采矿工程毕业设计

中国矿业大学(北京))成人高等教育学院(函授站):中国矿业大学(北京))成人高等教育本(专)科生毕业设计(论文)学院(函授站):主要内容和要求：院长(函授站站长):指导教师签字：中国矿业大学(北京))成人高等教育本(专)科生毕业设计(论文)指导教师评阅书指导教师评语(①学生的工作能力；②综合运用基础理论与专业知识解决问题的能力；③理论依据和技术方法；④取得的主要成果；⑤取得的主要成果及创新点；⑥总体评价；⑦建议成绩；⑧存在问题、可否提交答辩等): 中国矿业大学(北京))成人高等教育本(专)科生毕业设计(论文)评阅教师评阅书评阅教师评语(①论文选题的价值与意义；②综合运用基础理论与专业知识解决问题的能力；③工作量的大小；④创新点评价；⑤写作的规范程度；⑥建议成绩；⑦存在问题、可否提交答辩等): 中国矿业大学(北京))成人高等教育本(专)科生毕业设计(论文)答辩及综合成绩学院(函授站):题目：专题题目：正确错误答辩成绩(本科):答辩小组长(本科):年月日答辩委员会主任：学院(函授站)领导小组综合评价成绩：学院(函授站)领导小组负责人1矿区概述及井田特征 11.1概述 11.1.1矿区的地理位置及行政隶属关系 11.1.2地形地貌等情况 11.1.3气候地震等情况 21.2井田及其附近的地质特征 21.2.1井田的地层层位关系及地质构造 21.2.2含煤系及地层特征 31.2.3水文地质 41.3煤质及煤层特征 1.3.1煤质、煤类及煤的用途 1.3.2煤层的含瓦斯性、自燃性、爆炸性 1.3.3井田的勘探程度及进一步勘探要求 2井田境界及储量 2.1井田境界 2.1.1井田范围 1错误!未定义书签。2.1.2边界煤柱留设 2.1.3工业广场保护煤柱留设 2.1.4边界的合理性 2.2井田的储量 2.2.1井田储量的计算原则 2.2.2矿井工业储量 3矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 3.1矿井年产量及服务年限 3.1.1矿井的年产量 3.1.2服务年限 3.1.3矿井的增产期和减产期，产量增加的可能性 3.2矿井的工作制度 4井田开拓 4.1井筒用途、布置、装备、位置和数目的确定 4.1.1井筒用途、布置及装备 4.1.2井筒位置及数目的确定 264.2开采水平的设计 4.2.1水平划分的原则 4.2.2开采水平的划分 4.2.3设计水平储量及服务年限 4.2.4设计水平的巷道布置 4.2.5大巷的位置、数目、用途和规格 4.3采区划分及开采顺序 4.3.1采区形式及尺寸的确定 4.3.2开采顺序 4.4开采水平井底车场形式的选择 4.4.1井底车场形式的选定 4.4.2井底车场硐室及位置 5采准巷道布置 5.1设计采区的地质概况及煤层特征 5.1.1采区概况 5.1.2煤层地质特征及工业储量 错误!未定义书签。5.1.3采区生产能力及服务年限 错误!未定义书签。5.2采区形式、采区主要参数的确定 错误!未定义书签。5.2.1采区形式 错误!未定义书签。5.2.2采区上山数目、位置及用途………错误!未定义书签。5.2.3区段划分……………错误!未定义书签。5.3采区车场及硐室………错误!未定义书签。5.3.1车场形式……………错误!未定义书签。5.3.2采区煤仓……………错误!未定义书签。5.4采准系统、通风系统、运输系统……错误!未定义书签。5.4.1采准系统……………错误!未定义书签。5.4.2通风系统……………错误!未定义书签。5.4.3运输系统……………错误!未定义书签。5.5采区开采顺序…………错误!未定义书签。5.6采区巷道断面…………错误!未定义书签。6采煤方法…………………错误!未定义书签。6.1采煤方法的选择 错误!未定义书签。6.1.1选择的要求 错误!未定义书签。6.1.2采煤方法 错误!未定义书签。6.2开采技术条件 错误!未定义书签。6.3工作面长度的确定 6.3.1按通风能力确定工作面长度 6.3.2根据采煤机能力确定工作面长度 6.3.3按刮板输送机能力校验工作面长度 6.4采煤机械选择和回采工艺确定 6.4.1采煤机械的选择 6.4.2配套设备选型 错误!未定义书签。6.4.3回采工艺方式的确定 错误!未定义书签。6.5循环方式选择及循环图表的编制 错误!未定义书签。6.5.1确定循环方式 错误!未定义书签。6.5.2劳动组织表 错误!未定义书签。6.5.3机电设备表 错误!未定义书签。6.5.4技术经济指标表 7矿井通风 7.1概述 7.2矿井通风系统的选择 7.2.1通风方式的选择 7.2.2通风方法的选择 7.3矿井风量的计算与风量分配 错误!未定义书签。7.3.1矿井总进风量 错误!未定义书签。7.3.2回采工作面所需风量的计算 错误!未定义书签。7.3.3掘进工作面所需风量 错误!未定义书签。7.3.5其他巷道所需风量 7.3.6风量的分配 7.4矿井总风压及等积孔的计算 7.4.1计算原则 7.4.2计算方法 7.4.3计算等积孔 7.5通风设备的选择 7.5.1矿井主要扇风机选型计算 7.5.2电动机选型计算 错误!未定义书签。7.5.3耗电量 错误!未定义书签。7.6灾害防治综述3 错误!未定义书签。7.6.1井底火灾及煤层自然发火的防治措施 错误!未定义书签。7.6.2预防煤尘爆炸措施 7.6.3预防瓦斯爆炸的措施 7.6.4避灾路线 8矿井运输与提升 8.1概述 8.2采区运输设备的选择 8.2.1采区运输上山皮带的选择 9.2.2采区轨道上山运输设备的选择 8.2.3运输顺槽转载机和皮带机选择 8.2.4回风顺槽中运输设备的选择 8.2.5工作面刮板输送机的选择 8.3主要巷道运输设备的选择 8.4提升 8.4.2主井提升设备的选择 8.4.3副井提升设备的选择 错误!未定义书签。9技术经济指标 9.1全矿人员编制 9.1.1井下工人定员 9.1.2井上工人定员 9.1.3管理人员 9.1.4全矿人员 9.2劳动生产率 9.2.1采煤工效 9.2.2井下工效 9.2.3生产工效 11.2.4全员工效 9.3成本 9.4全矿主要技术经济指标 结论 参考文献 附录A 附录B 前言中国是世界最大产煤国，煤炭在中国经济社会发展中占有极重要的地位。煤炭是工业的粮食，我国一次能量消费中，煤炭占75%以上。煤炭发展的快慢，将直接关系到国计民生。作为采矿专业的一名学生，我很荣幸能够为祖国煤炭事业尽一份力。毕业设计是毕业生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节，使所学知识一体化，是我们踏入工作岗位的过度环节，设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及内容，培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度，培养自己的科学研究能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机应用能力及其他方该说明书为刘官屯矿0.90Mt/a井田初步设计说明书，在所收集由指导教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较。论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的内容。