许厂煤矿3.0Mt-a新井设计-煤巷锚杆支护技术研究

目录一般部分TOC\o"1-2"\f\u1矿区概述及井田地质特征 11.1矿区概述 11.2井田地质特征 21.3煤层特征 42井田境界与储量 82.1井田境界 82.2矿井工业储量 82.3矿井可采储量 103矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 133.1矿井工作制度 133.2矿井设计生产能力及服务年限 133.3井型校核 144井田开拓 154.1井田开拓的基本问题 154.2矿井基本巷道 225准备方式——采区巷道布置 305.1煤层地质特征 305.2采区巷道布置及生产系统 305.3采区车场选型设计 336采煤方法 356.1采煤工艺方式 356.2设备 396.3顶板管理 446.4劳动组织和工作面成本 466.5回采巷道布置 487井下运输 507.1概述 507.2煤炭运输方式和设备选择 507.3辅助运输方式和设备选择 518矿井提升 538.1矿井提升的原始数据和地质条件 538.2主副井提升 539矿井通风及安全 579.1矿井通风系统选择 579.2采区及全矿所需风量 619.3矿井通风总阻力计算 649.4选择矿井通风设备 699.5防止特殊灾害的安全措施 7310设计矿井基本技术经济指标 75专题部分煤巷锚杆支护技术研究 77翻译部分Controlofgasemissionsinundergroundcoalmines 100煤矿井下瓦斯涌出控制 108致谢 113 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第113页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置许厂煤矿位于济宁煤田的东北部，行政区划属山东省济宁市高新区所辖。地理坐标为东经1163600"～1164300"，北纬352400"～353100"。矿井东及东北部以孙氏店断层及煤层露头为界，西及西北部淄矿集团岱庄煤矿及何岗煤矿相邻，南到兖新铁路与兖矿集团济宁二号井煤矿相连。1.1.2矿区交通条件许厂煤矿距济宁市8km。连接京沪、京九两大南北铁路干线的新(乡)～菏(泽)～兖(州)～石(臼港)铁路，从本区南侧通过，区内有孙氏店及兖州西站。由济宁市东行30km至兖州，与京沪铁路相接，向西109km至菏泽站与京九铁路相接，菏泽至新乡190km与京广铁路相连。济北矿区铁路专用线从本区中部通过，在兖州西站与京沪铁路接轨。327国道及日荷高速公路分别从矿区南北侧通过。京杭大运河由北向南流经济宁市构成重要的水上运输要道。1.1.3地形地貌及水系井田所在地区为冲积、湖积平原，地形平坦，地势东北高、西南低，自然地形坡度为0.4‰，地面标高为+35.20～+41.44m。区内河流稀少，水系不甚发育，只有两条河流。一条为洸府河，位于本区的西部，由北向南流入南阳湖；另一条是其支流杨家河。它们均系季节性人工河流，汛期洸府河的最高洪水位标高为39.30m，最大流量为400m3/s(1964年9月1日)，枯水季节河水减少甚至断流。本区中心南距南阳湖20km，最高湖水位标高为36.86m(1957年7月15日)。1.1.4气象及地震1）气象：本区气候温和，属温带季风区海洋~大陆性气候。年平均气温13℃，月平均最高气温34℃，最低气温-9℃，日最高气温41℃，最低气温-19℃，平均最高气温月份为7月，平均最低气温月份为1月。年平均降雨量701mm，年最大降雨量为1186mm，年最小降雨量441mm，降雨多集中7、8月份，年平均蒸发量为1790mm，年最大蒸发量2228mm，年最低蒸发量1493mm。春夏两季多东及东南风，冬季多西北风，平均风速为2m/s，历年最大积雪厚度为0.15m，最大冻土深度0.31m。2）地震烈度：根据《中国地震烈度区划图（1990）》确定，本矿井工业场地范围地震基本烈度为七度。1.1.5矿井电源本矿井电源取自接庄220区域变电站，该站位于本矿井以南12km处，设计装有120变压器两台，电压为220/110/35。第二电源来自济北矿区岱庄矿井110变电所，岱庄矿井110电源取自济宁东北郊220变电所。1.2井田地质特征1.2.1地层井田内地层包括中、下奥陶统，中石炭统本溪组、上石炭统太原组、下二叠统山西组、下石盒子组，上二叠统上石盒子组，上侏罗统蒙阴组及第四系。在矿井的中、南部，即第4～16线之间，地层产状变化较小，其走向一般为北东30°左右，孙氏店支2断层西侧则为东倾，孙氏店支2断层以东则为西倾，地层倾角一般为2～8°。在第16线以南地层走向逐渐转成东西向。在矿井的北部，即第4勘探线以北由于受次一级褶曲的影响，致使地层走向变化较大，即北东～南北～北西向，地层倾角变化较大，局部块段地层倾角可达20～32°。1.2.2含煤地层本区含煤地层为上石炭统太原组及下二叠统山西组。1）上石炭统太原组(C3t)本组地层厚141.70～176.20m，平均162.66m，地层厚度变化不大。主要由深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩、粘土岩、灰色细砂岩、夹薄层灰岩及煤层组成。泥质含量较高，砂岩比率较低，属海陆交互相沉积。