杜绝设备漏油，防止机械设备磨擦产生高温。6、在机电设备硐室、油脂库、胶带输送机的巷道以及采掘工作面附近的巷道中，要储备足够数量的灭火器材（干粉灭火器、消防锹、沙箱），井下作业人员必须熟悉消防器材的使用方法及存放地点，定期检查，过期及时更换。7、胶带输送机应有完善的皮带保护装置。8、所有机电硐室和皮带机头附近20m范围内采用不燃性支护。9、严格执行火灾预测预报制度，定期检查采煤工作面上隅角及回风巷、采空区、总回风巷的自燃发火情况，对顶板冒落后要用不燃性材料充填、支护，距回风口10～15m安设一氧化碳、温度传感器。在皮带头滚筒下风侧安设烟雾传感器。10、若发现煤层自燃征兆，巷道中有煤油、汽油、焦油味，巷道气温，流水温度升高，人有头痛，疲乏等不适感觉，应立即通知通风科，采取措施进行处理。11、回采工作面结束后，及时拆除设备，必须尽快砌筑永久性防火墙封闭采空区，最迟不得超过45天，同时要求从撤出支架之日算起，两周内必须完成永久性封闭。12、工作面掘进期间，遇冒落空硐，必须使用不燃性支护，接顶严密。13、回采时期为防止自燃发火，结合工作面实际情况，采用向采空区喷洒阻化剂的方法来防止自燃发火，喷洒设备采用辽宁华科中煤装备BZ4/15-G矿用阻化泵，配套1t液箱，喷洒材料选用氯化镁作阻化剂，在液箱内配制成12～15％的溶液，搅拌均匀。14、回采工作面必须安装束管监测系统、注氮系统。6.1.4防治水措施1、加强队干部现场跟班制度，及时掌握情况，搞好现场指挥。2、在23103工作面巷道掘进和回采过程中严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘，先治后采”的原则。工作面必须制定探放水专项措施。3、工作面地表多为黄土覆盖，地表起伏较大，山坡陡峭，开采时对地表破坏严重，容易造成山体滑坡等地质灾害，阻碍河流泄洪，及时疏通河道。4、巷道掘进时，应加强水文观测，发现异常，立即汇报矿调度和地测科。5、排水管路要紧跟掘进工作面，只有在一切准备工作完成的情况下，方可打钻放水。6、要注意观察工作面水文地质情况及涌水量大小。探放水前要安设好水泵，并试运转。7、掘进过程中，发现煤壁有挂汗，空气变冷，有渗水，出现雾气等透水预兆时，必须立即停止作业，撤出人员，并及时报告矿调度、地测科，根据情况由地测科制定措施，进行探放水。8、检修班必须班班检查水仓所设水泵，确保供电系统正常，水泵正常运行。6.1.5预防瓦斯煤尘爆炸措施1、瓦斯监测、监控：掘进期间：距工作面小于5m的位置安装1个瓦斯传感器T1，悬挂在掘进工作面风筒出口另一侧；距回风口10至15m安装1个瓦斯传感器T2；主副局扇分别安装瓦斯监控分站1台、1个开停传感器、1个馈电传感器，实行瓦斯电闭锁和风电闭锁并安装风筒传感器。各传感器按要求位置悬挂，要求数据准确，报警、断电灵敏可靠。回采期间：在皮带巷距工作面煤壁10m处安装1个瓦斯传感T1；距回风巷10m至15m安设1个瓦斯传感器T2；在工作面回风上隅角设置1个瓦斯传感T0；在采煤机上安设机载式瓦斯断电仪；在距回风巷10m至15m安设CO传感器和温度传感器；在皮带巷测风站内安装风速传感器。各传感器按要求位置悬挂，要求数据准确，报警、断电灵敏可靠。工作面瓦斯传感器报警浓度≥0.8%、断电浓度≥1.3%、复电浓度＜0.8%；回风口瓦斯传感器报警浓度≥0.8%、断电浓度≥0.8%、复电浓度＜0.8%，断电范围执行《煤矿安全规程规定》第168条规定。跟班队长和当班班长、电钳工下井应配备便携式瓦斯检测报警仪，随时检查工作地点的瓦斯浓度，一旦发现瓦斯超限，立即停止生产，撤出人员，并汇报矿调度。2、瓦斯检查员必须经培训考试合格后，方可持证上岗，按规定认真检查各规定地点瓦斯浓度，防止瓦斯积聚和严禁瓦斯超限作业。3、井下所有放炮地点都必须执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。4、瓦斯检查做到井下记录牌板、原始记录、瓦检员交接班记录三对口。