本科毕业论文-年产120万吨开元煤矿新井设计

开元煤矿1.2Mt/a新井设计一般部分为开元煤矿1.2Mt/a新井设计，共分10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.利。井田走向(东西)最长约4941.10km,最短约3940.95km倾向(南北)长平均约5.5km,井田水平面积为25.45km²。主采煤层为15号煤层，平均倾角8°,厚约2.5m。井40m;矿井正常涌水量为140m³/h,最大涌水量为220m³/h;煤层硬度系数f2.3,煤质为瘦煤、贫煤；矿井相对瓦斯涌出量为6.69m³/t,绝对瓦斯涌出量为16.89m³/min;煤层无自燃发火倾向，为Ⅲ类不易自燃煤层；煤层无爆炸危险。矿井年工作日为330d,每天净提升时间16h。矿井工作制度为：实行“三八”制。translationofanacadandreservesoftheminingfield;3.workingsystem,designedminecapacityand4.developmentofminingfield;5.preparation7.undergroundconveying;8.mineexaltation;9.mineventilationandsafetybasictechnicalandeconomicKaiyuancoalmineliesinYangquan,Shanhighwayrunacrossthesouthernpartoftheminingfield,thetrafficisveryconvenient.It'sf8°.Thegeologicalresources/reservesoftbeltconveyorisappliedtotransportcoalandtra第一篇一般部分1井田概况及地质特征 11.1井田概况 1.2地质特征 1.3煤层特征 92井田境界和储量 2.1井田境界 2.2井田勘探 2.3矿井各类储量的计算 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矿井设计能力及服务年限 4井田开拓 4.1井田开拓的基本问题 4.2矿井基本巷道 5准备方式—采区巷道布置 5.1煤层地质特征 5.2采区巷道布置及生产系统 5.3采区车场及主要硐室 6.1采煤工艺方式 6.2设备 6.3顶板管理 6.4回采巷道布置 7井下运输 7.1概述 7.2采区运输设备的选择 8.1概述 8.2主副井提升设备选型 9矿井通风设计 9.1矿井概况 9.2矿井通风系统和通风方式 9.3风量计算及分配 9.4全矿通风阻力的计算 9.5通风机选型 9.6矿井灾害防治措施 10设计矿井基本技术经济指标 参考文献 1井田概况及地质特征1.1.1交通位置开元煤矿现矿井工业广场东距寿阳县城约14km,井田中部有寿阳~段王运煤铁路专用线，井田南部有石~太铁路线，经寿阳东站可达全国。寿阳站通往全国各大城市里程见表1-1。表1-1寿阳站通往全国各大城市里程表地名石家庄北京秦皇岛连云港上海郑州西安里程铁路公路307国道从井田中部通过，太(原)-旧(关)高速公路从井田南部通过，交通十分方便。交通位置图见图1-1.井田位于寿阳、阳泉构造堆积盆地区的西北部，属黄土丘陵地貌，梁、峁比较发育且平坦，沟谷多呈“U”字形宽谷、井田内大面积为第四系黄土及第三系红土所覆盖，冲沟中有基岩出露，为石炭系太原组及二叠系上、下石盒子组地层。井田地势总的趋势为西高东低，北高南低，最高点在井田西南的寺儿沟，标高为1247.3m;最低点在井田东南的寺庄，标高为1062.7m,最大高差为184.6m,一般相对高差多在40-100m之间。降水多集中在6-9月，7、8两个月最多，多为暴雨常夹冰雹；蒸发量：平均年蒸发量为1754.16mm,年最高达2265.0mm,年最低为1483.8mm;气温：年平均气温为7.60℃,一月份最冷，平均-8.80℃,七月份最热，平均气温为21.60℃;风向：风向夏季为东南、冬季为西北；风速：年平均风速为2.48m/s,最大月平均为3.9m/s,最小月平均为1.0m/s;霜期：初霜期9月中旬，终霜期为次年的4月中旬，长达7个月之久，全年无霜期为148天；冻土深度：最大冻土深度为1.10m。按山西省城市(县城)地震基本烈度区划图，该区属七级基本地震烈度区。现矿井工业场地建有35kV变电所，双回35kV电源引自新元煤矿110kV降压站。2000年在矿井工业场地内已打一眼深井，通过抽水试验，各项指标均满足国家生活身想费社岩当身想费社岩当虎白也相对划7该质也隔动型8贺巴制砂书语用思最智知世中边过妇该质也砂质或岩度质思制沙岁复附包现卷发包制型签切世中数卷0贯四包城卷贯世粉砂岁3翅死巴制砂名708F员四想花质视智砌厌母制沙名8质四包沙质观划读用思沙两现出即9型巡0灰网思砂质现岁锈历色石允型河尔思制砂划29筑世石我智灰但黏质眼智…一网色或签n国包合数误划四想或型”的死巴制砂安该质也石页慰0贫网包好质配容M想网包现容质色钢用呢安e用网也魂岩灰白1岁石名格1琵典和士34杂世明砂治6杂包砂质泥慰B 0三D2质深巴第砂名N页学世中砂卷n杂世调两现岩成属世用沙名9成历也中相砂岩该历原要砂用或岩*质思最沙智员担沙或智五尽诱质但或划员世砂典呢慰复想制教砂卷2复也现岩员世砂质成岁题用一谈质想砂质退划4192逾该质包社质呢容整风世预沙划1.2地质特征1.2.1地层井田位于沁水煤田西北隅，属掩盖半掩盖区，新生界地层广泛分布，基岩零星出露于沟谷之内。地层由老到新依次为：奥陶系中统；石炭系中、上统；二迭系；第三系；1)奥陶系(O)2)石炭系(C)泥岩、铝质泥岩及2-4层石灰岩组成，夹浅灰色细粒砂岩及2-3层煤线。底部为透镜状分布的山西式铁矿及G层铝土矿，与下伏地层平行不整合接触。4层，自下而上依次为K2下、K2、K3及K4石灰岩。含煤11层，编号依次为8、9上、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17号，其中8、9、15、15下号4层可采。3)二叠系(P)色砂质泥岩、泥岩和煤层组成。底部以K7砂岩连续沉积于太原组之上。本组含煤6层，编号依次为1、2、3、4、5、6号，其中3、6二层可采。厚度为111.60~133.14m,平均厚度为122.60m。以底部K8砂岩连续沉积于山西组之岩为灰、灰白色粗-细粒砂岩。上部为灰、灰绿色、灰黄色中粗粒长石，石英砂岩夹紫红色砂质泥岩、泥岩。顶部为1-2层铝质泥岩或含铝质泥岩，富含菱铁质鲔粒，风化后呈鲜艳的紫红色斑块，俗称“桃花泥岩”,可作为辅助标志层，与顶部的上石盒子组分界。厚度为235.00~438.45m,平均厚度为345.00m,以K12(狮脑峰砂岩)为界分为上①下段(P₂s')自K10砂岩底至K12砂岩底。下部以黄绿色、灰绿色中细粒砂岩为主，夹黄褐、黄硅质胶结。其上为黄绿色、暗紫色细粒长石、石英砂岩与暗紫色、黄绿色砂质泥岩互层。4)第三、第四系(R+Q)厚度为0~25m,由鲜红、暗紫色粘土，紫红色细砂岩，浅灰色砾岩组成，不整合覆于各不同时代基岩之上。厚度为5~70m,下部为黄土、淡红色细-粉砂土。中部为灰褐、黄灰色粘土夹泥灰岩薄层。上部主橙红、深红色粘土、亚粘土、夹多层古土壤层。厚度为10~30m,淡红、褐黄色亚粘土、粘土，夹古土壤层及1-3层钙质结核，底部为淡红色砂砾石层。厚度为0~15m,井田内广泛分布，为淡灰黄、土黄色亚粘土、亚砂土、含钙质结核厚度为0~20m,分布于各大沟谷之内，为近代冲洪积物、基岩风化砂土层。1)区域地质构造开元井田位于沁水煤田寿阳矿区西北部，阳曲一盂县纬向构造带南翼，其东西两侧受太行经向构造带和新华夏系构造的控制，南部受寿阳西洛南北向构造带的影响，整个矿区是在纬向与经向和新华夏系构造复合控制之下。