为太原组主要含煤段，以深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩及粘土岩为主，夹11层石灰岩（十一、十下、十上、九、八、七、六、五、四、三、二）及22层煤（18下、18中、18上、17、16下、16上、15下、15上、14、12下、12中、12上、11、10下、10中、10上、9、8下、8上、6、5、4），16上、17煤层为稳定可采煤层，15上煤层属局部可采煤层；其余为不稳定煤层，均不可采。2）下二叠统山西组(P1s)本组地层厚59.90～114.70m，局部有剥蚀现象，平均78.57m，为含煤地层中的主要含煤组，具有经济价值的3上、3下煤层就赋存于本组的中上部及下部。本组由砂岩、粉砂岩、粉、细砂岩互层、粘土岩、煤层组成，以灰～灰白色、灰绿色砂岩为主，砂岩含量高，多以厚层状分布于煤层的顶板及底板，以3上与3下煤层间的砂岩最为发育，该砂岩为浅灰～灰白色、灰绿色，厚层状，以石英为主，长石次之，分选中等至较好，次棱角状～次园状，孔隙式～接触式胶结，以硅质、粘土质胶结为主，局部为钙质胶结，具交错层理、斜层理及韵律层理，含大量粉砂岩、泥岩包裹体及镜煤屑。1.2.3地质构造构造中等，局部偏复杂或偏简单。位于南北向的济宁地堑构造内，孙氏店断层构成矿井的东部及东北部边界。区内发育一组走向北东、向南西倾伏的宽缓褶曲及走向近南北的西倾高角度正断层组，使煤系地层向西呈阶梯式下降。1）褶曲区内褶曲可明显的分为两组，一组为北东向褶曲，一组为北西向褶曲，以北东向一组为主，该组褶曲延展距离长，是区内主要构造组，控制着本区的构造形态。2）断层区域性大断裂对矿井内的断层起着明显的控制作用，矿井内断层不论是在方向上还是在形成时间、形成次序上均与区域断裂一致，具有区域断裂的特点，燕山运动第一幕在区内产生了北东向断层组，主要分布于矿井的北部及东北部；燕山运动第二幕产生了近南北向的西倾正断层，如孙氏店断层、孙氏店支1、孙氏店支2断层等，该组断层在矿井内起主要控制作用，具有延展距离长、落差及走向变化大、结构复杂、附生断层发育的特点；燕山运动第三幕使上述断层复活，并受到改造，使近南北向的大断层在局部块断内向北西方向偏转，形成S形扭曲，在扭曲部位派生出北西方向的次一级断层，与主断层多呈“×”形相交或切割前期断层。1.2.4水文地质条件1）水文地质概况上组煤（3下煤）的水文地质类型为中等型，下组煤（16上煤）的水文地质类型为复杂型。矿井主要含水层有第四系孔隙含水层、山西组3下煤层顶、底板砂岩裂隙承压含水层、太原组第三层石灰岩岩溶裂隙承压含水层、太原组第十下层石灰岩岩溶裂隙承压含水层、本溪组第十三层石灰岩岩溶裂隙承压含水层、奥陶系石灰岩岩溶、裂隙承压含水层。2）矿井涌水量矿井现在实测涌水量610～695m3/h。根据《生产矿井地质报告》，开采上组煤预计最大涌水量为988m3/h，下组煤首采区正常涌水量为865m3/h，最大涌水量为940m3/h，全矿井正常涌水量为1387m3/h，最大涌水量为1928m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层井田内主要可采煤层有5层，分别为3上、3下、15上、16上、17煤层。3上煤层：煤厚0～2.71m，平均0.75m，属不稳定煤层，位于山西组的中上部，上距P2底界52.38m～85.92m，平均64.49m，下距3下煤层11.70～67.31m，平均3下煤层：煤厚0～9.04m，可采范围内，平均厚8.8m，结构较简单，一般不含夹石，个别点含1～3层夹石，夹石多为炭质泥岩或粉砂岩，属较稳定煤层，位于山西组的下部，下距太原组第三层石灰岩39.61～73.92m，平均49.60m。煤层主要赋存于矿井的东部及东北部，西部出现了无煤区及煤层不可采区。全区煤层厚度变化不大，呈均厚分布，南北厚度基本不变15上煤层：煤厚0～1.41m，平均0.63m，属不稳定煤层，位于太原组的中部，上距3下煤层平均间距108.52m，下距16上煤层为24.76～44.58m，平均35.50m。可采厚度的范围呈零星分布，可采范围内，煤层厚度为0.70～1.41m16上煤层：煤厚0.39～2.67m，平均1.24m，结构较复杂，含夹石见煤点占55%，含夹石0～3层，夹石岩性为炭质砂岩和泥岩或粘土岩，属稳定煤层，位于太原组的下部，上距15上煤层平均间距35.50m17煤层：煤厚0.60～1.61m，平均0.90m，结构简单，含夹石0～1层，夹石为泥岩或粉砂岩，属稳定煤层，位于太原组下部，上距16上煤层1.01～10.35m，平均4.53m，下距十二灰7.85～21.65m上述各可采煤层特征见表1.4。表1.4可采煤层特征煤层名称厚度（m）间距（m）煤层结构稳定性顶底板岩性最小~最大平均最小~最大平均夹石层数结构顶板底板3下0~98.80~1简单稳定中砂岩粉砂岩泥质岩及粉砂岩109.61~142.58118.8015上0~1.410.520~1简单不稳定石灰岩粘土岩24.76~44.5835.50160.52~1.510.800~3较简单稳定石灰岩泥质岩及粉砂岩1.01~10.354.35170.50~1.890.970~1简单稳定薄层石灰岩泥岩及粉砂岩泥质岩及粉砂岩

