毕业论文-井田概况及地质特征分析

中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第1页1井田概况及地质特征 11.1井田概况 11.1.1交通位置 11.1.2地形河流 11.1.3气象特征 11.1.4自然地震 12井田境界及储量 2.1井田境界 2.1.1井田范围 2.1.2开采上限 2.2矿井工业储量 2.2.1勘探类型 3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1矿井工作制度 3.2矿井设计生产能力及服务年限 3.2.2矿井设计生产能力 3.2.3矿井服务年限 3.2.4井型校核 4井田开拓 4.1井田开拓的基本问题 4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 4.1.2开采水平的确定 4.1.3主要开拓巷道 4.1.4方案比较 4.2矿井基本巷道 4.2.2井底车场 324.2.3主要开拓巷道 5准备方式——采区巷道布置 5.1煤层地质特征 5.1.1采区位置及范围 355.1.2采区煤层特征 5.1.3地质构造 中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第2页5.1.4顶底板特性及水文地质 5.2采区巷道布置及生产系统 5.2.1采区走向长度的确定 365.2.2确定区段斜长和区段数目 5.2.3煤柱尺寸的确定 5.2.4采区上山布置 5.2.5区段平巷的布置 395.2.6采区内工作面的接替顺序 395.2.7采区通风、运输及其它系统 5.2.8采区内各种巷道的掘进方法 5.2.9采区生产能力 5.2.10采区采出率 5.3采区车场及主要硐室 5.3.1采区上部车场选型 425.3.2采区中部车场选型 5.3.3采区下部车场选型 435.3.4采区主要硐室 436采煤方法 6.1采煤工艺方式 6.1.1采区煤层特征及地质条件 456.1.2确定采煤工艺方式 6.1.3回采工作面参数 6.1.4回采工作面破煤、装煤方式 6.1.5回采工作面支护方式 6.1.6端头支护及超前支护方式 6.1.7各工艺过程注意事项 6.1.8循环图表、劳动组织、主要技术经济指标 6.1.9综合机械化采煤过程中应注意事项 596.2回采巷道布置 6.2.1区段平巷的布置 7.1.1井下运输设计的原始条件和数据 7.2采区运输设备的选择 7.2.2工作面运煤设备的选型 7.2.3运输设备能力验算 667.2.4采区辅助运输设备的选型与设计 7.3大巷运输设备的选择 中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第3页8矿井提升 8.2主副井提升 8.2.1已知原始条件和数据 8.2.2主井提升设备(箕斗)的选型 708.2.3副井提升设备的选择 9矿井通风及安全 9.1矿井概况、开拓方式及开采方法 9.1.1矿井地质概况 9.1.2开拓方式 9.1.3开采方法 9.1.4变电所、充电硐室、火药库 739.1.5工作制、人数 9.2矿井通风系统的确定 9.2.1矿井通风系统的基本要求 749.2.2矿井通风方式的选择 9.2.3矿井主扇工作方式选择 9.2.4采区通风系统的要求 9.2.5工作面通风方式的选择 9.3矿井风量计算 9.3.1工作面所需风量的计算 789.3.2备用面需风量的计算 9.3.3掘进工作面需风量 9.3.4硐室需风量 9.3.5其它巷道所需风量 829.3.6矿井总风量 9.3.7风量分配 9.4矿井阻力计算 9.4.1矿井最大阻力路线 9.4.2矿井通风阻力计算 889.4.3矿井总等积孔 9.5选择矿井通风设备 9.5.1矿井通风设备选择的要求 909.5.2主要通风机的选择 9.5.3对矿井主要通风设备的要求 9.5.4对反风、风峒的要求 9.6矿井灾害防治措施 9.6.1瓦斯管理措施 96中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第4页 9.6.3防火 参考文献 中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第1页1井田概况及地质特征1.1.1交通位置欢城煤矿位于腾南煤田中部，地处微山县欢城镇境内。欢城有公路直达京津线官桥站，微山至济宁公路经过欢城镇。井田西距微山湖8km,并有公路与运河相通。故水陆交通较便利见图1-1交通位置示意图。1.1.2地形河流井田内地形为一自东向西南缓慢下降的滨湖冲积平原，地面标高+39—+43m。由于南四湖几乎承受鲁西南地表主要水系的来水，历史上多次泛滥成灾，如1957年遭遇百年特大洪水，导致郭河决堤和湖水泛滥，湖水水位由常年的+33m上涨到+37.01m。但本井田未受洪水淹没。本区属季风型大陆气候，历年平均气温13.5°C,最高气温+40.9°C,最低气温-21.8°C。最大冻土深度0.28m,年平均降雨量804.3mm。全年主导风向为东南风，最大风速可达20m/s。根据山东省地震局(77)鲁震发第83号文“关于腾南矿区地震基本烈度鉴定意见”,本区地震烈度为七度。本矿井北部为枣庄矿务局田陈煤矿，设计能力为0.9Mt。现正在建井。西邻岱庄煤矿，年产原煤60Mt。本区第四系含水层，储水丰富，水位浅，水质优良，可做矿井的供水水1.1.6电力供应距本矿井井口3km处有欢城区域变电所，可为本矿井生产和建设提供可1.2.1地层腾南煤田属腾县背斜南翼，为一断裂发育的宽缓褶皱区。地层属华北型沉积，除奥陶系及其以前地层在煤田外围有零星出露外，其余皆隐伏于第四厚度400-500m,属厚层状灰岩，为煤系地层基盘。2)中石炭统本溪群厚36-39m,平均38m。由杂色泥岩、石灰岩、粘土岩组成，其中夹第中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第2页十五、十四、十三、十二等四层灰岩，以第十二层灰岩较稳定，为与太原群3)上石炭统太原群厚156.4-178.68m,平均166.灰岩灰绿色砂岩和少量粘土岩组成，中夹灰岩11层，其中主要以三灰最为稳定，为主要标志层。本地层共含煤15层，其中主要可采者位12下、16煤层，局部可采者为14、17煤层。厚74.59-145.20m,平均117.15m,上部为陆相沉积，以杂色泥岩，灰绿色粉砂质粘土岩和粉砂岩组成，下部为过渡相沉积，以中细砂岩为主，是井田主要含煤底层。含煤2-3层(31、3r)其中31、3,属中厚煤层，为井田最大残厚186m,以杂色粘土岩，灰绿色砂岩为主，底部含薄煤层1-3层(柴煤),厚度一般为0.2-0.3m,层位稳定，是煤系地层上部标志。6)最大残厚222.81m,平均154.69m,下部为紫色、灰绿色砾岩，以石英薄层紫红色泥岩，灰色泥岩与粉砂岩互层及紫红色粉砂岩。7)厚24.85m-64.35m,平均37.38m,分上下两组。上组有粘土、砂质泥煤层赋存情况见矿井综合柱状图。1.2.2煤层特征及煤质1)煤层特征本井田为石炭二迭系含煤地层，共含煤17层，其中稳定可采3k、3下、12r、16四层，局部可采14、17两层，可采总厚约18.56m(可采煤层特征见表1-1)。2)煤质及用途煤质均为中等变质程度的气煤和肥煤。山西组煤层一般为低-中硫煤。太原群煤层一般属中-高硫煤(煤质特征见表1-2)。