2)井田地质构造开元煤矿井田总体构造形态为一走向东西，向南倾斜的单斜构造，在此单斜上发育有次级的宽缓褶曲，使井田呈舒缓的波状起伏，煤层倾角为2-8°,平均倾角为6°。(1).褶曲井田内发育较大褶曲二条。放马沟向斜：位于井田中部，放马沟村南。走向近东西，北翼倾角110°,南翼倾角4—80°。井田内延伸约2500m。上峪背斜：位于井田中部，放马沟向斜南。两翼倾角4—60°。该井田断层比较发育，断层走向大致成北东东向，主要受东西向区域构造(即：放马沟向斜、上峪背斜)的影响，其中被钻探或巷道揭露、三维地震探测的较典型的断层表述一下(见表1-2、1-3)。①F12正断层位于井田西北部，放马沟村北。走向近东西，倾向南，倾角70—800。为209和H1号孔所揭露，209号孔缺失K3-K2下地层，使太原组地层缩短35m。H1号孔太原组缺失K3灰岩及其上、下部地层，使地层缩短17m。故该断层断距在17—35m间，井田内延伸长度约1200m。②FIl正断层位于F12断层南，属其分支断层。走向北东，倾向南东，倾角750,断距20m,延伸长度约160m:表1-2井田大型断裂构造统计表断层序号断层性质落差延伸长度钻孔或巷道揭露备注正209、H1钻孔井田西北部放马沟村北正位于Fi₂断层南属其分支断层正位于F₁₂断层北走向北走向北东倾向南东4(F₁₄)正7位于F₁₃断层西与F₁₂断层基本平行延伸正823*孔揭露走向北东东倾向南正210#孔揭露位于F12断层北走向近似东西倾向南正H2#孔揭露推断其走向北东东倾向南正巷道揭露位于井田西北角走向北东东倾向南正巷道揭露位于井田北部H5号孔东走向东西倾向北正巷道揭露位于Fh1断层南走向北西倾向南西正位于H5号孔南走向北东倾向北西正巷道揭露位于P35号孔南走向北东东倾向南正巷道揭露位于Fh4断层南走向近东西倾向南 根据2002.6山西省寿阳县地方国营黄丹沟表1-35m以上落差断层特征一览表(三维地震带内)煤层断层序号断层性质落差延伸长度备注1正三维带内北西处走向近似东西2正三维带内南西处走向近似东西3正三维带内中部走向北东4正三维带内中部走向北西5正三维带内中东部走向北西6正三维带内中东部走向近似东西1正三维带内北西部走向近似东西2正三维带中部走向北东3正三维带中部走向北西4正三维带中部走向北西5正三维带中部走向北西6正三维带中东部走向北西7正三维带中东部走向近似东西15”1正三维带西部走向近似东西2正三维带中部走向北东3正三维带中部走向北西4正三维带中部走向北西5正三维带中东部走向近似东西6正三维带中东部走向北西15”1正三维带西部走向近似东西2正三维带中部走向北东3正三维带中部走向北西4正三维带中部走向北西5正三维带中东部走向近似东西6正三维带中东部走向北西③正断层位于井田西北部，F12断层北，走向北东，倾向南东，倾角850,断距15m,延伸长④F14正断层位于井田西部，F13断层西，走向近东西，与F12断层基本平行延伸，倾向北，断距7m,延伸长度430m。⑤F19正断层为23号孔揭露，测井解释断点深度348.40m,6号煤断失，推断其走向北东东，倾向南，断距8m,延伸长度600m。⑥F53正断层位于F12断层北，走向近东西，倾向南，倾角800,断距16—30m,延伸长度1500m。210号孔所遇即该断层。⑦F54正断层为H2号孔揭露，测井解释断点位置431.20m,推断其走向北东东，倾向南，断距7m,延伸长度500m。⑧F62正断层位于井田西北角，为生产矿井巷道中所见，走向北东东，倾向南，倾角750,断距12m,延伸长度约670m。⑨Fh1逆断层位于井田北部，H5号孔东，巷道中所见，走向近东西，倾向北，倾角750,断距6m,延伸长度115m。⑩Fh2正断层位于Fh1断层南，巷道中所见，走向北西，倾向南西，倾角750,断距6m,延伸长另外，三维地震勘探中发现一条落差30m的断层，小于15米断层36条；开采过程尚见到几条断距2—3.5m,延伸不长的层间小断层。井田内陷落柱已证实的有35个，最大者长轴90m,短者20m;地表所见陷落极少，隐伏较多；三维地震解释28个，最大者长轴254m,短者20m。陷落柱其规模大小不等，形状以圆形和椭圆形为主。井田内无岩浆岩侵入现象，故对煤层及煤质无影响。1.2.3水文地质1)含水层及隔水层井田主要含水层自下而上为奥陶系中统石灰岩含水层、石炭系上统太原组石灰岩含水层、二迭系砂岩含水层、第四系砂石层等，各含水层分述如下：奥陶系中统埋深130~570m,井田北部外围大面积出露，本统分上、下马家沟组及峰峰组，以上马家沟组石灰岩含水层富水性最强。奥灰水位标高为+630m,井田内仅15号及15下号煤层在井田南部低于该标高。(2).石炭系上统太原组石灰岩溶蚀裂隙含水层太原组含水层主要是K2、K2、K3、K4层石灰岩层，石灰岩单层厚度为2-3m,一般富水性弱，单位涌水量为0.0035L/s.m,渗透系数为0.0165m/d,水位标高为913.52m。山西组，下石盒子组，主要以K7、K8砂岩及3号煤顶板砂岩为主要含水层，砂岩厚m,水质属HCO3·C1-Na型。上石盒子组，主要以K10、K12等砂岩为主要含水涌水量为0.234L/s·m,渗透系数为0.13m/d,水位标高为1083.27m,水质属HCO3-CO3·Na本井田内主要隔水层有，奥灰顶面至15下号煤层顶板间的岩层，以泥质岩类为主，厚度为80m左右，石炭、二迭系各含水层间的岩层，也以泥质岩类为主，厚度大，沉积2)矿井充水条件含水层富水性弱，对矿井充水影响小，井田内奥灰水位标高为+630m左右，由于隔水层最上一层可采煤层3号煤100m,因此，煤层开采一般不受河谷第四系含水层地下水的影3)矿井涌水量根据阳煤集团地质处提供的矿井涌水资料：矿井正常涌水量为140m3/h,最大涌水主要含煤地层为山西组和太原组含煤地层总厚度为180.78m,煤层总厚度为17.83m,含煤系数9.9%。共含16层煤，自上而下依次为1、2、3、4、5、6、8、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17号。其中南部分区为3、9、15、15下号煤层可采。m。南部分区东、西两侧变薄不可采，中间部分全部可采。煤层结构简单，含或偶含1层夹石。顶、底板岩性以砂质泥岩和泥岩为主。本煤层属局部可采煤2).9号煤m,南部分区西部9号煤与8号煤合并，煤层明显增厚，煤层含夹石在0—4层，其岩性为泥岩或炭质泥岩，厚度一般小于0.20m,煤层结构简单。顶板为泥岩或砂质泥岩，局部为中、细粒砂岩。底板为砂质泥岩、泥岩、局部为粉砂岩或细粒砂岩。本煤层属全分区3).15号煤位于太原组下部，K₂石灰岩为其直接顶板，局部有薄层炭质泥岩伪顶。煤层厚度为1.42~4.89m,平均厚度为3.55m。南部分区东、西两侧变薄不可采，中间部分全部可采。底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩，本煤层属局部可采煤层。煤号平均厚度煤层间距(m)最小一最大平均夹石层夹石厚度稳定性3较稳定9稳定较稳定15下稳定位于太原组下部，距15号煤0.80~14.4m,为太原组最下一层可采煤层。煤厚度为平均2.5m。煤层结构简单-复杂。顶板岩性为中、细粒砂岩或砂质泥岩，底板岩性为砂质泥岩、细粒砂岩，局部为炭质泥岩或粉砂岩。本煤层属全分区稳定可采煤层。1.3.2煤质各煤层为中~高变质煤层，煤种属瘦煤、贫煤。原煤灰分分别为3号煤25.19%;9号煤35.10%;15号煤24.47%;15下号煤28.96%。硫分分别为：3号煤0.34%;9号煤0.71%;15号煤2.81%;15下号煤1.36%。原煤挥发分：3号煤14.01~21.52%;9号煤13.24~34.51%;15号煤11.49~23.70%;15下号煤12.96~27.37%。