同时说明书图文并茂，使设计的内容更容易被理解和接受。在设计过程中，得到了指导老师的详细指导和同学的悉心帮助，在此表示感谢。由于设计时间1矿区概述及井田特征山西曙光船窝煤业有限公司矿井位于山西省河津市城西北部17km处下化乡船窝村东北，行政区隶属下化乡管辖。其地理坐标为东经110°34′28”～110°38′46”;北纬1)地形地貌该矿井井田位于吕梁山支脉龙门山区河津市境内，属低山丘陵黄土地貌景观。井田上，标高为862.50m,最低点位于井田西南部沟谷中船窝村西，标高为378.00m,相对高2)水文井田系黄河流域，黄河由北向南流经井田西南边缘，距井田西南边缘约500m。在禹门口以北，河床陡狭，宽仅100.00m左右，坡陡流急，出禹门口河面骤增达数公里，水的流速顿减。根据黄河水文站观测结果，黄河最大流量出现在1967年8月11日，水量为21000m3/s,水位384.72m,含砂量464kg/m3;最高洪水位出现在1977年7月6日，水位标高385.83m,流量达14500m3/s,含砂量621kg/m3,最大流速同日为10.7m/s;最大含砂量出现在1966年，含砂量最高达933kg/m3(过后一天或几小时后即恢复正常)。河床一般高度为378.00m,近年来，由于泥砂淤积，河床高度为382.00m,待河床面高度上涨七、八年之后即有一次冲刷，将河床面降到380.00m以下，这样河床冲刷与淤积这一过程约7～8年为一周期。因而黄河最大流量和最高洪水位、最大含砂量等都不是同一时井田内无常年性河流，仅在雨季时，井田内较大沟谷中才有洪水流出，注入黄河。本区属半干旱大陆性气候，年温差大，夏季炎热，冬季寒冷。据河津市气象站1985～1989年气象资料记载，年平均气温13.5℃,每年1月份气温最低，平均-5℃,7月份气温最高，平均26.8℃,最高可达39.8℃;降水多集中在6、7、8、9四个月，占年降水量的44%,平均年降水量为466.10mm;平均年蒸发量为1824.60mm,蒸发量大于降水量；春夏两季多为西南风，秋冬多为西北风，最大风速15m/s;每年11月上旬霜冻结冰开始，至次年3月上旬终，最大冻土深度400mm,无根据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001)(2008年版)和《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001图A1),本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值1.2井田及其附近的地质特征本井田位于河东煤田乡宁矿区南部王家岭井田的西南部边缘，井田内沟谷发育，在沟谷梁脊多黄土覆盖，沟谷多二叠系上石盒子组出露。据井田地层结合周围矿井及井田埋藏于井田深部，为煤系地层之基底，岩性为灰～深灰色厚层状石灰岩夹泥质灰厚度10.20～19.60m,平均15.00m。下部为灰色铝土泥岩，有时底部含铁质结核；中部为灰色、深灰色粘土岩及粉砂岩，局部夹不稳定12号煤层。井田内主要含煤地层之一，本组厚度52.88～65.53m,平均60.16m。本组谷底部出露。主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色中细砂岩和3层石灰岩及7～8层煤层井田内主要含煤地层之一，本组厚度29.67～59.19m,平均48.32m。本组谷出露。主要由灰～灰黑色泥岩、砂质泥岩和灰～灰白色粉细砂岩及4～6层煤层组成。本组厚度65.25～88.30m,平均76.时为粗砂岩，灰白色，以石英、长石为主，含泥岩碎屑。上部为深灰色、灰绿色、紫红色斑块泥岩，粉砂岩夹薄层细砂岩。在顶部有一层杂色铝质泥岩、鲔状结构。底部以K8本井田内仅残存中下部地层，最大残留厚度156.42m。该组为灰紫厚度0～55.00m,一般为18.00m,分布于井田沟谷梁脊上。灰黄色、棕黄色带红厚度0～10.00m,平均5.00m。为淡黄色亚粘土、褐色～棕黄色亚粘土、亚砂土，分布于黄河河道、岸边及沟谷底，主要为冲洪积砂土、砂砾1.含煤性井田内主要含煤地层为山西组和太原组。山西组平均厚度为48.32m,含煤4层，其中2号煤层稳定可采，煤层厚度6.83m,含煤系数为14.13%,可采煤层厚度为6.03m,可采含煤系数为12.47%;太原组平均厚度60.16m,含煤7层，其中10号煤层稳定可采，煤层厚度为4.27m,含煤系数为7.1%,可采煤层厚度为3.57m,含可采煤层系数为2.可采煤层井田内可采煤层为山西组2号煤层和太原组的10号煤层，其特征见表2-1-1。1)2号煤层：位于山西组下部，为本井田内可采煤层之一。厚度4.56～7.12m,平均5.85m,结构简单，仅局部含1层夹矸，井田内稳定可采。煤层顶板为砂质泥岩，局部为2)10号煤层：位于太原组的下部，为本井田可采煤层之一。上距2号煤层31.85~57.43m,平均41.53m。厚度2.18～4.99m,平均3.42m,一般含0～2层夹矸，结构简单～较简单，井田内稳定可采。煤层顶板为K2石灰岩；底板为砂质泥岩或泥岩。表2-1-1可采煤层特征表煤组煤层煤层厚度最小~ 最大平均(m)煤层间距煤层结构顶底板岩性稳定性(度)(度)倾角容重夹石层数顶板底板山西组2砂质泥岩砂质泥岩稳定太原组10K2灰岩砂质泥岩稳定1.区域水文地质井田位于黄河东岸，吕梁山脉南端河东煤田的西南角，大地构造位置位于3个Ⅱ级构造单元的复合部位。北至井子滩～店沟一线，南至船窝村，西临黄河，与陕西省韩城区域出露太古界、古生界、中生界、新生界地层。地层总体走向NE,一般倾角4°~30°。区内地下水以接受大气降水及地表水补给为主。第四系松散层孔隙潜水受地形、地貌及当地侵蚀基准面控制，以泉、潜流形式向河流、沟谷排泄。三叠系、二叠系、石炭系各含水岩组，处于地形较高及浅埋区时，以潜水形式向沟谷、河流排泄，受当地侵蚀基准面控制，深埋区则以承压水形式自东向西或自北向南排泄至黄河或通过黄河谷底向鄂尔多斯台拗排泄。奥陶系、寒武系灰岩水则以承压水形式自东向西，自北向南流动，在禹门口一带泄入黄河。涑水杂岩在区内出露很少，为风化带裂隙水，接受大本区属黄河流域，除黄河外，区内发育平行树枝状水系，均属季节性河流，绝大部①第四系孔隙潜水含水层主要分布在广大残垣地带及黄河阶地，与下伏地层均为不整合接触。残垣地带的第四系，岩性由黄土状土、古土壤、钙质结核及少量的砂砾组成。因地形较陡，切割严重，又无良好的地下水赋存条件，大部分地段为透水不含水层；个别地方因粘土，亚砂②二叠、三叠系砂岩裂隙含水岩组部，与下伏二叠系为整合接触。由一套厚度各异，粒级不同的砂岩、泥岩、页岩互层组成。含水岩组由粗、中、细、粉砂岩水层构成；以节理、裂隙为地下水的赋存空间。属潜水～承压水含水含水岩组。含水岩组在地形较高处及裸露区，多形成裂隙水，水量大小受地貌、岩性、构造控制，接受大气降水补给，在地形低凹处覆盖区及深埋区，形成层间裂隙承压水接受层间侧向渗透补给大气降水，地表流水补给。富水性一般较差，属③石炭系上统砂岩裂隙及石灰岩岩溶裂隙含水岩组出露在西坡及禹门口北部附近与下伏奥陶系呈平行不整合接触。主要为K₁砂岩、K₂、K₃、K₃灰岩含水层。含水岩组一般以裂隙、节理为赋水空间，岩溶不发育，属含水不均一含水岩组。④奥陶系、寒武系石灰岩岩溶裂隙含水岩组石灰岩地层主要分布在龙门口～西交口一带，以中奥陶厚层灰岩夹3～4层泥灰岩及中寒武師状灰岩为主要赋水部位。在灰岩裸露区及半裸露区，灰岩的节理、裂隙、岩溶均较发育。