山西组煤层可作为良好的炼焦煤或配焦煤及动力煤。太原群煤层可作为配焦及动力煤。1.2.3地质构造本井田为-断裂发育的平缓单斜构造，地层走向北西-南北，倾向北东-东，地层倾角1-10°,一般7°左右。本井田断层较发育，根据断层走向和中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第3页性质可分为三组；北北东向正断层组，北东东至近东西向正断层组，北东向逆断层组。北北东向正断层组是本区主要构造，具有密度大，切割深，延展长，角度高的特征，常形成地垒、或阶梯状构造；北东东至近东西向正断层层特征表1-3)。1.2.4水文地质1)本井田主要含水层有第四系冲积层，上侏罗统、3层煤顶板砂岩、三(1)第四系含水层水量丰富，水位标高+36.11m,钻孔单位用水量为2.656l/s·m。,水质类型为上组以黄褐色粘土、砂质粘土、细及中组砂为主，含水十分丰富。下组以灰色、灰绿色含铁锰质结核粘土、砂质粘土、砂砾层为主，为相(2)上侏罗统砾岩层；-100m以上溶洞发育，富水性强，但不均一，属裂隙溶洞承压水，钻孔抽水试验的单位涌水量仅0.00154kg/s·m,正常情况下，对矿井生产无影响。(3)三层煤顶板砂岩；平均厚度8.17m,使3⊥和3,煤层的直接顶，是矿井的主要水分来源，水位标高+36.07m,钻孔单位涌水量为0.163L/s·m。由于补给条件差以静储(4)第三层石灰岩厚5.8-10.48m,平均8.15m,富水性不均一，属裂隙溶洞承压水，抽水实验证实，单位涌水量大时为4.136l/s·m,小时为0.00021kg/s.m,一般情况下因距3+和12-煤层较远，对矿井生产无影响，但因断层错动，是隔水层缺失或变薄，不足以抵抗三灰水压时，有底鼓突水和顶板来水的可能，故基建、生产时不可忽视，穿过或靠近三灰时，应提前探放水及降压。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第5页*。需H贯…相"mai3:加禁酒劉221市,5:②=景景FUF+B气WYm网~蓝望望之1”评网的柒☆卡*P基讨~粤!…d3衰124量事3衰124量事-事T55指常言：言多343425/;中图1-2矿井综合柱状图 中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第6页(5)第十层石灰岩；厚2.3-7.02m,平均5.52m,为浅灰-深灰色石灰岩，裂隙不发育，水位标高+39.01m,钻孔单位涌水量为0.0146l/s·m十灰是16层煤的直接顶板，是开采16煤层时矿井水的直接水源本区最大揭露厚度111.61m,属溶洞裂隙承压水，据柴里煤矿抽水结果，2)含水层间的水力联系；使不同的含水层直接接触或使含水层间的间距大为缩小，产生水力联系，形成复杂的补给关系。3)断层错动；断层的导水性取决于断层两盘的导水性和断层带的充填胶结物。本井田未对断层做抽水试验，但根据田陈井田地质报告，当断层两盘含水层对口接触时断层带都有不同程度的导水性。井田内第20勘探线纸坊断层及其它地段因三灰和奥灰对口接触，故回采中要特别注意。当断层两盘为隔水层时对口或一盘为含水层，另一盘为隔水层接触时，具有阻水性或弱导水性。由于岩石的不均衡性，同一断层在不同地段和部位，落差不同，两盘含水层对口接触的机会也就受到限制。4)矿井涌水量；矿井充水主要来源是地层至3层煤顶板砂岩、三灰、十灰根据临近煤矿目前开采的实际情况。结合地质部门提供的涌水量，预计矿井正常涌水量为60m³/h。最大涌水量为246m³/h。1.2.5瓦斯、煤尘和自然发火据钻孔瓦斯测量资料，各煤层瓦斯含量均小于1cm²/g,临近矿井柴里煤矿1977年测定ch4相对涌出量为1.812m³/t.d,co2相对涌出量为8.466m³/t.d,本井靠近柴里煤矿，地质情况基本类似，故地质部门根据柴里矿历年及1977年审定的等级，1.92m²/t.d及本矿测得确定本矿井为低瓦斯矿2)煤尘及煤的自燃；据煤芯测定结果，煤尘具有爆炸危险。根据燃点试验△T评定，各煤层都有不同的自燃发火倾向。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第7页煤层名称两极平均两极平均结构稳定性顶底板岩性厚顶底3上复杂较稳定砂岩粉砂岩3下复杂较稳定砂岩砂岩12下简单不-较稳定粉砂岩砂岩简单不稳定粉砂岩岩简单较-稳定粉砂岩岩简单不稳定石灰岩岩泥岩粉砂岩表1-1可采煤层特征表 表1-2煤层名称原精煤水分灰分挥发分全磷胶质层牌号3上原煤「精煤3下原煤「精煤下原煤「精煤原煤K精媒中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第9页表1-3断层特征表名称性质产状落差控制程度走向倾向傾角纸坊断层正E有64-24、66-34、T18-7等孔欢城断层正W等孔穿过，已经查明。纸房支断层正E等孔控制，且有地震线控制，基本查明。断层正WT19-8号钻孔穿过，基本查明。断层正W有73-1孔和井下巷道控制已查明。断层正W欢城矿井下巷道揭露断层正制，基本查明。断层正N63-51孔穿过，并有欢城矿巷道控制，西段查明，东段控制差。石庄断层逆T13-5、T15-7、T17-1穿过已查明。断层逆64-35、63-26两孔穿过，已查明。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第10页2井田境界及储量欢城矿区井田北部以Fs断层为界，与藤南市白集矿相邻，东侧为旗山矿和韩桥矿，西至太原地层露头线，南部为地层露头线和另一矿区，是人为划定的井田边界。井田南北长约5.1Km,东西最长4.0Km,井田面积16.28Km²。藤南井田自下而上沉积了太原组、山西组和下石盒子组含煤地层，总厚367～569m,平均486m。含煤21层，可采煤层为3煤。9、17、20、21煤为局部可采煤层，作为后备资源开采，矿井设计只针对3号煤层。图2-1井田赋存状况示意下部9,17,20,21煤局部可采，列入平衡表外储量。井田赋存示意图见图2-1。 中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第11页1955年6月至1957年8月进行了初次勘探，并提交了《欢城煤矿区精查地质报告》。根据矿区煤层及构造特征，确定井田勘探类型为二类一型，勘探深度-500m,共获工业储量8601.3347万t。1970年10月至1974年3月由济宁矿务局地质勘探队对藤南区深部-500~-1000m进行了勘探，勘探类型为一类一型。欢城井田内共施工10个钻孔，扩大了欢城井田范围。1984年4月至1996年2月，由济宁矿务局地质勘探处设计，对藤南井田进行了联合勘探。1997年7月提交了《济宁矿务局藤南区煤层勘探地质报告》,该报告确定勘探类型二类Ⅱ型，并经山东省煤炭工业管理办公室批准。在欢城井田内共施工钻孔13个，欢城煤矿井下施工钻孔11个。井田内主要可采煤层为3号煤，最小可采厚度为6.7m,最大可采厚度为2.2.2工业储量计算表2-2井田块段划分图矿井主采煤层为3号煤层，采用地质块段法。根据地质勘探情况，将矿体中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第12页划分为A、B、C、D、E、F、G、H八个块段。