发热量分别为：3号煤26.72MJ/kg;9号煤22.15MJ/kg;15号煤25.44MJ/kg:15下号煤23.00MJ/kg。1.3.3瓦斯、煤尘及煤自燃和地温1).瓦斯瓦斯涌出量6.69m3/t,本设计各煤层瓦斯含量均为6.69m3/t。开元煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院瓦斯实验室于2007年9月对可采煤层进行2).煤的自燃开元煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院通风防灭火实验室于2007年9月对可采煤3).矿井地温2井田境界和储量2.1井田境界开元煤矿井田位于山西省寿阳县城西北14km处，地理坐标：东经112°2.2.1井田勘探工作1)原华北煤田地质勘探局大地队及148队，于1957年-1958年自盂县经寿阳至太原作过三等点45个和四等点65个，1958—1960年国家测绘局又布设由太原经寿阳至盂县一、二等2)改建工作于1978年9月至1979年10月由148队测量分队担任，主要是满足航控急需及上、下两层，按1:1000、1:5000地形测量规范中有关标石规格制作，唯原军控点为一层柱坐标为1954年北京坐标系(中央子午线111°,六度带投影),高程为1956年黄海高程3)控制精度按《国家三角测量和精密导线测量规范》进行作业。使用瑞士T3或T2经纬仪，水平角按全圆方向观测法(依仪器类型),Ⅲ等点观测9或12测回，IV等点观测6或9测回，天顶距按中丝法4测回观测，小三角用T2经纬仪水平角和天顶距各测3测回，其精度图2-1井田范围阳煤集团开元矿井田范围表2-1精度表等级三角形闭合差测角中误差网之角度边长(km)最弱点位中误差(m)最大最小平差后菲莱罗最大最小最大最小IV东5.48”土1.44”±1.34”IV西小三角6小三角73小三角93起算数据I、Ⅱ等点抄自山西省测绘局，计算在西安市707部队利用DTS-18机(990点程序),用间接观测平差法解算，采用的是点松弛法，高程用逐次趋近法平差。4)报告用1:5000地形图，系1978年民航二中队航空摄影，像片为23X23cm大像幅黑白像片，像片比例尺为1:18000,代号为7852航区。航测调绘于1979-1981年由我队测量分队按煤炭部航测大队制定的《1:5000-1:10000航测外业技术要求》作业的。内业成图于1982年由煤炭部航测大队采用微分法成图，三度带投影，中央子午线114°,基本等高距为5m。2.2.2钻孔测量工作1)1960—1962年，坪头普查补充勘探由119队完成，1962年12月提交普查报告，山西省煤管局技委会于1963年9月10日(第03号)文审查批准，勘探面积120km²,批准储量其中全取芯孔3个，无岩芯孔3个。钻探评级煤层17层，甲级12层，乙级2层，丙级2层，废2)1960年148队在河底一带进行精查勘探时，在本矿内施工钻孔7个，进尺2231.40m,其中全取芯孔2个，无岩芯孔5个。钻探见煤层测井煤层28层，其中甲级3层，乙级21层，丙级4层。经详查钻孔验证，测井施工质量有将3)1981—1985年，148队进行了寿阳矿区坪头勘探区详查，矿内施工钻孔6个，进尺2640.87m,均为煤系取芯孔。按1978年部颁《煤田地质勘探探甲级孔1个，乙级孔5个，测井全为甲级孔。钻探见可采煤层30层，其中甲级22层，乙级8层；测井评级煤层32层，全为甲级。测井质量良好，钻探质量较好。表2-2钻探工程量一览表孔数(个)进尺(m)全取半取不取合计取芯不取芯合计坪头普查补充119队1960～1962年336河底精查148队1960年257坪头详查148队1981～1985年66黄丹沟精查148队1985年735生产补钻晋中勘探队1985年11采区补钻148队1995年11生产补钻阳煤集团地测处2002年44生产补钻阳煤集团地测处2004年66合计其中全取芯孔7个，煤系取芯孔3个，无岩芯孔5个。按1978年部颁《煤田地质勘探钻孔质量标准》验收，钻探甲级孔8个，乙级孔6个，丙级孔1个；测井甲级孔8个，乙级孔7个。钻探验收煤层48层，其中甲级32层，乙级12层，丙级4层；测井评级煤层82层，其中甲级78层，乙级4层，施工质量较好。本次勘探只绘制了一号井田5层煤层底板等高线及储量计5)1985年4月晋中煤田地质勘探队为黄丹沟煤矿施工生产补充钻探，井田内施工1个6)1995年7月，148队为原一号井田旧井采区施工补充勘探孔1个，进尺235.54m,煤系地层取芯。经验收，钻探、测井质量均为甲级，钻探验收煤层4层、2层优质，2层合格；测井验收煤层4层，全为优质层，资料可靠。并于1995年9月提交《山西省寿阳县黄丹沟煤7)1997年，148队受黄丹沟矿委托，通过收集以往的勘查资料，结合矿井地质调查和井下煤层厚度控制点的测量以及取样化验，经过比较充分综合整理、研究，提交了《山西省寿阳县黄丹沟煤矿矿井地质报告》。该报告于1998年6月18日修改后，经山西省储委办公室复核后，报省储委审核并签发决议书，由山西省矿产储量委员会以晋储字[1998]15号8)2002年1月起，阳煤集团地质测量处为黄丹沟煤矿进行了生产补充勘探，截止6月底煤层17层，其中优质11层，合格6层。全部进行了数字化测井，所见可采煤层全部为优质。9)2004年5月，阳煤集团地质处再次对黄丹沟井田东北翼15号煤合并区进行补充勘探，中，k-8揭露的15号煤层，k-9揭露的15号和15下号煤层，均为可采煤层。其余钻孔15号煤2.3矿井各类储量的计算2.3.1矿井地质资源储量的计算井田范围内的地质资源储量是矿井设计的基本依据。用分组的方法来计算9号的地质把井田共划分为若干个组。煤炭地质资源储量计算公式一般为：计算见表2-3和表2-4所示。表2-3煤层地质资源储量计算分块分块倾角(°)实际面积(m²)分块煤层平均厚度(m)分块储量(Mt)12345678 注：15下号煤层的容重为1.43t/m³,平均厚度为2.5m15号煤层矿井的地质资源/储量=114.26Mt整个井田范围矿井的地质资源/储量Z₄=114.26Mt按照《煤炭矿井工业设计规范》规定矿井地质资源储量的分类如下：矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量=111b+122b+2M11+2M22+333k其中探明的资源储量、控制的资源储量、推断的资源储量各占地质储量的60%、30%、10%。2.3.2矿井的工业资源/储量计算15号煤层矿井的工业资源/储量=113.12Mt2.3.3矿井设计资源/储量1)矿井永久保护煤柱损失量(1)井田边界保护煤柱边界保护煤柱可按下列公式计算：E边界宽度，边界煤柱每侧留设30m煤柱；M——煤层厚度；γ——煤的容重。则井田的边界保护煤柱为：15号煤层的平均厚度为2.5m,容重为1.43t/m³;本煤层的边界长21.98km。(2)断层保护煤柱断层保护煤柱可按下列公式计算：Zg=L×b×M×YL断层长度,2.1km;1煤柱宽度，断层煤柱每侧留设30m煤柱；2)煤层矿井设计资源/储量Z=ZIW-ZZ15+号煤层矿井设计资源/储量=110.31Mt整个井田范围的矿井设计资源/储量Z₅=110.31Mt2.3.4煤层矿井设计可采资源/储量根据《煤炭工业设计规范》有关条文，不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3-1。由表2-5可知，并结合本设计井型(1.2Mt/a),应该是14.4公顷，但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都由缩小的趋势。本设计取工业广场的面积为0.12km²。