如王家岭井田杜家沟平硐内见有同地下水流向一致的NE～SW向发育的溶洞，溶洞发育奥陶系、寒武系灰岩中，直径为1～2m,最深的溶洞不见底。区内灰岩水的赋存运动规律，严格受地貌、构造、岩性制约，富水性不均一。在灰岩裸露区，半裸区，灰岩水为裂隙～岩溶潜水，水位埋藏深，接受大气降水垂直渗透补给。在覆盖区、深埋区，属高水头裂隙一岩溶承压水，以侧向补给为主。⑤涑水杂岩风化带裂隙水涑水杂岩出露在禹门口～西磴口一带，主要为片麻岩含水，地下水多赋存于风化带裂隙及构造裂隙中，属裂隙潜水，富水性一般较差，但汇集流量较大。在地貌条件有利情况下，也可富水。风化带深度一般在40余米，接受大气降水及其它含水层的补给。2)区域地下水的补、径、排条件第四系松散层孔隙潜水主要接收大气降水的补给，受地形地貌及当地侵蚀基准面控制，以泉水或潜流形式向河流或沟谷排泄。三叠系、二叠系、石炭系等含水层在裸露区接受大气降水补给，在地形较高的浅埋区，在当地侵蚀基准面以上以潜水形式向沟(河)谷排泄。寒武奥陶石灰岩则以承压水形式，自E(或SE)向W(或NW),南部南端王家岭区自NE而SW流动，泄于黄河或鄂尔多斯台坳。在深埋区为滞流区。据勘探资料，井田东王家岭区奥灰水位标高为642.75～816.24m。3)区域构造对水文地质条件的控制作用自禹门口至根底，山西断隆发育寒武系，二叠系地层，其总体构造为走向NE～SW,倾向NW的单斜构造组成。马头山断裂在禹门口一带寒武、奥陶系灰岩中同台头～禹门口断褶带相交。台头～禹门口断隆内灰岩地下水呈复杂的单向辐射运动形式。形成了NE~2.井田水文地质本区属黄河流域。井田内地表无大的河流，各沟谷平时基本干枯无水，雨季汇集洪松散含水层在井田内不甚发育，零星出露于沟谷梁塬上，不整合堆积在不同的基岩16.00m。泉流量0.06L/s～0.28L/s,含水性尚好，为山区主要饮用水，对矿井开采无影黄绿色～灰白色中、细粒砂岩，由于各层零星出露，厚度不一，受大气降水及地表水补给差，含水性差异较大。呈泉水出露，流量0.089～0.237L/s。个别钻孔有涌水现象。王家岭井田13号孔涌水量0.041L/s,1138号孔涌水量0.091L/s。以深灰色致密坚硬之K₂石灰岩为主要含水层，溶蚀不强烈，岩溶不甚发育，而垂直风化裂隙尚发育，井田南部外围地表泉流量0.002～0.102L/s,钻孔抽水试验单位涌水量0.0004～0.102L/s.m,水位标高577.73～799.96m,富水性弱，为10号煤层直接充出露。钻孔抽水试验单位涌水量0.0002～0.208L/s.m;水位标高802.00～633.00m,属弱含水层，为12号煤层直接充水岩层。补充勘探施工有补2号水文孔，根据其太原组抽水资料，太原组水位埋深为23.00m,水位标高577.868m,单位涌水量平均0.L/s·m,渗透系数0.00282m/d,影响半径2200.05m,水质类型为HCO3·S04-Na·K型，总矿化度奥陶系石灰岩出露于井田南部外围，露头所见溶洞、裂隙，节理比较发育，杜家沟平硐中见有古溶洞。补充勘探施工有补2号水文孔，根据其奥陶系抽水资料，奥陶系水位埋深为212.68m,水位标高387.80m,单位涌水量平均0.2032L/s·m,渗透系数0.1415m/d,影响半径273.78m,水质类型为HCO3-Na·Mg型，总矿化度0.8289g/L。井田西北部运城寺塔煤矿2006年施工ZK202号文孔，分别对奥陶系、太原组和山西组进行抽水，奥灰水水位埋深为66.39m,水位标高394.35m,单位涌水量平均0.L/s·m,渗透系数0.00151。寒武系中统，在井田东南外大片出露，受大气降水补给条件良好。地下水以泉的形量38L/s(71年7月),月平均流量39.2L/s,为一稳定性好的含水层。西础口泉出露于徐庄组石灰岩裂隙中，泉流量14.5L/s。3)井田隔水层井田内各含水层之间有较多的优良隔水层段。使各水层之间呈相近平行的储水系山西组顶部泥岩层段，为泥岩、粉砂岩组成隔水层段，层位厚度稳定，为2号煤层上部含水层与下石盒子组含水层之间良好的隔水层段，起到良好的相对隔水作用，使各太原组顶部至K₁灰岩顶之间的泥岩层段，主要为泥岩、粉细砂岩、煤组成隔水层段，有良好的隔水作用，使山西组含水层和太原组岩溶含水之间无水力联系，起到相对隔水作用。(3)太原组底部及本溪组与奥灰侵蚀面之间的泥岩隔水层段太原组底部及本溪组为良好的泥岩、粉细砂岩、铝土泥岩组成良好的隔水层段，使奥灰岩溶水与太原组岩溶水之间及K₁砂岩含水层之间无水力联系，起到良好的相对隔水4)地下水的补给、径流、排泄条件井田内沟谷出露的地层为上石盒子组，仅井田南部沟谷中局部出露下石盒子组、山西组及太原组，第四系覆盖于沟谷的梁塬上，由于沟谷基岩裸露，“V”字型沟谷发育，给地表水的排泄创造了良好条件，地表水很快流失，沿沟谷向西南流入黄河，使地下水接受大气降水的补给甚小，同时井田内各含水层之间又有良好的相对隔水层存在，将各含水层分割成相互平行近独立状态，在垂向上形成层间流动的含水层，使各含水层水各自沿层间裂隙向西运动于黄河排泄。通过抽水试验，井田内含水层含水微弱，均为弱含5)水文地质类型根据井田内补2号孔水文资料，奥陶系石灰岩岩溶水水位标高为387.80m。井田开采2、10号煤层，2号煤层位于山西组下部，其直接充水含水层为顶板以上砂岩裂隙含水层，含水层水通过裂隙、采空冒落带、导水裂隙带入渗。大气降水作为充水水源，主要通过岩层裂隙入渗，入渗量微弱，2号煤层矿井涌水量主要为采空区积水渗入所致，井下开采2号煤层，几个坑口涌水量一般在310-400m/d,均用2台4寸泵抽水，受季节性变化。井田2号煤层最低底板标高为320.00m。10号煤层位于太原组下部，其直接充水含水层为K₂石灰岩岩溶裂隙含水层，含水层水通过裂隙、采空冒落带、导水裂隙带入渗，矿井涌水量270-350m³/d,井田西北10号煤层最低底板标高为270.00m,远低于奥陶系石灰岩岩溶水水位，因此井田西北部10号煤层承受奥陶系石灰岩岩溶裂隙水的静压力较大。Ts=(387.80-320+84.63)×9.8×10³/84.63=0.10号煤层最大突水系数：Ts=(387.80-270+38.43)×9.8×10²/38.43=0.经计算2、10号煤层最大突水系数分别为：根据2009版《煤矿防治水规定》,底板受构造破坏块段安全突水系数一般不大于0.06MPa/m,正常块段，安全突水系数不大于0.1MPa/m,本井田为无构造破坏地区。2号煤层突水系数仅为0.018MPa/m,10号煤层突水系数仅为0.040MPa/m,均小于临界突水系数0.06MPa/m,没有突水危险，属安全区，井田2、10号煤层水文地质条件为中5)矿井充水因素分析①大气降水对矿井充水的影响大气降水是该矿矿井水的主要来源，即降水通过基岩裂隙及松散沉积物孔隙渗入地下，在岩石裂隙相互勾通的情况下进入井下巷道，在煤层露头附近直接接受大气降水的补给，据矿井调查，2号煤层主要充水水源为煤层顶板渗水，矿井涌水量具明显的动态变②采空区积水对矿井充水的影响据矿方提供，该矿开采2号煤层，采空区积水量约m²,10号煤层采空区内无积水。③井筒水对矿井水的影响因井筒开拓近于顺层巷道，揭露含水层较少，据本次调查，井筒向矿井渗水量不(2)现根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》导水裂隙带公式计算2号煤层开采所产生的导水裂隙带高度：2号煤层顶板为砂岩，采用公式如下：H₁——导水裂隙带高度(m);2号煤层平均厚度5.85m,一次采全高，计算后导水裂隙带为：公式一计算结果：45.14～50.73m,公式二计算结果：58.38m。