在各块段范围内，用计算机cad的面域命令求得每个块段的面积，煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2-2所示。计算储量的公式为：R——各块段内煤的容重，均为1.30t/m³。用计算机计算得各块段的面积和储量，详见表2-1。表2-1井田面积储量表面积(m²)煤层厚度(m)工业储量(tA区B区C区E区F区9总面积合计按不同标高计算储量，以便确定第一水平的位置，使第一水平能够达到服务年限。由于井田内煤层赋存稳定，煤层底板等高线的标高从0—-1000m,划分标高时宜放在-500以下，因此按-500m和-550m等高线计算储量。550水平以下面积(m²)550以下储量(t)550水平储量(t)500水平以下面积(m²)500以下储量(t)500水平储量(t)(1)井田煤柱可按下列公式计算中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第13页M——煤层厚度；平均7.1m②断层落差与应该留设煤柱宽度的关系见表2-3表2-3断层留设煤柱表断层落差(m)应该留设煤柱宽度(m)不留③井田东、南两侧是人为划定的边界留设25m的煤柱即可满足生产要求。(2)工业广场煤柱根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定：工业广场的面积为1.2平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为150万t/年，所以取工业广场的尺寸为425m×425m的正方形。煤层的平均倾角为14度，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-4岩层移动角煤层倾角煤层厚度冲击层厚度由此根据上述以知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第14页图2-3工业广场保护煤柱由上图可量得压煤面积为863078.16m²,工业广场的煤柱损失可用公式Z₁=SXMXRS——工业广场压煤面积，863078.16m²;M——煤层厚度，7.1m;R——煤的容重。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第15页=983.75万t(3)由以上计算可得井田的永久煤柱损失量Z,矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：式中：Z——矿井可采储量，万t;P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t;C——采区采出率，厚煤层不小于0.75;中厚煤层不小于0.8;薄煤层不小于0.85;地方小煤矿不小于0.7。本矿为厚煤层，采出率取0.82。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第16页3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为3306小时。矿井每昼夜净提升时间为16小时。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案(1)资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；(2)开发条件：包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市),交通(铁路、公路、水运),用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件(3)国家需求：对国家煤炭需求量(包括煤中煤质、产量等)的预测是确(4)投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的3.2.2矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部仅有较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为150万吨/年。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量Zx、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第17页Zx——矿井可采储量，万t;K——矿井储量备用系数，取1.4;下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因(1)矿井开采能力校核欢城煤矿矿区3煤层为厚煤层，煤层平均倾角为14度，地质构造简单，赋存较稳定，可以布置一个综放工作面，或两个综采面保产。(2)辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用混合式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。通过上面计算能够满足矿井的服务年限。由本设计第四章井田开拓可知，第一水平为-550m,可采储量大约占总可采储量的一半，结合本矿井的实际情况，确定第一水平的矿井的服务年限和第一水平的服务年限应满足表3-1。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第18页表3-1矿井服务年限表矿井设计生产能力(万吨/a)矿井设计服务年限第一水平设计服务年限煤层倾角由上表可知，设计矿井完全满足《煤炭工业设计规范》的要求。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第19页4井田开拓井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真(1)确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；(2)合理确定开采水平的数目和位置；(3)布置大巷及井底车场：(4)确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；(5)进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；(6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：(1)贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠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，做到合理集中生(3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。(4)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好(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、综掘机械化、自动化创造条件。