长轴定为400m,短轴定为300m。采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失，围护带的宽度取20m。井型/Mta占地面积/公顷(Mt)表2-6岩层移动角煤层名称广场中心煤层倾角/(°)煤层厚度冲击层厚冲击层移动角φ/(°)走向移动角δ/()上山移动角γ/(°)下山移动角9815下由此根据上述以知条件，画出如图2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸：S=梯形面积=(上宽+下宽)×高/(2×COSa)(2)井筒保护煤柱算，而风井的保护煤柱又在井田边界煤柱范围内，故不用重复计2)矿井的可采储量Zk=(Zg-P)XC 2.3.5分采区与分煤层计算可采储量式；其中北部采区为首采区。详细情况请参考第四章首采区标高为710—1050m,此采区的面积占整个井田面积的46%,由前面煤柱损工业广场煤柱压煤量为1.59Mt,其中这类煤柱损失在首采区各煤层中占49%,在第二采区各煤层中占51%。第二采区标高为610—720m,此采区面积占整个井田面积的54%,由前面煤柱损3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限按照《煤炭工业设计规范》规定：矿井设计生产能力按年工作日330d计算，每天净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。条件好者，应加大开发强度3)国家需求：对国家煤炭需求量(包括煤中煤质、产量等)的预测是确定矿区规模4)投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区1)井田内煤层生产能力不是太大，储量不是太大，其可采储量为69.93Mt。主要集中15:号煤层，全井田可采。故井田有建设1.2Mt/a的条件；2)井田内地质构造及水文地质条件简单。主要断层仅有两条。属于低瓦斯矿井，但、3)具有良好的外运条件。307国道从井田中部通过，太(原)-旧(关)高速公路从4)井田内煤质好，煤炭用户落实，因此市场有保障；5)矿井有较合理的服务年限。井型确定为0.9Mt/a时，服务年限为74.34a,服务年6)近十年以来，我国煤矿已有很多大型矿井投产。因此生产管理经验方面比较成熟。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应，我国各类井型的矿井和第一水平的设计服务年限如表3-1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力矿井设计服务年限第一开采水平服务年限/a煤层倾角煤层倾角煤层倾角25°~45°6及以上 各省自定矿井可采储量Z₂、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：矿井第一采区可采储量Z、设计生产能力A、矿井第一采区服务年限T,三者之间的1)煤层开采能力井田内15-号煤层可采，煤厚2.5m,为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。煤层倾角平均8°,地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置2)辅助生产环节的能力校核3)通风安全条件的校核采用后退式U型通风，详细通风系统请参照第五章内容。通过第九章的通风设计知这种4井田开拓4.1井田开拓的基本问题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研究。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，做到合理集中生产。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状态。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，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标1)井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。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，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。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，基本建设投资本矿井煤层倾角平均为8°,为缓倾斜煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比(1)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巷的布经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央(具体见开拓图)。为0.12km²,形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为400m,宽为300m。1)开采水平的确定井田主采煤层是15煤层，煤层平均倾角是8°,自煤层720m等高线以北煤层平均倾角为10°,以南煤层倾角平均为5°,且南北两部分煤层的倾角变化都很平缓。因此2)采区划分开拓及采准巷道布置综合考虑(综合机械化一翼不小于1000～2000m高等普采不小于(2)初期投产和达产的采区应尽量靠近主、副井，以求尽量缩短工期和降低投资；(3)开发多煤层的井田，对近距离的煤层经比较可布置联合采区；(4)全井田和第一水平采区划分时，要和采区接替统一考虑；(5)在煤层倾角<12°,条件适宜时，可采用倾斜长壁布置。根据水平划分方案，结合采区划分原则可将整个井田划分为南北两个大采区，其中北部采区定为首采区，采用上山开采的准备方式，南部采区采用下山开采的准备方式。4.1.4井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务年限长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩地板为坚硬的砂岩，后者相对于前者维护费用较低，但基建费用比较高，且井底车场的位置要与矿井的开拓方式相适用，需要进行技术与经济比较，以选择最优方案。4.1.5矿井开拓延伸方案及阶段划分1)提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，第一水平布置在700m标高处，第二水平布置在610m标高处，两个水平均采用上山开采。如图4-1所示。方案二：斜井两水平开拓。主、副井井筒均为倾角15°的斜井，布置于井田中央，第一水平布置在700m标高处，第二水平布置在610m标高处，两个水平均采用下山开采。如图4-2所示。方案三：立井单水平上下山开拓采用立井开拓，将井底车场布置于700m标高处，采用上下山分别开采上下两个采区。如图4-3所示。方案四：斜井单水平上下山开拓。采用斜井开拓，将井底车场布置于700m标高处，采用上下山分别开采上下两个采区。如图4-4所示。2)技术比较方案一、二区别在于是采用立井还是斜井开拓，还有各个方案对应产生的井底车场、石门的不同。两方案的生产系统均较可靠。两方案对比：方案一需开立井井筒，阶段石门和立井井底车场，并相应的增加了井筒和石门的运输，提升，及排水费用。