冒落带高度10.38～14.78m。10号煤层顶板为石灰岩，采用公式如下：H₁——导水裂隙带高度(m);10号煤层平均厚度3.42m,一次采全高，计算后导水裂隙带高度为：公式一计算结2号煤层距地表621.21m,故导水裂隙带未达地表，地表水体对煤层开采的影响较10号煤层距2号煤层平均为42.63m,小于导水裂隙带高度，因此开采10号煤层时应加强探放水，注意2号煤层采空区积水对开采10号煤层的影响。①技术措施矸石和炉渣等固体废物不得弃于沟谷中，以免淤塞河道，造成行洪不畅。在雨季前，组织有关人员踏勘井田是否有采空塌陷裂隙、裂缝、塌陷洞，并用黄井田内2号煤层基本开采完毕，10号煤层开采面积较小，井田南部小窑未破坏10号煤层，井田南部采空区较多，是防治水的关键。井下防治水应做掘进工作面接近断层、采空区时必须按矿井设计留设防水煤井田内各可采煤层均存在带压开采现象，在矿井开采前，应对井田内奥灰水进行突②管理措施平时加强防讯宣传；建立探放水管理制度；做好防水计划；成立“雨季二防”指挥③物质措施在矿井生产建中，尚未发生过大的水害，但是仍不能放松对水害的防治工作，具体必须经常检查矿区地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙导水通道，应必须随时观察井下各种涌水现象，做好常规矿井水文地质工必须经常了解井田内及周边其它生产矿井开采情况，掌握其采空范围，涌(积)水情况，防止越界开采，造成巷道相互贯通，采空区积水涌入矿井，造成涌(突)水事故的对有潜在危险的地段，应做到“预测预报，有掘必探，先探后采，先治后采”。3.矿井涌水量要可采煤层近，但其含水微弱，断层不发育，含水层对煤层开采影响小。由于采空区或采空破坏区较大，其积水入渗增加各矿井涌水量，据调查井田开采2号煤层每个矿井涌水量大约为310.00～400.00m³/d,受季节影响。各坑口涌水量情况见表2-1-3,计算得各井田富水系数为0.50～0.78m³/t。利用富水系数法计算当开采2号煤层生产能力达到1.20Mt/a时，矿井涌水量为开采10号煤层矿井涌水量主要为煤层顶板K₂石灰岩溶裂隙含水层水通过裂隙、采空裂隙入渗补给。矿井涌水量为270～350m³/d,利用富水系数法计算当开采10号煤层生产能力达到120万t/a是时，矿井涌水量为2160～2800m³/d。表2-1-3矿井坑口涌水量统计表开采煤层矿井坑口生产能力最小涌水量最大涌水量受季节影响排水设备2号2号煤井受2台2DA-BX41号井受2台2DA-BX4受2台2DA-BX410号船窝煤矿受2台2DA-BX4本次设计，矿井正常涌水量为90m²/h,最大涌水量130m²/h。4.供水水源1)地面供水水源：根据现场调研，本矿井地面生活用水为拟在工业场地附近新建一口深水井深度达到奥灰水位，水质符合饮用标准，水量丰富，通过潜水泵提升至地面高2)井下供水水源：矿井正常涌水量为90m³/h,最大为130m²/h,涌水排至地面后，经荆东四矿的水文地质条件属一般型，有八个含水层，自下而上分别为：1)奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层(I)2)K2～K6砂岩裂隙承压含水层(Ⅱ)3)K6～煤12砂岩裂隙承压含水层(Ⅲ)4)煤9～煤7砂岩裂隙承压含水层(IV)5)煤5以上砂岩裂隙承压含水层(V)6)风化带裂隙、孔隙承压含水层(VI)7)第四系底部卵石孔隙承压含水层(VⅡ)8)第四系中上部砂卵砾孔隙承压和孔隙潜水含水层(VⅢ)1.3煤质及煤层特征1.3.1煤质、煤类与煤的用途1)2号煤层宏观煤岩特征为黑色，上部为半暗型，中下部为半亮型和光亮型煤，光泽为金属光镜煤为光泽极强之狭长条带夹于亮煤之中，具明显的贝壳状断口，但层的界限不显。暗煤光泽暗淡，呈角砾状断口，丝炭大多呈小凸镜体夹于其他各种成分中。2)10号煤层宏观煤岩特征为黑色，属半亮及半暗煤型，弱金属光泽。层状构造比较清晰。煤的光泽最亮部分为亮煤，内生裂隙发育，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，呈黑色条痕。2.化学性质及工艺性能井田内各煤层主要煤质化验成果详见表2-1-2。根据地质报告提供的山西省煤炭工业局综合测试中心化验结果，现将各主要煤层的煤质特征分述如下：1)2号煤层水分(M):原煤0.28%～1.10%,平均0.58%;浮煤0.28%～0.53%,平均0.45%。灰分(A):原煤13.81%～18.70%,平均15.28%;浮煤6.43%～8.30%,平均7.69%。挥发分(Vaar):原煤17.88%～20.47%,平均19.03%;浮煤16.78%～17.95%,平均发热量(Qa):原煤29.01～31.63MJ/kg,平均30.29MJ/kg;浮煤33.10～34.96MJ/kg,平均33.60MJ/kg。硫分(S.):原煤0.28%～0.36%,平均0.31%;浮煤0.36%～0.62%,平均0.47%。胶质层厚度(Y):8.00mm。焦渣特征(CRC):4～6,平均5。粘结指数(GRI):53.0～71.0,平均61.0。本煤层为低灰～中灰，平均为低灰、特低硫、低挥发分～中等挥发分，平均为低挥发分、高热值～特高热值，平均为特高热值瘦煤和焦煤。2)10号煤层水分(Ma):原煤0.30%～0.85%,平均0.49%;浮煤0.23%～1.11%,平均0.47%。灰分(A):原煤11.42%～19.03%,平均16.31%;浮煤6.96%～10.84%,平均8.70%。挥发分(Va):原煤14.91%～19.42%,平均16.98%;浮煤14.68%～18.22%,平均发热量(Qa):原煤27.99～35.63MJ/kg,平均30.26MJ/kg;浮煤32.24～33.50MJ/kg,平均33.03MJ/kg。全硫(Sa):原煤2.01%～3.12%,平均2.81%;浮煤1.87%～2.96%,平均2.62%。焦渣特征(CRC):4～6,平均5。粘结指数(GRI):7～64,平均27。本煤层为特低灰～中灰，平均为中灰、中高硫～高硫，平均为中高硫、低挥发分~中等挥发分，平均为低挥发分、高热值～特高热值，平均为特高热值瘦煤和贫瘦煤。表2-1-2煤层煤质化验结果表煤层项目2号10号工业分析原煤浮煤原煤浮煤原煤浮煤原煤浮煤原煤浮煤煤类3.煤的粘结性和结焦性2号煤层胶质层指数为3.60～12.00mm,平均6.71mm,体积曲线多呈平滑下降和微波型。罗加指数为14.38%～90.41%,平均45.62%,粘结指数为58～73.3,焦渣特征为4～6,为不膨胀熔融粘结。10号煤层胶质层指数为4.00～14.0mm,平均5.70mm,体积曲线多呈平滑下降，少数微波型。罗加指数为0～70.40%,平均40.80%,粘结指数为16～64,焦渣特征为4～6,为不膨胀熔融粘结。2)小焦炉试验根据王家岭井田地质报告在毛则渠、凡小渠、老窑头和薛虎沟四个煤矿分别采取了2号煤层200kg小焦炉试验样，由太钢、鞍钢和煤炭科学院分别进行了试验。其结果为：全层焦炭抗碎强度M10为7.26%～13.80%。为75.88%～87.70%;耐磨强度M10为6.96%~10.00%。焦炭抗碎强度和耐磨强度达到冶金焦炭分级标准1～2级焦。