(6)根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它4.1.1确定井简形式、数目、位置及坐标(1)井筒形式的确定中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第20页平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角平均14°,地势平坦，地面标高在+30.5m～+31.5m之间，平均+31m,不能利用平硐开拓。由于第一水平服务年限的限制，第一水平的标高应为-500m或-550m,若用斜井开拓工程量浩大经济上不合理。因此第一(2)井筒位置的确定有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大②有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村； 中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第21页道路布置合理。①井筒位置的确定本矿井煤层有露头，煤层埋藏最深处达-900m,垂直高度达900m,因此必但由于第一水平的服务年限的限制，第一水平的位置应该在-500m或因此，矿井为二水平开采。3号煤层平均厚度为7.1m,赋存稳定，底板起伏不大，煤层倾角平均14(1)提出方案方案一：立井两水平上山开拓图4-1方案一示意图图4-2方案二示意图图4-3方案三示意图中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第23页图4-4方案四示意图方案四：立井加暗斜井两水平上下山开拓主、副井井筒均为立井，一水平-550m,上山开采，二水平暗斜井延伸至-800m,上下山开采，如图4-4。(2)开拓方案粗略经济比较方案一和方案三都是立井开拓，所不同的是水平的位置的不同和开采方式的不同，具有可比性。方案一和方案三的粗略经济比较见表4-1。表4-1方案一和方案三粗略经济表方案方案1方案2(万元)(万元)基建费立井开凿石门开凿主斜井开凿副斜井开凿上下斜井车场井底车场小计小计生(万元)生(万元)产费立井提升石门运输立井排水暗斜井提升立井提升排水总计小计小计费用费用百分率百分率中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第24页对方案一和方案二进行经济比较可知方案一具有明显的经济优势，而且方案一的提升、排水费用少，生产系统可靠性高，因此方案一较方案三优。方案二和方案四都是立井开拓，所不同的是水平的位置的不同和开采方式的不同，具有可比性。方案二和方案四的粗略经济比较见表4-2。表4-2方案二和方案四粗略经济表方案(万元)(万元)基建费立井开凿石门开凿井底车场主斜井开凿副斜井开凿上下斜井车场小计小计(万元)(万元)生产费立井提升石门运输暗斜井提升立井提升排水小计小计费用费用百分率百分率两方案经济比较相差10%,方案三有明显的经济优势，而且方案三没有下山开采，通风排水方便，生产系统可靠性高。(3)开拓方案详细经济比较对方案1、3有差别的建井工程量、基建费、生产经营工程量、生产经营费表4-3建井工程量方案1方案2期主井井筒(m副井井筒(m)井底车场(m)主石门(m)运输大巷(m)中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第25页主井井筒(m)副井井筒(m)井底车场(m)主石门(m)运输大巷(m)基建费用表方案方案1工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)初主并井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷期小计后主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷期小计总计(万元)表4-5生产经营工程量运输提升工程量(万t/km)运输提升工程量(万t/km)一采区二采区三采区四采区五采区六采区七采区1.2×1721.34×1.32=2726.61.2×1560.76×0.73=1367.2一采区二采区三采区四采区五采区六采区七采区 1.2×975.04×1.165=1363.1大巷及石门运输大巷及石门运输中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第26页一采区二采区三采区四采区五采区六采区七采区一采区二采区三采区四采区五采区六采区七采区一采区二采区三采区四采区五采区六采区七采区一采区二采区三采区四采区五采区六采区七采区一水平二水平一水平二水平一水平二水平一水平二水平生产经营费方案1方案3工程量单价费用工程量单价费用(万tkm)(元/m)(万元)(万tkm)(元/m)(万元)采区上山运输提升采区上山运输提升中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第27页五采区六采区七采区小计小计大巷及石门运输大巷及石门运输一采区二采区三采区四采区五采区六采区七采区小计小计立井提升立井提升一水平一水平二水平二水平小计小计运提费合计运提费合计采区上山维护费采区上山维护费一采区二采区3三采区四采区五采区六采区七采区 — 小计小计排水费排水费一水平一水平二水平二水平小计小计总计总计中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第28页费用汇总表方案方案1方案3费用(万元)费用(万元)百分率(%)初期工程量基建工程量生产经营量总费用②井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用占运输费用的20%进行估③筒的长度相差100,在方案中未列出大巷、阶段大巷及总回风巷均布④区上、中、下车场的维护费均按占采区上山维护费用的20%估算，采4.2矿井基本巷道(1)主井位于矿井工业场地，担负全矿井150万t/a的煤炭运输。井筒内装备一对JDS12/110×4型12t箕斗，圆形断面，净直径为405m,净断面面积15.90m²。(2)副井中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第29页支护方式，混凝土井壁厚400mm,井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表分别见4—6。(3)风井风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5.5m,净断面面积为23.7,采用混凝土支护方式，井壁厚度为400mm,备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别见图4—7。图4-5主井井筒断面8a8型图4-7风井断面中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第32页从矿车在井底车场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折反式。本矿井设计年产量为150万吨，在大巷运输采用3吨底卸式矿车运煤。