而方案二则开斜井，阶段石门和斜井井底车场，以及相应的增加了斜井的提升和排水费用，粗略估算见表4-1。数量基价/元费用/万元小计/万元主井开凿副井开凿基建费用(万元)井底车场石门开凿岩巷系数小计(万元)煤量(万t)提升长度(km)基价主井提升生产费用(万元)排水涌水量时间(h)服务年限(a)基价石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)小计(万元)基价总计费用(万元)百分率(%)数量基价/元费用/万元小计/万元斜井开凿基建费用(万元)井底车场石门开凿岩巷系数小计(万元)煤量(万t)提升长度(km)基价斜井提升生产费用(万元)排水涌水量时间(h)服务年限(a)基价石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价小计(万元)总计费用(万元)百分率(%)通过上表知：粗略估算第一方案明显优与第二方案，所以决定选用方案一。表4-2方案三、四粗略估算费用表数量基价/元费用/万元小计/万元主井开凿基建费用(万元)副井开凿井底车场岩巷系数小计(万元)煤量(万t)提升长度(km)基价主井提升生产费用(万元排水涌水量时间(h)服务年限(a)基价小计(万元)总计费用(万元)百分率(%)数量基价/元费用/万元小计/万元斜井开凿基建费用(万元)井底车场小计(万元)系数煤量(万t)提升长度(km)基价斜井提升生产费用(万元)排水涌水量时间(h)服务年限(a)基价小计(万元)总计费用(万元)百分率(%)方案三、四区别在于700m标高以上是采用立井还是斜井，两方案的生产系统均较可用。而方案四则多开斜井，以及斜井井底车场并相应的增加了斜井的提升和排水费用，粗略估算见表4-2。通过上表知：粗略估算两方案费用相差相对较大，故选择方案三。现在只剩下方案一和方案三需对它们进行经济比较才能最终确定。3)详细经济比较方案一、三的差别在于后期建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较的结果，分别见表4-3、4-4、4-5、4-6和4-7所示。表4-3建井工程量方案一方案三前期副井井筒/m后期0副井井筒/m000上山/m00表4-4生产经营工程量工程量运输提升方案一方案三上山运输区段12345678912下山运输3456789石门运输立井提升上山维护下山维护排水表4-5基建费用表方案一方案三工程量工程量单价费用/万元工程量单价费用/万元前期主井井筒副井井筒井底车场上山合计后期主井井筒副井井筒井底车场主石门上山下山合计表4-6生产经营费方案一方案三运输提升工程量单价费用工程量单价费用上山运输下山运输区段123456789123456789小计石门运输立井提升上山维护费下山维护费合计表4-7费用汇总方案一方案三费用百分率费用百分率前期基建工程费基建工程费生产经营费总费用(1)两方案的第一、二水平(采区)均布置有两条采区上山，这些上山的开掘费用近(2)副井、石门及采区上山的辅助运输费用占运输费用的20%进行估算；(3)井筒、井底车场及主回风石门等均布置在中硬或坚硬的岩层中，它们的维护费用底于5元/a·m,故比较中未对维护费用进行比较。由以上的经济比较表格可知，两个方案在经济上相差很大，显然方案三为最佳方案。即该设计选用：立井单水平上下山开采的开拓方案，本设计仅有一个开采水平，共划分为南北两个采区，北部采区的标高为1070～700m,平均斜长为2700m,采用上山开采的准备方式；南部采区的标高为700～610m,平均斜长2900m,采用下开采的准备方式。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用低以及便于施工等优点，因此主、1)主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m,净断面面积33.18m²,井筒内装备两对12t长形箕斗，井壁采用混凝土砌碹厚450mm,充填混凝土厚50mm。此外，还井筒特征表如图4—5所示。2)副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.2m,净断面面积为40.71m²,井筒内装备一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼一对，井壁采用混凝土砌碹支护方式，井筒主要道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表如图4—6所示。3)风井风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5m,净断面面积为19.63m²,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如图4—7所示。4)风速验算九章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选择的井筒符合风速要4.2.2井底车场设计年产量为1.2Mt,煤炭运输采用1.2m胶带输送机，辅助运输采用由7t架线式电机车牵引的一列1.5t固定矿车。井底车场线路布置及调车方式如图4—8所示。副井空重车线长度验算n-每列车的矿车数，按列车组成计算确定，其一般值见下表14-8,辆；表4-8列车牵引的矿车数机车粘重固定矿车(T)底卸式矿车(T)单机7T架线式8T蓄电池式双机主井井筒断面图井型180万t提升容器两套12t双箕斗井简直径井深净断面积井简支护基岩段毛断面积表土段毛断面积图4-5主井井筒断面图主要开拓巷道如石门布置在底板岩石中。由于其服务时间长，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。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，验算结果见第九章基基井型180万t提升容器5t矿率震层四车加置烯笼一井简直径井深净断面积井简支护岩段毛断面积表上段毛断面积图4-6副井井筒断面图井型180万t井简直径井深净断面积基岩段毛面积表土段毛面积图4—7风井断面图1-主井2-副井3-轨道大巷4-胶带机大巷5-井底煤仓6-中央变电所7-水仓8-爆破材料库9-等候硐室10-胶带机机头硐室11-医疗室12-水泵房5准备方式—采区巷道布置护煤柱为界南邻井田南部采区。采区东西走向最长约4941.09km,最短约3940.86km,南北倾向长平均约2700m,采区垂高360m。本采区所采煤层为15煤层，其煤层特征见表5-1所示。表5-1采区煤层特征表煤层名称倾角/°结构稳定性容重/tm-3硬度15+”8单一稳定自燃发火倾向Ⅲ类不易自燃。该采区地质构造简单，无大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，平均倾角8°左5.1.4顶底板特性15*煤层顶底板特性如表5-2所示。表5-215F”煤层顶底版特性煤层名称直接顶老顶底板岩性厚度类别岩性厚度类别岩性厚度类别砂岩砂岩Ⅲ类粉砂岩Ⅲ类5.1.5水文地质含水层富水性弱，对矿井充水影响小，井田内奥灰水位标高为+630m左右，由于隔水层距最上一层可采煤层3号煤100m,因此，煤层开采一般不受河谷第四系含水层地下水的影响。地质报告提供采区内矿井正常涌水量为140m³/h,最大涌水量为220m³/h。5.2采区巷道布置及生产系统层的倾角由北部的8°变为了5°,因此可在此标高处将井田划分为南北两个部分；本设计中采用上下山的开采方式将整个井田划为一个水平两个采区，故首采采区走向长度为4.5km,倾向长度平均为2700m。