5、要切实维护好工作面两巷，确保风流畅通。6、严格执行有关瓦斯浓度的安全规定，瓦斯超限时，必须立即停止作业，切断电源，并及时处理。7、及时封闭通至采空区的联络巷道，工作面回采结束45天内必须进行永久性封闭。6.2安全操作规程6.2.1液压支架工操作规程1、必须持有效证件上岗。2、必须熟悉液压支架的性能和工作原理，懂得维护保养液压支架，懂得顶板管理方法，学习本工作面《采煤作业规程》。3、与采煤机司机合作，当支架与采煤机距离超过规定，应要求停止割煤。4、拉架前，检查帮顶状况及支架各部位，确保环境安全、支架完好、构件齐全标准，否则必须处理；清理架前及两侧障碍物，严禁挤压管线、电缆。5、拉架时，支架前后严禁有其它人员。移动端头支架时要放好警戒，其它人员一律撤到安全地点。6、移架前，将相邻支架推拉缸推出；7、移架时，支架工必须站在安全地点，面向煤壁，身体躲进架内操作8、移架时，先收回护帮板、侧护板，然后降柱拉架达到规定步距；放顶煤支架拉架前，要先将后部运输机拉上来；拉架阻力大时，应停止拉架，查明原因处理后再继续操作。9、调整支架与输送机垂直，并保证支架不歪斜、不挤架、不咬架，支架排成直线，偏差不超过±50mm。降柱幅度低于邻架侧护板时，升架前应先收回邻架侧护板，待升柱后再将其伸出。10、先升前柱后升后柱，使顶梁与顶板严密接触3-5秒，达到初撑力。11、伸出伸缩梁、护帮板顶住煤壁；伸出侧护板，保证架间不漏货。12、采煤机前滚筒到达前先收回护帮板，割煤后立即将伸缩前探梁伸出护顶。13、顶板破碎及压力大时，要带压擦顶移架，拉到位后及时支护顶板。过断层时，严格控制采高，防止压死支架。14、推运输机距采煤机12－15米，弯曲段不小于15米。放顶煤工作面移运输机距拉架不小于3米，弯曲段不小于15米。15、不准由两头向中间推运输机。16、推运输机机头（尾）时，要听从班组长指挥。17、拉架、推溜完毕，各阀把搬到“零”位。6.2.2掘进机司机操作规程1、必须持有效证件上岗，熟悉设备一般维护和故障处理知识。2、认真学习作业规程，掌握综掘机截割路线和巷道规格参数及安全要求。3、了解上班掘进机运行情况，检查掘进机各系统、部件是否完好。4、风量不足、除尘设施不齐不准作业。5、经检查确认机器正常、作业人员撤至安全地点后，发报警信号、合上隔离开关，按液压泵、转载机、装载机、截割部顺序启动综掘机空载试运转。6、截割头破岩由工作面下中部掏槽，沿层理方向移动。半煤岩巷道按先软后硬的顺序截割，顶板破碎时采取留顶煤或先截割周边的顺序截割。7、根据煤岩软硬程度掌握推进速度，扫底时一刀压一刀。8、随时注意机械运行声响及压力变化，出现异常立即停机检查，危急情况时，用紧急停止开关切断电源，查明原因、排除故障后方可继续开机。9、长时间截割后，等电机冷却数分钟后再关闭冷却水路。；10、截割头变速时，先断电停转再进行变速，严禁在高速运转时变速。11、停机时，掘进机退到安全地点，铲板放于底板，截割头停转缩回放于底板，操作阀、按钮置于零位，放松离合器，断开隔离开关，供电开关打零位，检修时还应在供电开关上挂停电牌，关闭水门，吊挂好电缆和水管。12、交班时，把本班掘进机运行情况向接班司机交待清楚。6.2.3放煤工操作规程1、必须持有效证件上岗。2、必须熟悉液压支架的性能和工作原理，懂得维护保养液压支架，懂得顶板管理方法，学习本工作面《采煤作业规程》。3、要与支架工及采煤机司机配合，严格按回采工艺作业。放煤与拉架、割煤距离超过规定时，应要求停止拉架、割煤。4、检查支护状态及顶板情况，顶板破碎时应减少放煤量或停止放煤；检查支架尾梁、插板及液压系统是否完好，有无自降，构件是否齐全标准，否则必须处理；5、放煤时，面对运输机来货方向，先打开放煤口喷雾，然后收回插板同时上下摆动支架尾梁将顶煤放出。大块煤矸卡住放煤口时，用插板破碎。6、放煤时，货量要均匀，放煤口见到矸石后及时关闭插板，并将尾梁升到适当高度保证货量通过。最后关闭放煤口喷雾。7、无水或水压不足、运输机低速运行时严禁放煤。不得同时降相邻两组支架放煤。