根据底卸式矿车的运行特点及要求，选用折反式井底车场，为里保证矿井生产及安全的需要，一般井底车场设有各种硐室。井底车场线路布置及调车方式见图中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第33页4.2.3主要开拓巷道主要开拓巷道如运输大巷，主石门(同运输大巷)均布置在底板砂岩中，时间长，为了便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱型，并采用锚喷支护。断面图见4-9。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》中的有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，验算结果见第九章。军月介现长(e)沙第宽内开工我至im)防杆数量(积)日制面积民板讲型m总回风道位于首采区上端底班板砂岩中，其巷道断面与运输大巷相同。为了便于维修，大巷内也布置轨道，但不布置受电弓。巷道断面见图4-10。断面特征农田料美别所山(m³)净因长(m)净时寓海式飞度问地煤D上R量{m门(权)库(位g)本胺图4-10总回风巷断面中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第35页5准备方式——采区巷道布置矿井首采采区位于井田南部第一水平上山部分，南部是人为划定的边界，西部以F₂断层为边界，东部以F₁断层为边界，北以-550m等高线为边界。并被工业广场保护煤柱相隔。采区内无村庄、河流、湖泊以及铁路等。5.1.2采区煤层特征本采区所采煤层为10煤层，其煤层特征见表5—1:表5—13煤层特征表煤层名称煤厚倾角结构稳定性容重硬度牌号3单一稳定中硬肥煤本采区内煤层倾角变化不大，瓦斯涌出量较低，主要涌出气体为CH₄和CO₂,其中CH₄相对含量为4.03m³/t,CO₂为4.27m³/t,属于低瓦斯矿井。煤尘有爆炸性，爆炸指数为38%;煤有自燃发火倾向，自燃发火期为1-3个月。5.1.3地质构造该采区构造简单，无大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，倾角14°5.1.4顶底板特性及水文地质(1)顶底板条件伪顶：灰黑色泥岩或炭质泥岩，常与煤层分界不清，多缺失，极易冒落，平均厚0.05m。直接顶：以砂质泥岩、泥岩为主，深灰色，致密块状，硬度为f=3,易冒落，平均厚2.5m。开采过程中顶板压力大，工作面支护困难。综上所述，其顶板分类定为Ⅱ类。容重18KN/m3,松散系数1.32。老顶：灰白色砂岩，细～中粒，块状，泥、钙质胶结，磨圆度中等，斜层理发育，裂隙较发育，常与第二层砂岩合并，不易冒落，厚度2.5～6.6m,平直接底：灰色泥岩或砂质泥岩，局部含砂量较高，含植物根化石和泥质结中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第36页核，偶有底凸，易碎，抗压性差，遇水易膨胀，底部为4煤，局部夹0.5～1.0m厚度大，有时可达10m以上，局部夹煤屑或极薄炭质泥岩，该岩石与下部泥岩在3煤顶板2-3m和15m的地方有两个含水层，均为砂岩，富水性为弱~中等，局部富含水，平均涌水量为8.4m²/min,最大涌水量为13.35m³/min,涌5.2.1采区走向长度的确定采区内地质条件简单，煤层富存稳定，煤层厚度为7.1m,属于厚煤层。本矿采用机械化开采，机械化程度很高。采区划分受到大断层的影响，全矿划分为7个采区，首采区走向长度为1300m,倾斜长度1500m。5.2.2确定区段斜长和区段数目区段斜长=采煤工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下两平巷宽度。可以用式中L表示区段斜长；mB代表区段平巷宽度；m。单巷布置为B乘以2。D为阶段斜长；由于工业广场的影响，形成了两块三角煤，能够布置综放面的采区斜长为1140m。n为区段数目；个由于煤层和顶底板都较软，而且煤层较厚，区段煤柱留设9m。区段巷道取4.2m,n取6,得到工作面的长度l=172.5m。区段斜长的为D=190m。安装液压支架时会存在安装误差，特地留下10cm的距离作为安装裕量。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第37页5.2.3煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要有采区边界煤柱、采取上山保护煤柱、区段煤柱以及水运输大巷布置在距煤层底板的32m的砂岩中，在采区的边界留设30m的煤柱以保护大巷。两上山也布置在同一曾位的砂岩中，上山之间留设20m的保护煤柱。由于采区走向长度较短，采用的是单翼开采，仅在上山的一侧留设由于煤层顶底板均较软，决定采用单巷布置回采巷道，采下一区段时采用沿空掘巷的方法，留设9m的煤柱，以利于维护巷道，通风和排水。5.2.4采区上山布置由于欢城煤矿区煤层、顶底板较软，为了减少上山的维护费用，将上山布置在距煤层底板32m的砂岩中。砂岩厚15m,运输上山距煤层32m,轨道上山距煤层30m,两上山的水平距离为20m。采区上山布置如图5-1,上山断面困要类别所亡(m)罚进尺中吹射度净周长(m)备舞效问迎律煤图岁期进科量{m(根》升经最制临煤图5-2运输上山巷道断面图中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第39页该采区开采单一煤层，厚度为7.1m,采用单巷布置，巷道与相邻工作面的距离为9m,区段平巷均采用矩形断面，断面图见采区工作面层面布置图。5.2.6采区内工作面的接替顺序为了能够在采空区上覆岩层稳定后再进行沿空掘巷，采区内工作面的接替顺序为隔一个区段跳采接替，区段接替由下到上依次接替。5.2.7采区通风、运输及其它系统(1)运煤系统工作面→运输平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷(2)运料系统副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部(中部)车场→区段回风平巷→工作面(3)回风系统新鲜风流：副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→区段运输平巷→→工作面污风风流：工作面→区段回风平巷→运输上山→回风小石门风井→地面(4)出矸系统掘进工作面→回风运料平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底车场→副井→地面。(5)供电及排水系统供电系统：地面变电所→副井→井下中央变电所→采区变电所→移动变电排水系统：工作面(掘进头)→区段运输平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底水仓→副井→地面。如工作面内涌出的积水或区段平巷内的积水不能自流到中部车场时，应安5.2.8采区内各种巷道的掘进方法采区内巷道采用综合机械化掘进，选用AM—50型掘进机、SE转载机、SGB—620/40(SDW—40T)型刮板运输机。掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机。