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巷宽度，则两个相邻工作面参数由上式可表示为由井田开拓平面图可得到首采区的斜长为2700m,代入式(5-1)及式(5-2)得：式中m=10m(工作面采用双巷布置，两巷道之间留设10m煤柱)第二采区的斜长D为2900m,采用下山开采，代入式(5-1)及(5-2)式中m=10m(工作面采用双巷布置，两巷道之间留设10m煤柱)n取12止采空区矸石的冒落，采区两边也应留一定宽度的采区边界煤柱，但是由于整个井田仅划为了两个采区，采区的露头煤柱、边界煤柱与井田边界煤柱重合，故不重复计算。相邻的两个区段的平巷间留设10m的区段保护煤柱。采区上、下山均布置在15“煤层中，由于上、下山使用时间长，上、下山的外侧留设50m的上、下山保护煤柱；在矿井服务的后期可以和两条上山之间的40m煤柱一起回采。在采区内地质构造情况简单，仅存在两个小断层，所以在断层两边还应留设30m的断层煤柱。采区煤柱留设方法见表5-3所示。表5-3采区煤柱尺寸煤柱区段保护煤柱上、下山保护煤柱断层保护煤柱宽度(m)5.2.4采区上、下山布置由于采用中央分列式通风方式，首采区的风井布置在井田北部边界的中央，第二采区的风井布置在井田南部中央；同时考虑到岩巷掘进的费用太高，而15煤层的顶底板比较稳定且煤层较薄，现采用留设50m的外侧保护煤柱和40m的间距保护煤柱，将上下山布置在15*煤层中。由于该采区15*煤层的赋存情况以基本探明，故确定采区上下山的数目为两条，即一条运输上(下)山，一条轨道上(下)山。两条上下山的断面如图5-2所示。5.2.5区段平巷的布置首采区开采一个煤层，煤层厚度为2.5m,煤层硬度f系数为2.3,属于中硬煤层，所以将区段平巷布置在煤层中。为达到设计产量，尽量集中生产、区段依次接替。由于采区的涌水量不大，煤层赋存稳定，而且煤层采用一次采全高开采，工作面需要等长布置，区段平巷采用双巷布置。区段平巷均采用矩形断面，锚网支护。具体见工作面层面布置图。5.2.6采区内工作面的接替顺序根据采区巷道布置接替，区段接替由上到下依次接替。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→运输上山→采区煤仓→运输石门→井底煤仓→地面。2)运料系统副井→井底车场→轨道石门→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：主、副井→井底车场→轨道石门→采区下部车场→轨道上山→采区上部(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→回风井→地面。4)出矸系统图5-2上、下山布置断面图掘进工作面→平巷→采区中(上)部车场→轨道上山→采区下部车场→轨道石门→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→移动变电站→工作面。排水系统：工作面(掘进头)→区段平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下如果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，应安设局部5.2.8采区内各种巷道的掘进方法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槽，将其缩到20—25m,并将可伸缩带式输送机延伸50—75m,转载机与刮板运输机的1)工作面生产能力A=1×L₁XMXyXC2)采区生产能力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K₂=1;1)首采区工业储量由于首采区的范围即为整个井田的北部区域，故首采区的工业储量即为该部分井首采区煤柱损失应包括井田边界保护煤柱，露头防水煤柱，上山保护煤柱，工业广场保护煤柱和断层15煤层P水=3665×30×2.5×1.43×10⁴PLu=2600×(40+2×50)×2采用下面公式计算采区采出率：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5%。2)第二采区工业储量由于第二采区的范围即为整个井田的南部区域，故首采区的工业储量即为该部分井田的工业储量，由第二章数据得Q=61.08Mt第二采区煤柱损失应包括井田边界保护煤柱，下山保护煤柱，工业广场保护煤柱15*煤层Pru=2300×(40+2×50)×2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5%。5.3采区车场及主要硐室本设计中两个煤层采用联合布置，两条上山布置在15-煤层中，煤层所选用的采区车风井风井绞车房运输上山绕道车场轨道上山由于煤层平均倾角为8°,起坡点落在井底车场主石门的顶板，且顶板围岩条件比较好，因此选用石门式采区下部车场。见图5-6所示。运输上山运输上山行人斜巷轨道上山文5.3.4采区主要硐室1)采区绞车房采区绞车房应布置在围岩稳定无淋水、地压小、易维护的地点。应避开较大的地质构造、含水层，并不受开采的影响。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，绞车房布置硐室断面为半圆拱型，高度为3800mm,用锚喷支护。2)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即第三区段中央，呈“一”型布置，采用锚喷支护。该变电所服务整个采区。6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为15号煤层，平均厚度为2.5m,煤层平均倾角8°,为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。表6-1影响回采的地质因素特性描述瓦斯相对涌出量为6.69m³h煤尘无爆炸危险性煤炭自燃发火等级为Ⅲ类不易自燃煤质各煤层为中~高变质煤层，煤种属瘦煤、贫煤地温地压属大地净力场型，原岩应力的大小和方向是影响巷道围岩和采场顶板稳定性的关键因素之一6.1.2确定采煤工艺方式采煤方法的选择，应根据煤层赋存情况、开采技术条件、地面保护要求、设备供应状况以及设计生产能力、效率、成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。需遵循以下原则：1)煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；2)安全劳动条件好；3)尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；4)材料消耗少，生产成本低；5)便于生产管理。经详细讨论，并结合开元煤矿现有实际情况，确定主采煤层选用综合机械采煤工艺。其工艺特征为：采用滚筒式采煤机、液压支架、刮板输送机及其附属设备等进行配套生产，实现落煤、装煤、运煤、支护、顶板管理以及平巷运输全过程的机械化，大大降低劳动强由综合考虑采煤工艺特点和开元煤矿的实际煤层条件，决定采用单一走向长壁后退式一次采全高的综合机械化采煤法。其优点：工作面产量和效率高；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，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少等优点。6.1.3回采工作面长度的确定1)地质因素，包括煤层厚度、倾角、围岩性质、地质构造；2)技术因素，包括采煤机、输送机、顶板管理、工作面通风巷道布置；3)经济因素。一般综采工作面的长度范围为150～250m,每个工作面长度尽可能保持一致。