中、下分层焦炭抗碎强度分别为66.70%～83.40%、70.94%～80.80%;耐磨强度M10为9.06%～17.20%、7.60%～18.60%。焦炭抗碎强度高，耐磨强度低，显示了瘦煤的特征。本煤层虽属很好炼焦配煤，但不宜单独炼焦，原因是单独炼焦虽能炼出块度大强度高的焦炭，但在炼焦时煤的膨胀力过大，造成推焦困难，再加之焦炭耐磨强度低，不宜作冶金焦。再者挥发分低，炼焦过程中副产品回收少，如能与高挥发分肥煤和气煤适量4.煤的风氧化井田内2号可采煤层井田南部有露头，沿煤层露头内推50m为煤层风氧化带。5.煤类及其工业用途2004,GB/T15224.2-2004和GB/T15224.3-2004。本区2号煤为低灰～中灰，平均为低灰、特低硫、低挥发分～中等挥发分，平均为低挥发分、高热值～特高热值，平均为特高热值瘦煤和焦煤，可作为炼焦用煤；10号煤为特低灰～中灰，平均为中灰、中高硫~高硫，平均为中高硫、低挥发分～中等挥发分，平均为低挥发分、高热值～特高热值，本井田煤层瓦斯含量均很低，属低沼矿井，据化验资料，瓦斯绝对涌出量为：1.27~5.56m3/min,平均4.75m3/min,相对涌出量为：0.39～3.38m³/t,平均1.17m³/t。煤尘爆炸指数为：为38.42%～64.20%;本区由于煤燃点低，易自燃发火，煤尘试验结果为火焰长度40mm,岩粉量55%,具有爆炸性。自燃发火期为3-6个月。目前，勘探程度已达到精查，确定了高级储量为50%以上，但为了满足以后生产要求，应提高一水平的勘探程度，使高级储量达到70%以上。2井田境界及储量2.1井田境界根据2009年11月11日山西省国土资源厅颁发的《采矿许可证》(证号C),批准山西曙光船窝煤业有限公司矿井开采2、10号煤层，井田面积为12.8439km²,生产规模1.20Mt/a,井田范围由下列1～29个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表3-2-1。表3-2-1井田境界拐点坐标表拐点编号纬距(X)经距(Y)备注80西安坐标54北京坐标80西安坐标54北京坐标123456789井田南北长7.25km,东西宽6.285km,井田面积12.8439km²。山西曙光船窝煤业有限公司矿井井田周边与多个煤矿相邻，井田东部为杜联煤矿、柴联煤矿、羊庄沟煤矿、井沟煤矿、薛虎沟煤业有限责任公司、陈联煤矿、河津市下化乡黄河第二煤矿，北部与小湾沟煤矿和跃进煤矿相邻，西部与山西海鑫钢铁集团公司寺塔煤矿相邻，南部无邻矿。其中杜联煤矿、柴联煤矿、陈联煤矿、小湾沟煤矿已关闭。井田南北长7.25km,东西宽6.285km,井田面积12.8439km²。井田内地形比较完整，井田四周依据相关规定和安全考虑分别留设20m的边界煤柱。由于井田西面和南面为断层所包围，故西部和南部的井田边界即为断层保护煤柱和1)井田边界煤柱留30m;2)阶段煤柱斜长60m,若在两阶段留设，则上下阶段各留30m;3)断层煤柱每侧各为20m;4)采区边界煤柱留10m。由《设计规范》规定：工业场地占地面积：45-90万t/年，1.2～1.3公顷/10万t;120-180万t/年，0.9～1.0公顷/10万t;240-300万t/年，0.7～0.8公顷/10万t,400-600万t/年，0.45-0.6公顷/10万t。本矿井设计年产90万t,则工业广场占地面积为S=(90/10)*1.2=10.8公顷=m²。则工业广场设计成长380m,宽290m的矩形。在确定地面保护面积后，用移动角圈定煤柱范围，工业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度15m的围护带。在工业场地内的井筒，圈定保护煤柱时，地面受保护对象应包括绞车房、井口房或通风机房、风道等，围护带宽度为15m。在本井田的划分中，充分的利用到现有条件，既降低了煤柱的损失，也减少了开采技术上的困难，使工作面的部署较为简易。同时，本井田的划分使储量与生产相适应，矿井生产能力与煤层赋存条件、开采技术装备条件相适应。井田有合理的尺寸，条带尺寸满足《煤炭工业设计规范》[1的要求，走向长度划分合理，使矿井的开采有足够的储量1)首采采区应布置在构造简单，储量可靠，开采条件好的块段，并宜靠近工业广场2)开采煤层群时，采区宜集中或分组布置，有煤和瓦斯突出的危险煤层，突然涌水威胁的煤层或煤层间距大的煤层，单独布置采3)开采多种煤类的煤层，应合理搭配开采。综上所述，矿井首采区定在靠近工业广场的西北部，采区储量丰富，有利于运输的集中和减少巷道的开拓费用，所以井田划分是合理的。因此，综上来看，本井田的划分2.2井田的储量5)由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧6)煤层倾角不大于15度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量；7)煤层中所夹的大于0.05m厚的高灰煤(夹矸)不参与储量的计算；8)参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。矿井的工业储量：勘探地质报告中提供的能利用储量中的A、B、C三级储量。本井1)工业储量2)井田永久煤柱井田永久煤柱损失包括铁路、井田境界、断层防护煤柱，和浅部矿井水下开采防水a断层煤柱损失断层的两侧各留20m的保护煤柱，此断层的面积为1188×40=47520m²,b井田境界煤柱损失井田境界留设30m的边界煤柱，总长为13528m;井田境界保护煤柱所占面积为m2,经计算，故境界保护煤柱损失为：×7×1.3=369.31万t。3)矿井设计储量Es=Eg-P1=10319.58-412.51=9907.07万t4)采区回采率矿井采区回采率，应该符合下列规定：厚煤层不应小于75%;中厚煤层不应小于80%;薄煤层不应小于85%。全矿采区回采率按下式计算：5)矿井设计可采储量式中Ek——设计可采储量Es——井田设计储量Pz——煤柱损失C.区平均回采率煤柱损失Pz主要包括工业广场压煤、阶段间煤柱等工业广场压煤Y9煤层压煤量=(828+905)×683÷2×4×1.3=307.75万t12-2煤层压煤量=(840+926)×704÷2×3×1.3=242.44万t阶段煤柱=(2851+1861)×(4+3)×1.Ek=(Es-Pz)xC=(9907.07-554.61)×0.77=7201.4万t3矿井的年产量、服务年限及一般工作制度3.1矿井年产量及服务年限《关于运城市市直(部分)和河津市煤矿企业兼并重组整合方案的批复》,确定矿井设计生产能力为1.20Mta。矿井服务年限按下式计算：z—设计可采储量，35.41Mt;A—矿井设计生产能力，1.20Mt/a;K—储量备用系数，取1.4。经计算，矿井服务年限21.la。其中：2号煤层矿井服务年限4.8a,10号煤层矿井服务年限16.3a。1)地质条件勘探存在一定的误差，有可能出现新的断层。2)由于国民经济发展对煤炭的需求变化，导致矿井产量增减。3)矿井的各个生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，迅速突破设计能力，提高4)工作面的回采率提高，导致在相同的条件下，矿井服务年限增加。5)采区地质构造简单，储量可靠，因此投产后有可靠的储量及较好的开采条件。