1.3.2煤质井田内各煤层煤质特征见表1.5。表1.5煤层煤质特征表煤层项目3上3下15上1617水份Wf（%）原煤0.68~3.282.46（12）1.19~3.372.36（55）1.03~2.61.93（35）0.8~2.241.71（73）1.24~2.541.88（58）精煤1.85~2.922.49（12）1.48~3.042.44（55）1.35~2.702.06（32）1.07~2.441.78（74）1.18~2.691.91（58）灰份Aｇ（%）原煤11.58~39.3422.72（12）9.07~24.5513.78（55）7.17~32.5413.88（34）5.26~24.5312.50（74）3.79~21.8710.07（57）精煤5.95~9.807.80（12）4.29~8.555.98（55）3.38~8.585.37（32）2.48~8.744.50（74）1.93~5.693.21（57）挥发份V／（%）原煤37.92~48.1140.94（11）32.14~40.9836.53（51）39.82~45.0742.64（33）40.05~47.7243.70（72）41.91~46.2243.90（56）精煤38.69~41.8640.38（12）34.90~43.9338.32（54）40.76~46.2843.32（32）42.29~46.5244.34（73）42.61~46.7844.48（58）硫SｇQ（%）原煤0.61~1.701.12（12）0.36~0.960.53（54）1.92~7.613.51（33）2.52~6.913.64（69）2.26~7.203.70（57）精煤0.60~1.200.92（10）0.33~0.750.49（51）1.31~2.831.83（31）2.51~4.143.06（69）2.02~3.622.67（57）焦油产率Tg（%）10.72~12.2511.48（2）8.86~12.9111.27（15）12.68~17.9215.64（8）13.85~18.6815.81（21）14.49~18.9716.62（20）煤灰熔融性T2（%）>1500（2）1320~＞15001443（17）1085~12501142（7）1065~13801230（21）1060~12251151（16）粘结指数GRI67.8~88.476.7（8）43.5~86.371.4（43）71.1~95.788.0（23）90.4~103.076.7（55）91.9~99.996.8（45）3上煤属中灰、高挥发分、低中硫，3下煤属低中灰、高挥发分、低硫，15上煤属低中灰、高挥发分、高硫，16上煤属特低灰、高挥发分、高硫，17煤属特低灰、高挥发分、高硫。3上煤层为气煤(QM45)；3下煤类较为复杂，有1/2中粘煤(1/2ZN33)、气煤(QM34、44、45)、1/3焦煤(1/3JM35)，但以气煤(QM45)为主，其余煤类只零星分布；15上煤层也以气煤(QM45)为主，少许气肥煤(QF46)；16上、17煤层均以气肥煤(QF46)为主，次为气煤(QM45)。1.3.3可采煤层顶底板岩性（1）煤层顶底板岩石的力学性质，见表1.6。（2）顶底板岩性及稳定性。3下煤层直接顶板主要为中砂岩，次为粉砂岩，零星分布有细砂岩、泥岩；3上煤直接顶板以泥质岩类和粉砂岩为主、次为砂岩，底板以泥质岩类和粉砂岩为主，零星分布有细砂岩。3下煤直接顶板主要为中砂岩，次为粉砂岩，零星分布有细砂岩、泥岩，局部有粉砂岩伪顶。底板以泥质岩类为主，零星分布有细砂岩。表1.6煤层顶底板岩石等级划分岩石等级岩性抗拉强度（kg/cm3）容重（g/cm3）普氏硬度不坚固岩石Ⅰ粘土岩、粉砂岩<3501.5~2.71~3中等坚固岩石Ⅱ粉砂岩350~6002.3~2.83~7坚固岩石Ⅲ砂岩600~8002.4~2.87~9极坚固岩石Ⅳ石灰岩>8002.5~3.0>9据此分类，本井田主采煤层中，3下煤顶板以坚固岩石为主，次为中等坚固岩石；地板以泥岩为主。各主要煤层顶底板岩石物理力学性质及分类见表1.7。表1.7主要煤层顶底板岩石物理力学性质及分类岩层层位岩石名称（点数）抗压强度（kg/cm3）抗拉强度（kg/cm3）容重（g/cm3）普氏系数（f）抗剪强度分类级别正应力内摩擦角30°45°3下顶粉砂岩（4）474132.56237435Ⅱ砂岩（10）637262.489015430Ⅲ3下底泥岩（7）9082.552.7Ⅰ粉砂岩（6）186142.572.8Ⅰ泥岩（4）968.62.652.7Ⅰ粉砂岩（5）190152.593.0Ⅰ15上煤直接顶板以石灰岩（九）为主，局部相变为泥质岩类、粉砂岩，泥质岩类伪顶较普遍，为较稳定顶板。底板岩性以粉砂岩为主，其次为砂岩及粘土岩。16上煤直接顶板为石灰岩(十下)，底板岩性以泥质岩类为主，次为粉砂岩。17煤直接顶板主要为薄层石灰岩(十一)，部分地区相变为泥岩、粉砂岩。底板岩性以泥质岩类为主，次为粉砂岩。1.3.4矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温及冲击地压1）瓦斯2010年鉴定为低瓦斯、低二氧化碳矿井。瓦斯绝对涌出量为3.18m3/min，二氧化碳绝对涌出量为15.46m3/min，瓦斯相对涌出量为0.49m32）煤尘与煤的自燃3下煤层煤尘爆炸指数为36.18%，16上煤层为43.06%，具有强爆炸性。3下煤层自然发火期为3~6个月，最短发火期20±3天，具有自然发火倾向性，属自燃煤层。3）地温及地压地温梯度2.3℃/100m，属地温正常区。无冲击地压现象。随开采深度增加，矿山压力显现明显。2井田境界与储量2.1井田境界许厂煤矿位于济宁煤田的东北部，行政区划属山东省济宁市高新区所辖,距济宁市8km。井田南北长约8km，东西宽约4km，井田面积为约32km2，开采深度为-150m～-350m。