以首采区为例，由第五章内容可知采区倾向长度2700m,可分为11个区段，平巷宽为4.4m,工作面长227m;相邻的两条平巷之间的保护煤柱宽10m,每隔100m掘一个联络眼贯通。6.1.4回采工作面的推进方向和推进度选择后退式回采，这种方法有利于回采巷道维护和通风。工作面推进长度为1474~6.1.5落煤方法双滚筒采煤机割煤，采高2.5m,截深0.8m;(1)割煤方式：双向往返割煤。6.1.6采煤机进刀方式采煤机端部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优表6-2进刀方式比较表端部斜切进刀单向割煤1.能及时、有效维护顶板；2.跑空刀清浮煤，有利于实现工作面“三平两直”;3.控制程序编制和操作简单，便于及时维修，有利于提高生产效率；1.跑空刀增加了循环作业时间；2.支架无法及时拉超前，不利于顶板维3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶，本工艺无法正常执行。端部斜切进刀双向割煤1.循环作业时间相对较短；2.能及时、有效维护顶板；1.与两头作业相互影响；2.控制程序编制、操作较复杂；3.清理浮煤工作量大常移架一般滞后煤机后滚筒3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.6m。3)在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架，顺序移架并将护帮板挑起。图6-1端部斜切进刀单向割煤6.1.7推移刮板输送机方式可在工作面任一支架上操作，实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序动作(成组数量可调定)。推输送机在移架后采煤机空刀下放到工作面下部后依次由工作面下部向上进行，推移弯曲段不小于25m,推移步距0.6m。6.1.8工艺流程工序质量要求见下表。表6-315101综采面工序质量要求一览表工序名称质量特性技术要求割割煤割煤方式采高均匀煤壁齐直成一条直线顶底板平①无台阶②无伞檐③顶煤垮落≤300mm④严格沿底板开采，不丢底煤移架支架直支架正支架与顶底板垂直，歪斜度<±5°顶梁平①最大仰俯角<±7°②端面距≤340mm③相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀①支架中心距1.5±0.1m②支架不挤、不咬接顶紧步距推移刮板输送机输送机直输送机平上下弯曲角度<3°刮板输送机与转载机①搭接合理，底链不拉回头煤推拉运输机顺序单向顺序推移6.1.9支架与采煤机联动的自动化控制方式序控制。自动程序控制有如下功能：随采煤机的切割，提前3架自动收回采煤机行进前方6.2设备表6.1工作面配套设备采煤机液压支架刮板输送机单位数据型号制造厂家西安煤矿机械有限公司采高m截深m滚筒直径m装机功率最大计算生产能力牵引方式无链双驱动电牵引牵引速度牵引力机面高度供电电压V主机重量t技术特征单位标准型号形式支撑掩护式支架高度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设计单位上海分院制造厂家苏南煤机厂单位数据型号制造厂家中煤张家口煤矿机械有限责任公司输送能力运输机长度m电压等级V功率链速中部槽尺寸技术特征单位标准型号形式支撑掩护式高度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降-移-升循环时间S供液泵压运输尺寸(长×宽×高)m立柱型式双伸缩缸径/中缸内径/柱径工作阻力/初撑力推移千斤顶型式浮动活塞推力/拉力重量t设计单位上海分院制造厂家北京煤机厂6.3顶板管理6.3.1支护设计1)支架支护强度校核根据液压支架支护强度校核公式知，公式为式6-1。H——工作面的采高，2.5m;r——顶板岩石容重，最大取2.3t/m³;g——重力加速度，取9.8N/kg。由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.2)支架工作阻力校核P=pXs工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%即3600kN,符合控顶设计对支架工作阻力3)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%由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3141.6kN,符合控顶设计对支架6.3.2端头支护及超前支护方式机头打一排贴帮柱，从切顶线向外打10m,柱距1.0m,帮要背实；当机头支架侧护板(靠煤柱侧)距煤壁距离小于1米时，打两根切顶柱，单体柱均匀布置；当机头支架侧护板(靠煤柱侧)距煤壁距离大于1m时，打密集柱切顶，柱距200mm。并且迎山有力。(1)轨道平巷的超前支护：从煤壁线向外30m超前支护，柱距1m。(2)运输平巷的超前支护：从煤壁线向外30m超前支护，同样保持1m的柱距支设30(4)当各联络眼进入超前支护范围内，必须在各联络眼口加强支护。在联络眼口靠煤柱打一排柱距为1m的戴帽点柱(用单体柱)。(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道。(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，以防甩出大块煤伤人。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地点其它工作平行作业。联络眼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.6.3.3各工艺过程注意事项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、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm。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。中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角<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350～550mm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利用侧护板进行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0.8m,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，必须查明原因并处理后再推溜。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机尾处各采用3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25m段是压力集中区，特制订以下管理措施。(1)端头支架必须达到初撑力。(2)端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，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。(3)当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。