掘进前进时，延长刮板运输机，当延长到刮板运输中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第40页机延伸50—75m,转载机与刮板运输机的搭接长度为12.5m,掘进通风方式为(1)工作面采出率(2)工作面生产能力A=1XL₁XMXRXCXKz(3)采区生产能力采区生产能力由式(5.4)计算，中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第41页K;——采区掘进煤系数，取为1.1;K₂——工作面之间出煤影响系数，由于同采工作面个数为1个，故=168.00万t/年5.2.10采区采出率=1326.8万吨P=[(20+30)×1500+30×1080+9×(860+970+1070+1170+12=144.36万t法1:采区采出率=(5.6)采区开采过程中的煤柱损失主要有：采区煤柱损失，工作面的落煤损失，约占采区煤柱损失的3%—7%,这里取6%。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第42页实际出煤量=式中L——工作面倾斜长度；172.5m。R——容重，1.30t/m³。C;——工作面采出率，0.85。实际出煤量=172.5×(860+970+1070+1170+1250+1330)×7.10×1.30×0.85×1.1=985.97万t由于本采区内还要布置普通机械化采煤工作面，并且还要回收煤柱，实际的采出率要高出一些，现乘以一个系数K2=1.1。实际出煤率=985.97/1326.8×1.1×100%采区采出率取两者之间的较小值，既82.5%。完全符合《煤炭设计规范》的要求。5.3.1采区上部车场选型采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络巷道的硐室。本采区选用的采区上部车场为逆向平车场，轨道上山的绞车房布置在区段回风平巷水平。该车场的优点是不会跑车，操作安全，缺点是调车时间长，通过能力小，但是可以满足本矿井的正常生产需要。另外由于本采区回风石门与煤层区段回风平巷相联系，故采用逆向平车场。上部车场见5-3。 中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第43页5.3.2采区中部车场选型采区中部车场是联系上山和中部区段平巷的一组巷道，采区中部车场一般为甩车场，根据采区巷道的布置，区段划分不同，采区可以布置一个或几个中部车场，按甩入地点不同，可分为平巷式、石门式、绕道式三种。由轨道上山提升上来的矿车，通过甩车道甩入中部石门中，再进到区段轨中部车场见5-4。由于煤层倾角为14°,起坡点落在大巷的顶板，且顶板围岩条件比较好，因此选用大巷装车式下部车场，其优点是调车方便，线路方便，线路布置紧凑，工程量省。但绕道维护量大，影响大巷通过能力。下部车场见图5-5。5.3.4采区主要硐室(1)采区煤仓图5-5下部车场直径一般取2—6m,以4—6m为佳，因为煤仓过高，容易使煤压实而起拱，较大，尺寸为圆形断面直径6m,煤仓高28m,净断面煤仓利用率η(2)采区绞车房采区绞车房应布置在围岩为砂岩，稳定无淋水、地压小、易维护的地点。应避开较大的地质构造、含水层以及有煤和瓦斯突出的地点，并不受开采的影本采区上部为逆向平车场，轨道上山以水平的巷道与区段回风平巷相连，绳通道，二是通风巷道，硐室断面为半圆拱型，高度为3800mm,用锚喷支护。(3)采区变电所采区变电所应布置在围岩稳定、地压小、无淋水、通风条件良好且采区用电负荷处。所以本采区变电所设在采区中心地区，既第4区段中央，呈“一”中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第44页型布置，采用锚喷支护。该变电所服务整个采区。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第45页6采煤方法6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为3号煤层，平均厚度7.1m,煤层倾角14°,地质结构单一，煤层赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为0～1,煤的容重为1.30t/m³。煤层直接顶为砂质泥岩、泥岩，厚度2.05m;老顶为灰白色中砂岩，厚度4.5m;直接底为灰色砂质泥岩，厚度3.0m;老底为灰色砂质砂泥岩，厚度达采区相对瓦斯涌出量为4.03m³/t,二氧化碳相对涌出量为4.27m³/t,煤有自燃倾向性，自然发火期为1～3个月。煤尘爆炸性，爆炸性指数为37%。正常涌水量为504m³/h,最大涌水量为600m³/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤工艺，各有(1)分层综采工艺的特点分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回生产环节良好；工作面采出率高，可达到93-97%以上。巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到(2)放顶煤工艺有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第46页煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤比较上述2种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤的回采工艺。结合矿井实际条件，瓦斯涌出量小，煤质硬度较小，顶煤放煤容易，本煤层平均厚7.1m,顶底板均较软，I对煤层及地质条件具有较强的适应性；Ⅱ具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低10-30元。故采用走向长壁全部跨落一次采全高综采放顶煤法。后退式自然跨落法采6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度为172.5m,区段长1330m;煤厚7.1m,采高2.6m。平均倾角14°。运输、行人使用。上顺槽铺设轨道，供辅助运输和回风使用。两巷均为单巷掘进。顺槽断面均为4.2m宽，2.6m高：顺槽间煤柱按规定留设9m,以免顺槽(1)工作面配套设备的选择根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》选用编号为ZC137—ZFS32L的配套设备。表6-1三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机6.1.4回采工作面破煤、装煤方式技术特征单位型号采高m适应媒质硬度中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第47页煤层倾角o截深滚筒直径m牵引方式无链牵引力牵引速度链条规格销轮齿轨滚筒中心距机面高度卧底量电动机型号功率台数1台电压V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距最小不可拆卸件尺寸总重t设计单位鸡西煤机厂生产厂家鸡西煤机厂工作面采煤机利用螺旋滚筒破煤、装煤，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽，顶煤通过支架后面的放煤口直接进入后部刮板输送机。