3.2矿井的工作制度根据中华人民共和国建设部和中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局2005年制定的《煤炭工业矿井设计规范》,确定矿井的工作制度为：年工作日为330d,每天四班作业，日净提升时间16h。4井田开拓井田开拓方式应该通过对矿井设计生产能力，地形地貌条件，井田地质条件，煤层赋存条件，开采技术及装备设施等综合因素进行方案比较以及系统优化之后确定。因1)贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低效率高创造条件。要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可高和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2)合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，为集中生产创造条件。3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。4)必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统，创造良好5)要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。6)根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的4.1井筒用途、布置、装备、位置和数目的确定4.1.1井筒用途、布置及装备据开拓布置，达产时布置有3个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。1.主斜井：净宽4.8m,净断面16.72m²,倾角13.5°,斜长790m,装备带式输送机和架空乘人装置，担负全矿井矿井的提煤任务和上下人员任务，同时作为矿井的进风井和1个安全出口。2.副斜井：副斜井净宽4.2m,净断面13.64m²,倾角7°-23°,斜长535m,装备双距为600mm,轨型为30kg/m,长度535m。3.回风立井：净直径6.0m,净断面28.27m²,垂深185m,敷设折返式金属梯子间，为矿井开采2号煤层和10号煤层初期的回风井和又1个安全出口。山西曙光船窝煤业有限公司矿井为兼并重组整合矿井，整合后前期共有3个井筒，分别为主斜井、副斜井和回风立井(开采2、10号煤层),主斜井、副斜井位于原1号井工业场地，回风立井(开采2、10号煤层)位于原2号井工业场地，后期还有1个回风斜井(开采10号煤层1003采区),回风斜井(开采10号煤层)位于原船窝煤矿工业4.2开采水平的设计1)根据《煤炭工业设计规范》规定：(1)90万t的矿井第一水平服务年限不得小于20年，缓倾斜煤层的阶段垂高为200(2)条件适宜的缓倾斜煤层，宜采用上下山开采相结合的方式；(3)近水平多煤层开采，当层间距不大时，宜采用单一水平开拓。2)根据煤层赋存条件及地质构造煤层的倾角不同对阶段高度的影响较大，本井田的属于缓倾斜煤层，其平均倾角为14°,煤层标高从-750m标高到-300m标高。根据《煤炭工业设计规范》规定缓倾斜煤层的阶段垂高为200~350m,故划分为两个阶段。再结合本井田的煤层标高差较小，阶段斜长3)根据生产成本阶段高度增大，全矿井水平数目减少，水平储量增加，分配到每t煤的折旧费减少，但阶段长度大会使一部分经营费相应增加，其中随着阶段增大而减少的费用有：井底车场及硐室、运输大巷、回风大巷、石门及采区车场掘进费、设备购置及安装费用等；相应增加的费用有：沿上山的运输费、通风费、提升费、倾斜巷道的维修费，此外还延长生产时间、增加初期投资，因此要针对矿井的具体条件提出几个方案进行经济技术比4)根据水平接替关系在上一水平减产前，新水平即作好准备，因此一个水平从投产到必须大于新水平的准备时间。正常情况下，大型矿井的准备时间要1.5～2年，井底车场、石门及主要运输大巷亦需要1.5～2年，延伸井筒需要1年，合计需要4～5年的时间。开拓延伸加上水平过渡需要7～9年，所以每个矿井在确定水平高度时，必须使开采根据《煤炭工业矿井设计规范》:当煤层倾角大于12度时，宜采用走向长壁采煤法。本矿井煤层倾角平均为14度，故采用走向长壁采煤法。根据开拓推荐方案，全井田共布置1个水平，标高为+360m,其中辅助水平设在2号煤层，水平标高为+413m,主水平设在10号煤层。本井田设计水平为-580水平，第一阶段的设计可采储量为3900.5万t,设计水平的服务年限为34.1年。表4-5水平储量及服务年限.水平序号可采储量/万t服务年限/年第一阶段第二阶段由于本井田煤层间距较近，层间距<80m,故采用集中大巷布置，为便于维护，将大巷布置到12-2煤层底板岩层中，又由于设计中通风方式为边界式，所以采用两条大巷布置，大巷距煤层底板间距一般30m。大巷支护方式掘进时期及时支护采用锚杆支护，后期采用混凝土砌碹，巷道断面特征见图4-6。由于该井田煤层为厚煤层，适合采用综合机械化开采，为简化生产环节，结合煤层赋存条件、村庄压煤情况和井田几何形状，使工作面推进长度尽可能加大，充分发挥综合机械化开采效能，主要运输、轨道、回风巷道均沿煤层布置。各可采煤层分别布置运输、轨道及回风巷道，运输、轨道巷道沿煤层底板布置，回风巷道沿煤层顶板布置。4.3采区划分及开采顺序根根据井田开拓布置，按照《煤炭工业矿井设计规范》要求，并结合井田内的实际情况及工作面技术装备和管理水平，2号煤层布置单翼采区，采区长500～1000m,设计10号煤层布置单、双翼采区，采区长1200～2500m。井田共划分为6个采区，即201、202、203、1001、1002、1003采区。首采区为201采区，布置1个回采工作面保证矿井的设计生产能力。采区接替按编号顺序进行，采区内工作面接替顺序采用后退式或前进式。采区接替详见表3-4-2。表3-4-2采区接替表采区名称开采煤层可采储量(Mt)服务年限(a)接替采区201采区2号煤层202采区202采区2号煤层203采区203采区2号煤层1001采区1001采区10号煤层1002采区1002采区10号煤层1003采区1003采区10号煤层合理的开采顺序是在考虑煤层采动影响的前提下，有步骤、有计划的按照一定的顺序进行，保证采区、工作面的正常接替，以保证安全、均衡、高效的生产，并且有利于提高技术经济指标。合理的开采顺序可以保证开采水平、采区、回采工作面的正常接替，保证矿井持续稳定生产，最大限度地采出煤炭资源，减少巷道掘进率及维护工程量；合理的集中生产，充分发挥设备能力，提高技术经济效益，便于防止灾害，保证生根据《矿井设计规范》规定，新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远，逐步向井应厚、薄煤层合理搭配开采；开采有煤与瓦斯突出煤层时，应按开采保护层、抽放瓦斯4.4开采水平井底车场形式的选择4.4.1井底车场形式的选定副斜井井底车场采用平车场，井底车场主要为辅助提升服务，运输量相对较小，车场长度73m,水平标高+360m,车场形式简单，调车方便，工程量省，车场内铺设有副斜井在2号煤层设甩车场，车场长度65m,水平标高+413m,车场内铺设有4.4.2井底车场硐室及位置副斜井井底车场硐室有：主水泵房、主变电所、消防材料库、管子道、井底水仓。