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，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，个以上有效闭锁键)并派专人看管。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(1)在各转载点落煤处加设缓冲装置；(2)在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5m/min左右；(3)破碎机锤头高度保持在150-200mm之间；(5)停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施；(6)在平巷皮带机头处加设除铁器；作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；平巷巷道超前工作面50m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6.3.4工作面顶板管理1)顶板及矿压显现规律板，直接顶裂隙较发育，须加强工作面顶板支护管理工作。预计顶煤的初跨步距为11m (该距离为支架切顶线到切眼后的距离),直接顶的初跨步距为18m,老顶的初跨步距为56m,老顶能够形成悬顶结构，出现周期性的跨落现象，周期来压步距10～15m,平均于两帮的变形。预计超前支承压力影响范围为30m左右，高峰区10m,巷道变形量小，2)管理方法b.配置157组支撑掩护式液压支架，对工作面顶板实行全支护法管理。3)正常回采时期顶板支护采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，移架步距0.6m。a.移架顺序(1)正常移架滞后采煤机后滚筒3～5个支架，防止空顶时间过长出现顶板事故。(2)排头支架的移架顺序：先移2#架，再移1#架，最后移3#架。b.管理要求(2)为加强工作面顶板管理，要求严格控制采高，不准任意加大或降低采高，尤其不得超高；要求认真掌握割煤工艺，顶底板要割平，相邻两排之间不得出现大于50mm(3)煤机割煤后距煤机后滚筒3～5组支架开始移架，并及时伸出护帮板护帮。顶板(4)加强工作面设备上窜下滑的控制，防止因频繁调面影响顶板状况。(5)确保支架支护强度，提高支护质量，支架升架时必须保持足够的供液时间，支架立柱初撑力不得小于24Mpa。护帮板及时伸出护帮护顶，严禁出现前不护帮上不接顶(7)工作面因受煤层结构影响而顶板破碎时，应及时采取有效支护措施，防止冒顶(8)如若发现未知断层，由于断层处煤层节理非常发育、煤(岩)体破碎，极易造4)来压及停采前的顶板管理a.在接面生产的同时，应及时编制工作面初次放顶安全措施，与作业规程一并贯彻执b.工作面老顶初次来压和周期来压期间，要求加强来压的预测预报工作，由矿压组在c.加强上、下端头及工作面的顶板管理，提高支护质量，适当加大支护密度。工作面d.工作面片帮加剧或顶板破碎处要及时跟机拉架，必要时及时拉移超前架6.3.5回采工作面正规循环作业设计采高为2.5m,工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.8m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业(两班生产，一班检修),均执行现场交接班制，每班有效工时为八个小时。循环方式为生产班进3个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。表6.5劳动组织配备表生产一班生产二班生产三班采煤机司机2226移架推溜工2226工溜司机1113转载机司机1113泵站司机1113皮带司机3339端头维护工3339清煤工2226看电缆工l113班长1113验收员2226电工2248检修工44合计2).技术经济指标P——煤的容重，1.43t/m³;C——工作面可采范围内回采率，95%;6.3.6吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接1)材料费(C)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，综采面材料费(C)一般为10元/吨。2)工资费(C)工作面工人平均日工资按200元/d计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资×吨煤每工=200×0.018=3.6元/t表6-7工作面主要技术经济指标1工作面面长(净斜长)m2工作面推进长度m3煤层倾角084煤视密度5煤硬度6煤厚m7割煤高度m8截深9日循环数个6炸药消耗kg/万t雷管消耗发/万t回采率%日产量t月产量t日推进度m月推进度m可采期月坑木消耗m³/千t3)工作面设备折旧费(C)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10a;各种设备的年折旧费见表6-8所示。表6-8机电设备折旧费用表设备名称型号折旧费/元液压支架端头支架6刮板机输送机1平巷转载机11平巷皮带机1乳化液泵站1移动变电站1采煤机喷雾泵站1单体液压支柱a、吨煤动力用电消耗负荷系数/循环产量y——煤层容重，1.43t/m²;d——循环进尺，0.8m;C——工作面回采率，取0.95。则：循环产量=227×2.5×1.43×0.8×0.95其中电机总容量取2500kW,循环开动小时数取1.5h,负荷系数取0.90,代入得：吨煤动力用电消耗=2500×1×1.5×0.9/616.76=5.47kWhb、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/循环产量式中：照明用电总功率包括工作面及上下平巷照明用电，取500kW,代入得：吨煤照明用电消耗=500×2.7/616.76c、吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价×(吨煤动力用电消耗+吨煤照明用电消耗)式中：单价取2.0元/kWh则：吨煤电力费=2.0×(5.47+2.19)=15.32元/t则：工作面吨煤成本(C)=材料消耗费(C)+工资费(C)+设备折旧费(C)+电费=33.45元/t6.4回采巷道布置6.4.1回采巷道布置方式1)采区巷道布置依据及要求b.要求：合理的集中生产，良好的经济效2)布置方式选择工作面瓦斯涌出量为6.69m³/t,生产能力为1.2Mt/a,根据后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用偏U型通风方式。回采巷道采用双巷布置，以解决掘进巷道时通风难的问题，故布置方式为每个工作面共布置两条平巷一条进风一条回风。6.4.2回采巷道参数1)轨道平巷巷道断面规格为：采用矩形(微梯形)断面，净宽×高=4.4×2.8m;均采用锚网、锚索联合支护。作为回风、行人及辅助运输巷道。支护参数如下图所示2)煤炭运输平巷与1901轨道平巷中一中平距220m平行布置，采用矩形(微梯形)断面，净宽×高=4.4×2.8m。靠实体煤一侧布置移动变电站，作为煤流运输及进风巷道。支护参数如下7.1.1井下运输设计的原始条件和数据1)、矿井生产能力2)、矿井工作制度三八制3)、煤层平均倾角4)、煤的碎胀系数5)、矿井瓦斯等级低瓦斯矿井6)、煤尘爆炸指数无爆炸危险7)、煤的自燃等级7.1.2矿井运输系统1)运煤系统综采工作面→区段运输平巷→运输上山→采区煤仓→运输石门→井底煤仓2)运料系统副立井→井底车场→轨道石门→采区下部车场→采区轨道上山→区段回风平巷→回采工作面3)运