由于本矿井的煤层倾角为煤层倾角为1°～13°，平均倾角为10°，属于缓倾斜煤层，除去井田内有一大的断层影响，煤层赋存基本稳定。2.2矿井工业储量2.2.1构造类型煤层内倾角为1°~13°，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第二类。2.2.2矿井工业储量许矿总体范围较大，煤层较厚。井田内可采煤层有5层，分别为3上、3下、15上、16上、17煤层。其中3上、15上煤层赋存不稳定，16上、17煤层属于薄煤层，且16上煤层结构较复杂，因此本设计主要是对3下煤层进行设计。煤层平均总厚8.8m，井田内有最大落差较大的孙氏店断层，煤层倾角平均α=10º，大部分标高位于-330～-150m之间。煤层平均容重。在1：10000的开拓图上1mm2表示100m2。煤容重取，煤层倾角平均10°，煤厚平均为8.8m。采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2-1所示。根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值：1）矿井地质资源量资源量可由以下等式计算：（2-1）式中：——矿井地质资源量，；——煤层平均厚度，；——煤层底面面积，；——煤容重，。将各参数代入（2-1）式中可得表2-2，所以地质储量为：=364.62Mt2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。 图2-1块段划分示意图表2-2地质储量计算表块段倾角/(°)块段面积/煤厚/容重/储量/煤层总储量/11.67.58.81.492.44364.6224.09.78.81.4119.8312.96.08.81.475.8343.86.28.81.476.55

井工业储量可用下式计算：（2-2）式中：——矿井工业资源/储量；——探明的资源量中经济的基础储量；——控制的资源量中经济的基础储量；——探明的资源量中边际经济的基础储量；——制的资源量中经济的基础储量；——推断的资源量；——可信度系数，取0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。该式取0.8。153.1476.5765.6332.8229.17因此将各数代入式2-2得：357.332.3矿井可采储量计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失：1）工业广场保护煤柱；2）井田边界煤柱损失；3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；5）其它各种损失。2.3.1井田边界保护煤柱根据许厂矿的实际情况，井田边界保护煤柱取30m宽，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。式中：——井田边界保护煤柱损失，万t；——井田边界煤柱宽度，30m；——井田边界长度，25292m；——煤层厚度，3下煤层平均为8.8m；——煤层容重，。则井田边界压煤量为：

2.3.2工业广场煤柱图2-2工业广场保护煤柱示意图根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为300万吨/年，所以取工业广场的尺寸为500m×600m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角4°，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-210m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场留宽度为20m的维护带。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/mфδγβ-2104°8.84045757571由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由CAD量的梯形的面积是：，则保护煤柱的实际面积为：工业广场的煤柱量按下式计算。式中：——工业广场煤柱量，；——工业广场压煤面积，——煤层厚度，8.8m；——煤的容重，。则工业广场的压煤量为：2.3.3断层保护煤柱我国井工开采时断层保护煤柱留设经验汇总见表2.4。表2.4断层保护煤柱留设方法断层落差H留设尺寸不留设煤柱由于断层落差较大，贯穿整个井田，长度为9611m，断层两边各留煤柱50m，断层保护煤柱量按下式计算。式中：——断层保护煤柱量，；——断层长度，；——断层留设煤柱宽度，；——煤层厚度，8.8m；——煤的容重，。则断层保护煤柱损失为：由于主副井筒在工业广场内，不需要另外留设保护煤柱；综上可得矿井的永久保护煤柱损失量为：代入数据得：2.3.4矿井可采储量矿井设计可采储量式中：——矿井可采储量；——矿井工业储量，；——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75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.8。3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330天计算，每天净提升时间宜为16小时。