完成破(1)采煤机的进刀方式：采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第48页图6-1采煤机斜切进刀示意图处留设有一段下部煤，见图6-1.a;煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直，见图6-1.b;③再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，见图6-1.d;④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反图6-1。6.1.5回采工作面支护方式(1)支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、型端头支架。工作面上下端头分别布置端头支架2架，中间液压支架117架，共计121架。支架技术特征见表6-3技术特征单位标准型号形式支撑掩护式双输送机放顶煤支架放煤形式插板式中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第49页高度m宽度m中心距m初撑力工作阻力支护强度对底板比压适应煤层倾角O供液泵压运输尺寸(长×宽×高)m重量t设计单位沈阳煤研所制造厂家平阳机械厂(2)液压支架的校核工作面顶板为Ⅱ级顶板，根据《采场顶板控制及检测》一书中说明，工作P=K[L₄(R·h·La+ZRzhzLz+ZRih₁Lm)COSa]L₄——支架上顶煤长度，5.25m;h——跨落带中第i层老顶分层及附加岩层厚度；Lm——跨落带中第i层老顶分层的岩块长度；Rj₂=1.7m,R₃=1.8m。按照规定，老顶岩梁的长度分别为：6m,6m,6m。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第50页根据ZFS4000/15/32L型放顶煤液压支架的特征表可知，工作阻力为不大于支架额定工作阻力的80%,符合控顶②支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3694KN,符合控顶设计对支架初撑力的要求。③支架的结构参数校核支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的公式中：MMv与煤层相应的最小、最大采高(由于工作面采用放顶煤开采，割煤高度都为2.6m);R₂——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，m;a支架的卸载高度，0.05m。将相关数据带入以上各式可得：Hmin=2.6-0.3022-0.05=2.2478mHmax=2.6-0.2438-0.05=2.306m在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设计的要求。(3)顶板管理中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第51页工作面采用全部跨落法管理顶板。(4)移架及推溜方式根据本煤层的地质条件，底板较软，顶底板稳定性较差。为减轻工人劳动强度，移架用依次顺序移。推溜采用单向依次推溜与移架相配合。由于顶板稳定性较差，顶煤较弱，应该及时支护，以防顶煤冒落。6.1.6端头支护及超前支护方式(1)端头是工作面与顺槽的交接处，起特点是跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下顺槽受回采影响，压力增大，不易支护。决定采用端头液压支架。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。上下顺槽超前40.2m加强支护。端头选型中置式端头支架。其技术特征表见表型号工作阻力(KN)初撑力(KN)最小支撑高度(mm)最大支撑高度(mm)支护强度(MP)中心距(mm)底板比压(MP)工作压力(MP)(2)工作面采用DZ28-25/100型单体液压支柱加4m长的11#花边钢梁进行超前加强支护。上下顺槽为锚网索联合支护方式，从每壁外40.2m,使用4m长11#花边钢梁，一梁三柱交替前移，间距是0.6m。防止钻地量超过标准，使用φ40的铁鞋配专用底梁，单体支柱垂直顶板并有3°~5°迎山角。三柱成一条直线，并使用防倒绳栓好。(3)超前支护管理①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第52页所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。②超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通③当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一④在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件码放必须距工作面70m以外.(1)割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过1m,最突出部分不超过150mm;长度在1m以下，最突出部分不超过200mm)。无马棚、顶底机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。(2)移架质量标准距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支角<7°,相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时(3)推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.6m,以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第53页(4)清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m,清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。(5)对工作面端头架支护的管理工作面机头采用1台端头支架，机尾采用1台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机(两个以上有效闭锁键)并派专(6)采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m²而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。(7)提高块率、保证煤质的措施②在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在合适的速度。③破碎机锤头高度保持在150—200mm(8)顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第54页并交相关领导。