主斜井井底硐室有：井底煤仓、等候硐室、医疗硐室、信号硐室等，井底煤仓采用直立煤仓，垂高30m,净直径6.0m,有效容积700m²,采用JD-11.4型调度绞车清理撒煤井底水仓由主水平主、副仓组成，长度分别为114m、58m,容积881m²、448m³,采用JD-11.4型调度绞车牵引1t矿车人工清理。水仓有效容积为1329m²。5采准巷道布置5.1设计采区的地质概况及煤层特征设计采区为一采区，该采区位于井田西翼，西至井田勘探线，东部边界到工业广场保护煤柱线，大巷布置在-580水平，采区平均走向长2416m,倾斜长1256m,采区内共发育两个个可采煤层，煤厚分别为3m、4m。煤层赋存简单，无断层及火成岩侵入等地质构造，煤层倾角平均为14度。煤变质程度高，煤质好，绝对涌出量为10.5m²/min。发火期短，煤层直接顶较厚并且软弱。一采区做为首采区，是上山开采，采区开采两层煤，煤层平均倾角为14°,属于缓倾斜煤层，采区内地质构造简单，无断层，煤质较好，水分含量0.56～15.54%,瓦斯相对涌出量为10.5m³/t,煤尘无爆炸性危险自然发火期为3-6个月，煤层顶底板较为稳定。采区工业储量为3369.2万t。采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度。1)采区生产能力A0:式中：L—回采工作面长度，取180mV0—工作面年推进度，工作面每日进4刀，截深0.8m,因此年推度为1056mM—采高，4mr—煤的容重，1.3tm³C0—工作面回采率，厚煤层0.93=90.92万t/a同时考虑5%的掘进出煤。则采区的生产能力为：再将上面计算出来的生产能力通过通风能力、风速和风量限制要求计算式中检验，得出符合要求。2)采区服务年限T:式中：Z—本采区设计可采储量，2351.16万tA—本区生产能力，90万t/a5.2采区形式、采区主要参数的确定按照煤层群开采的联系为联合准备，即各煤层共用两个岩石上山和区段石门，煤层倾角平均为14°,瓦斯量低、顶底板均无较大涌水，根据煤层赋存条件，本设计采用走向长壁采煤法。设计的上山在最下部煤层的底板开掘。运输上山作为采区的主运输，其内铺设皮带，运输采区工作面的出煤。轨道上山铺设轨道作为采区的辅助运输，运送矸石、设备、材料、兼作行人。采区倾向长1256m,其中留4m的区段平巷，区段间保护煤柱留10m宽，井田境界煤柱30m,阶段煤柱30m,则本采区可以划分为6个区段，工作面长180m。5.3采区车场及硐室区段上部车场为顺向平车场，中部为单向甩车场，下部为直向平车场。每个采区只有一个综采工作面，运输量不大，所以只设材料绕道车场，运料斜巷在大巷入口处取平，由大巷进入车场绕道存车线，然后直接进入轨道上山。这种布置方式使用方便，运1)上部车场：车场形式为顺向平车场(与回风道在同一水平),矿车或材料车经轨道上山提至平车场平台，然后沿着矿车行进方向经回风石门运至工作面或所需材料地2)车场：车场形式为石门甩车场形式，单道起坡方式。由轨道上山提升上来的矿3)下部车场：本下部车场的绕道属于顶板绕道，从上山来看，通过竖曲线落平后摘钩，沿车场的高道自动滑行到下部车场存车线。由井底来车，则进入车场的底道，自动滑行到下部车场的低道存车线后，挂钩由绞车房提升上去。根据轨道上山起坡点到大巷按循环产量计算煤仓容量Q 由以上计算作为依据，选择煤仓容量为800t。由经验h≥7R采区煤仓用混凝土收口，在煤仓上口设铁算子，煤仓溜口与装车方向相同，闸门的5.4排水系统、通风系统、运输系统顺槽积水自流到下山，然后自流到采区水仓，最后排至井底水仓主斜井→2号煤层等候室→运输下山→运输顺槽→回采工作面。副斜井→2号煤层甩车场→轨道下山→运输顺槽→回采工作面。污浊风流：回采工作面→回风顺槽→回风下山→回风斜巷→回风巷(沿10号煤运煤系统：工作面→工作面运输顺槽→运输下山→井底煤仓→主斜井→地面；运料系统：地面→副斜井→2号煤层甩车场→轨道下山→工作面回风顺槽→回采工作5.5采区开采顺序本设计采区同一煤层采用区段顺序依次开采，工作面沿走向推进，采区内共有四个煤层，分别都是由远及近开采，由于顶底板岩性较好，受采动影响较小.先采上层煤，5.6采区巷道断面主斜井采用半圆拱拱断面，净宽4.8m,净断面16.72m²,表土段采用荒料石砌碹(已有),基岩段采用锚喷支护。副斜井采用半圆拱断面，净宽4.6m,净断面13.64m²,表土段采用荒料石砌碹(已有),基岩段采用锚喷支护。回风立井采用圆形断面，净直径6.0m,净断面28.27m²,表土段和基岩段均采用混凝土浇注。运输、轨道下山采用矩形断面，锚网喷支护，净宽4.5m,净断面14.4m²;回风巷和回风下山采用矩形断面，锚网喷支护，净宽5.0m,净断面17.5m²。工作面运输顺槽采用矩形断面，锚网支护，净宽4.0m,净断面12.80m²;回风顺槽采用矩形断面，锚网支护，净宽4.0m,净断面6采煤方法6.1采煤方法的选择1)煤炭资源损失少，采用正规采煤方法。2)安全及劳动条件好。3)便于生产管理。4)材料消耗少。5)尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效。井田内2号煤层厚4.56～7.12m,平均5.85m,首采区开采2号煤层201采区，煤层1.2号煤层厚5.60～6.10m,平均5.85m,属全区稳定可采煤层。2.煤层倾角一般为10°左右，属缓倾斜煤层。3.2号煤层顶板为砂质泥岩，局部为中砂岩，底板砂质泥岩，局部为泥岩，顶底板4.煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，自燃倾向为Ⅱ~I类，属自燃～容易自燃煤计推荐2号煤层采用综采放顶煤采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。10号煤层厚度采用一次采全高综合机械化采煤方法，顶板管理采用全部垮落两层煤在井田内全区发育，煤层赋存稳定，是井田的主要可采煤层，煤层顶底板多为砂页岩、泥岩或石灰岩，底板为粉砂岩、细砂岩。各煤层具线理状、条带状结构，层瓦斯：开采煤层属于低瓦斯煤层，瓦斯绝对涌出量为4.75m³/min。煤的自燃：煤的自燃发火期为3~6个月。本井田内各煤层主要为褐煤和长焰煤，煤质黑色，条痕微带褐色，沥青光泽，具参本井田内可采煤层均为褐煤，煤的工业分析，元素分析和其他煤质试验证实，原煤的发热量较高，属于中灰煤，硫磷含量低，易筛分，是良好的发电和工业用煤。6.3工作面长度的确定合理的工作面长度能为工作面高产高效提供有利的条件，从工作面内部条件来说，在一定范围内加长工作面长度能获得较高的产量，提高效率和效益，降低成本，但工作面长度增长，生产技术管理难度也会随之增大，因此，单产、效率、效益以及安全生产条件等都会下降，所以，根据《设计规范》的规定，综合机械化采煤工作面的长度一般150～240m,年进度一般为900～1500m。根据实际情况及设备能力已经确定工作面长度为180m。现对工作面长度按通风及运输条件进行校核。通风能力对工作面长度的影响取决于工作面瓦斯涌出量。在低瓦斯矿井，工作面长度不受通风能力限制。在高瓦斯矿井，工作面的通风能力则是限制工作面长度的重要因素。