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：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。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；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的一个重要依据；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规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力许厂矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为缓倾斜煤层（倾角10°），两水平开拓，主采3下煤层，平均厚度为8.8m；瓦斯和水涌出量较小，采用综采放顶煤的开采方法。所以根据以上条件和许厂煤矿的最初设计，确定本矿井的年设计生产能力为300万t。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量ZK、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：式中：T——矿井服务年限，a；ZK——矿井可采储量，26240万t；A——设计生产能力，300万t/a；K——矿井储量备用系数。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.4。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：3.3井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）煤层开采能力井田内3下煤层为主采煤层，煤厚8.8m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角1~13°，平均10，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面。2）生产环节的能力校核设计的矿井为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。主井采用箕斗运输煤炭，工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机运达运输大巷，再由运输大巷胶带输送机运达井底，井底设置煤仓，经箕斗运输至地面，运输能力大，自动化程度高；副井采用罐笼运输人员和材料。运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。大巷辅助运输及顺槽辅助运输采用矿车，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核本矿井属于低瓦斯矿井。煤尘具有一定爆炸性危险。水文地质条件简单，涌水量较小。矿井采用分区对角式通风，辅助运输大巷进风，煤炭运输大巷回风，工作面采用后退式U型通风，通过第九章的通风设计知可以满足通风需要。井田内断层较少，只有一个较大的断层，对于开拓有一定的影响，但是，对于影响生产的小断层较少。所以，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的年生产能力。4）矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。《煤炭工业矿井设计规范》给出了井型和服务年限的对应要求。矿井可采储量262.4Mt，矿井服务年限62.5a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求。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。本矿井开拓方式的确定，主要考虑到以下因素：1）主采煤层为缓倾斜煤层（平均倾角10°）；2）表层土较薄，平均为40m，风化不太严重；3）地势起伏不平，地面标高平均+40左右，煤层埋藏较浅，距地面垂深在150～350m之间；4）本矿井为低瓦斯矿井；5）矿井年设计生产能力为300万t/a，为大型矿井。4.1.1井筒形式的确定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。具体见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均10°，为近水平煤层；表土层厚约40m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工—冻结法建井，因此需采用立井开拓。表4-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、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。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：a.沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。