6.1.8循环图表、劳动组织、主要技术经济指标(1)循环图表的编制①循环作业知，采煤机的截深为0.6m,所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.6m(循环图表见工作面割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜→割煤。斜切进刀方式不小于30m,截深0.6m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒5-10m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护，拉前溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15m左右，其弯曲段长度不得小于30m,推移步距为0.6m,推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。③循环产量的确定工作面原煤产量的公式为：Ao=L×Vo×M×R×C×C;N.每年工作面生产天数，取330天；M——煤层厚度，7.1m;C回采工作面回采率，取0.85。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第55页C,回采工作面正规循环率，取0.95。则工作面推进度考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%,所10%——掘进出煤率由此可以得出，工作面每天进6刀完全可以保证年产量达到设计要求。(2)劳动组织I放煤步距由此确定放煤步距为0.6m,即一刀一放。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第56页该煤层厚度为7.1m,割煤高度为2.6m,则采放比为：2.6:(7.1-2.6)=1:Ⅲ放煤方式煤损少，可实现高产高效。表6-5劳动组织表工种一班二班三班四班合计22228采煤机司机22239刮板机司机22239转载机司机11125胶带机司机2223922239222391111411125浮煤清理工444211114巷道修理工66661111422228油脂管理员111141112511114质量验收员1111411125⑤工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反映工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。I材料费(C3)材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用，综中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第57页采面材料费(C₃)一般为5元/吨(见《采煤工作面分册》)。工作面工人平均日工资按100元/天计算，则吨煤工资成本为：=100×0.03=3元/工Ⅲ工作面设备折旧费(C₁)原始价格-残值+清理费服务年限×330×产量a设备残余值按原始价格的5%计算；b清理费按原始价格的3%计算；c服务年限取10年；d产量按前面计算的4628t/天计算。各种设备的年折旧费见表6-6。表6～10设备名称型号折旧费(元)液压支架1前部刮板机1后部刮板机1顺槽转载机11顺槽皮带机1乳化液泵站1隔爆移动变电站1采煤机喷雾泵站1单体液压支柱a吨煤动力用电消耗环产量，即；循环产量=L×M×R×d×K(6.12)中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文其中电机总容量取2500KW,循环开动小时数取1.5小时代入得：b吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/循环产量(6.13)式中：照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电，取200KW,代c吨煤电费总消耗式中：单价取0.40元/KWh则：吨煤电力费=0.40×(4.16+0.985)=2.06元/t=11.49元/t⑥工作面效率(2)主要技术经济指标表6-7主要经济指标中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第59页1煤层厚度m平均2煤层容重平均3工作面走向长度m平均4工作面倾向长度m平均5煤层倾角O平均6采煤机采高m7工作面回采率%8循环进尺m9日循环进刀数刀6日进度m工业储量万吨日产量t日出勤人数人回采工效工作制度四六制(1)综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自燃发火倾向和矿编制设计，报告矿务局总工程师批准；(2)运送、安装和拆卸液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；(3)综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15°时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放炮松动1.5厚(4)采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。(5)严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得不小于支架允许的最小采高；(6)综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架，否则，必须增设(7)由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第60页(8)综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的(9)乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求，否则该采区开采单一煤层，煤层厚度为7.1m,且煤层硬度为f=0.5-1,属于软煤层，将区段平巷沿底板布置在煤层中，为了尽量减少区段平巷的变形，区段平巷采用留煤柱沿空掘巷的方法。区段平巷基本上沿着煤层底板等高线布置，但区段上下两个平巷必须保持直线，并且要相互平行，以保证工作面长度的稳定。同时，为了隔离采空区，防止煤层自燃发火，在下区段沿空掘巷时，留9m区段平巷均采用矩形断面，锚网支护。为了减轻动压对巷道的影响，保证工作面顺利向前推进，根据本工作面超前动压的影响范围，对工作面安全出口40.2m范围内进行超前支护，由于上下平巷为采用锚杆支护的矩形巷道，顶板压力比较大，故超前支护形式为在巷道内侧设以单体液压支柱作腿，矿用工字钢作梁的加强支护。其巷道断面见工作面布置层面图。中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计(论文)第61页7井下运输(1)矿井生产能力150万t(2)矿井工作制度四六制