通风能力所允许的工作面长度可用下式计算：y工作面允许最大风速，4m/sM——工作面采高，4mg昼夜产一t煤所需风量，0.86m²/minS——工作面最小控顶距，3.8mN循环进刀数，46.3.2根据采煤机能力确定工作面长度K开机率，即循环率0.7N日进刀数，4刀B采煤机截深，0.8mM采高，4mr煤的容重1.3t/m³C工作面回采率0.936.3.3按刮板输送机能力校验工作面长度式中：n—昼夜出煤班数，2班；n1—每班运煤时间，7小时q—输送机每h输送能力，1100t/h;B—截深，0.8m;N—每天进刀数，4刀；C—工作面回采率0.93P—煤层生产率,5.012t/m²因此按刮板输送机能力校验工作面长度也是满足要求。通过上述校验，可知工作面长度定在180m是可行的，故在本设计中，确定工作面长根据本设计的实际情况：煤层平均厚度4m,倾角为14°,煤质中硬。选用的设备为AM500型双滚筒采煤机。ZY3500/16/38支撑掩护式液压支架，SGB—830/400型刮板输送6.4.1采煤机械的选择1)AM500双滚筒采煤机主要技术特征如下：煤层倾角：0～45度滚筒直径：1800mm牵引力：36t滚筒中心距：11028mm机面高度：1640mm卧底量：400mm重量：32t型号：2KI功率：375kW台数：2冷却方式：水冷型式：支撑掩护式重量：23.12t小=4.7-2.4=3.3m最大控顶距：最小控顶距：式中d—支架顶梁长2me—梁端距一般0.2～0.4ms—截深0.8m3)SGB—830/400型刮板输送机的主要技术特征如下：设计长度：200m出厂长度：200m运输能力：1000t/h刮板间距：1080mm与采煤机的牵引方式：无链中部槽规格(长×宽×高):1500×830×222与刮板输送机配套的电动机的主要技术特征如下：转速：1470r/min电压：1140V工作面的配套设备主要有转载机、破碎机、可伸缩胶带输送机。具体技术特征见下型号装机功率输送能力设计长度功率破碎能力破碎粒度型号功率带宽带速输送能力乳化液泵型号工作压力功率乳化液箱泵站流量S300型×3一台回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方回采工艺选择的原则：a尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。b劳动安全条件好。b煤炭损失少，回采率高。d材料消耗少，成本低。采煤机的工作方式：1)滚筒的位置采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾2)采煤机的割煤方式：a当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机身处尚有一段下部煤，如图a所示。b调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，如图b所示。c再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图c所示。d将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图d所3)工艺过程：采煤机由机头斜切进刀→移端头溜子→移过度架和端头架→采煤机反向空驶→采煤机割第一刀煤→移架→推溜→采煤机由机尾斜切进刀进行下一个循环。为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，指移步方式为成组整体依次顺序式。该方式按顺序每次移一组，每组二、三架，一般由大流量电液阀组成控制。适用于顶板稳定的高产综采面。工作面端头采用ZY6400/24/47工作面布置图如下图Fig.6-2Actingsurfacearrange6.5循环方式选择及循环图表的编制循环方式是循环进度和昼夜循环总数。工作面作业制度，循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织最终反映在循环图表上，它包括循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表等部分。回采工作面的循环作业是回采工作面在规定时间内保质保量、安全地完成采、装、工作交班时间未计入循环图表，循环图表见图6-3:班时面长一班二班三班数南做0致图例移支架设备检修图6-3循环作业图ftFigure6-3cycleofoperationsplans1)出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应；2)出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人；3)采场直接工人包括转载机工作人员以内工人，采区工作人员除外。表6-6劳动组织表(综采)Table6-6LaborOrganization(fullymechanizedc序号工种每班人数二三合计班长22262采煤班司机2243支架工8824转载机司机1l35破碎机工11136端头支护工22267泵站司机138运料工22489检修工336机电维修工226总计序号工种在册人数一班班次二班三班合计L—.H6.5.3机电设备表表6-8机电设备表：序号设备名称型号单位数量1液压支架架2采煤机台3刮板输送机台14转载机台15乳化液泵站台26移动变电站台架27端头支架台48带式输送机台39破碎机1乳化液箱S300型台4馈电开关台2磁力起动器台2表6-9技术经济表序号单位数量1工作面长度m2采高m43倾角度4容重5日进度m6日产量t7月进度m8月产量t9回采工效t/工7矿井通风船窝煤矿位于吕梁山支脉龙门山区河津市境内，属低山丘陵黄土地貌景观。井田内标高为862.50m,最低点位于井田西南部沟谷中船窝村西，标高为378.00m,相对高差本矿井采用立井单水平上下山开拓。大巷布置采用全煤组集中布置，本设计矿井单工作面达产，年产120万t。为保证采掘正常接替，同时掘进工作面为两个，采掘比1:1。本矿是大陆性季风气候，四季分明，冬季寒冷少雪，夏季高温多雨，春季干旱多风沙。据气象资料记载年平均气温20摄氏度。7.2矿井通风系统的选择矿井通风的基本任务是供给矿井新鲜风流，以排除井下的有害气体及矿尘，从而防止事故的发生，以保证井下人员的安全。因此矿井通风是矿井生产达标中非常重要的环节。矿井通风系统中通风阻力，通风网络，通风设施及构成，矿井通风系统包括通风方1)每个矿井至少应有两个通到地面的安全出口，各个出口间的距离不得少于30m。2)通风井口要避免污风，尘土，焦油气味，矸石燃烧气味等侵入，井口距离产生烟尘等有害气体的地点不小于500m,矿井的总风道不得作为主要人行道。3)箕斗井一般不应作回风井或出风井。4)所有矿井都要用机械通风主扇与分区主扇必须安装在地面。5)充分注意降低费用，风道壁要光滑。6)选择通风系统时要综合采区通风和掘进通风的若干要求，同时也要保证满足防止进风井与回风井大致并列于井田中央，由主井兼作回风井或专设中央风井。这种方式具有初期工程量少，建井期短，便于管理等优点。缺点：是进、回风井之间漏风大，矿井的中、后期的通风路线长，通风阻力大。工业场地噪音大。这种通风方式适用于煤层倾角大，走向长度小于4km的低瓦斯矿井。进风井位于井田中央，回风井位于井田上部边界中央，这种方式具有通风阻力小、漏风小、安全性好、工业场地噪声小，且便于从回风井铺设防尘洒水管路等优点，适用于煤层倾角较小，埋藏较浅，瓦斯和煤尘自燃发火期比较严重的设计。走向长壁较大的3)两翼对角式2)抽出式进风井位于井田中央，回风井布置井田两翼各一个，分别为井田一翼服务，适用于4)