8、放煤时，身体避开架间，躲到支架下方，防止支架尾梁下降及架间落块伤人。9、拉架、收运输机时，离开作业区域，防止被挤伤。6.2.4采煤机司机操作规程1、必须持有效证件上岗。2、必须熟悉采煤机的性能和工作原理，懂得维护保养采煤机，懂得顶板管理方法，学习本工作面《采煤作业规程》。3、查看煤层厚度、顶底板情况及支护状况，了解工作面总体状况。4、检查各机械部位是否完好，连接螺栓、截齿是否齐全紧固，各防护装置是否齐全有效，喷雾、冷却水压是否达到规定，不符合规定及时处理。5、开机前，发出信号通知人员撤到安全地点。在确认采煤机转动范围内无人员和障碍物后，合上采煤机隔离开关及截割部离合器，打开采煤机喷雾及冷却水阀门，启动采煤机。6、启动后，采煤机空转并检查滚筒旋转方向及调高动作情况，然后缓慢加速牵引，开始割煤。7、运输机没启动或低速运行时，严禁开机割煤8、割煤时，根据顶底板、煤厚变化情况及运输机货量、支架状况，及时调整牵引速度和截割高度。遇到岩石严禁强行截割。发现大块岩石或铁器上运输机必须及时停机处理。9、割煤时，注意行走机构运行情况，当大块煤矸或其它物件通过采煤机及前方有人员、障碍物时，要立即停机进行处理。10、牵引时，速度由小到大逐渐增加。严禁带速度变换牵引方向。停机时必须先停止牵引。11、必须携带便携式瓦检仪，当瓦斯浓度达到1％时，停止割煤切断采煤机电源。12、截割时，保证采高，严禁非技术性挑顶破底，截割痕迹不超过±50毫米。截割机头（尾）时，采煤机慢进慢出，扫净浮货。13、采煤机应停在无淋水、帮顶完好地点。停机前，滚筒落到底板上，最后关闭冷却水，将隔离开关及截割部离合器打开，采煤机开关停电。目录1矿井概况 11.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响 11.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式 11.3矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况 21.4矿井提升运输系统及主要设备配备情况 21.5矿井工作制度 32开采技术条件 42.1采区的位置及与相邻采区的关系 42.2构造形态 42.2.1区域地层与地质构造 42.2.2井田地层与地质构造 42.3煤层厚度、倾角、稳定性、结构 52.4顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性 62.5其它开采条件 62.5.1瓦斯含量 62.5.2自燃发火性 62.5.3煤尘 62.5.4水文地质条件 73采煤方法的选择 83.1采煤方法的选择原则 83.2采煤方法的技术与经济分析 84采区巷道布置 104.1采区主要参数的确定 104.2采准巷道布置 104.3采区主要设备配备情况 114.4主要采准巷道断面设计 134.5采区生产系统 134.6绘制采区巷道布置图，见附图 145回采工艺设计 155.1回采工作面参数选择 155.1.1工作面长度 155.1.2工作面产量 155.1.3工作面推进度 165.1.4工作面回采率 165.2回采巷道布置 165.2.1回采巷道布置方式 175.2.2断面形状及断面积 175.2.3支护方式 175.2.4巷道断面图 175.3回采工作面设备选择 175.4回采工作面回采工艺过程 195.4.1回采工作面的作业形式 195.4.2回采工作面劳动组织形式 195.4.3工作面循环方式、昼夜循环数、循环进度 195.4.4回采工作面工艺 195.4.5绘制回采工作面布置图，见附图 205.4.6绘制回采工作面循环作业图表 206安全 236.1安全技术措施 236.1.1顶板事故的预防措施 236.1.2防尘降尘措施 236.1.3防灭火措施 246.1.4防治水措施 256.1.5预防瓦斯煤尘爆炸措施 266.2安全操作规程 27HYPERLINK\l"_Toc37626519