b.井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。c.有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。d.地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。e.井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。f.井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，所以不再另设风井，可用主井回风。共计两个井筒。4.1.2井筒位置的确定1）井筒位置的确定原则a.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置，石门的工程量要尽量少；b.有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；c.井田两翼的储量基本平衡；d.井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；e.工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；f.工业场地宜少占耕地，少压煤；g.水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）井筒位置的确定a.井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状比较对称，储量分布比较均匀，在井田中上部存在一条落差比较大横穿井田的孙氏店断层，将井田天然地分为上下两翼，故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力较小。b.井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，考虑到孙氏店断层横穿井田，初期应先采断层上盘的储量，所以井筒应沿倾向偏下部布置，立井井筒位于井田倾斜方向的中部略靠下部。c.尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱，使断层煤柱和工业广场保护煤柱有一部分重合会减少保护煤柱的面积。所以工业广场可布置在断层附近，并且可以保证在井田走向的中央。d.地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。e.井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上五方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置见开拓平面图。4.1.3开拓方案及其比较1）开拓方案根据地质勘探资料，本井田3下煤层为主采煤层，煤层主要分布在-150~-350左右，倾角在1°～13°之间，平均10°，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，以及断层影响,本设计采用两水平开拓煤层平均厚度为8.8m，且煤质较软，所以布置煤层大巷较困难，特别是以后的维护，且需要较大的保护煤柱，所以采用岩巷布置。综上，提出以下四种在技术上可行的开拓方案：方案一：立井两水平加暗斜井延深；方案二：立井两水平直接延深；方案三：斜井两水平直接延深；方案四：斜井两水平加暗立井延深。2）方案比较四种开拓方案的示意图如下图4-1：（a）方案1（立井两水平加暗斜井延深）；（b）方案2（立井两水平直接延深）；（c）方案3（斜井两水平直接延深）；（d）方案4（斜井两水平加暗立井延深）图4-1技术上可行的四种开拓方案这四种方案在技术上都是可行的，所以要进行经济比较才能确定其可行性，下面先进行粗略的经济比较，淘汰掉两个方案，然后进行详细的经济比较，确定最优方案。方案1和方案2的区别在于是采用暗斜井延深还是直接延深立井。粗略的估算结果如表4-1，方案2总费用比方案1高2.97%。考虑到斜井井筒施工延伸更为简单，对生产干扰小所以决定选用方案1。方案3和方案4的区别也仅在于第二水平是用立井直接延深还是采用暗斜井延深。粗略估计计算与方案1和方案2相似。考虑到方案3的提升及对生产干扰等生产环节都比方案4少，即所以决定采用方案3。对1，3方案有差别的建井工程量，基建费，生产经营费和经济比较结果如表4-2～表4-5，并汇总于表4-6。表4-1方案1和方案2粗略估算费用方案方案1方案2基建费（万元）暗斜井开凿上、下斜井车场2×1798×1050×10-4=377.0（300+500）×900×10-4=72.0立井开凿井底车场石门开凿2×135×3000×10-4=78.01000×900×10-4=90.01700×800=136.0小计449小计304生产费（万元）暗斜井提升立井提升排水（斜、立井）1.2×11240×1.55×0.58=12125.71.2×11240×0.22×1.02=3026.71387×24×365×39××10-4（0.063+0.127）=9003.2立井提升石门运输立井排水1.2×11240×0.62×0.85=7108.21.2×11240×1.8×0.381=9250.11387×24×365×39×0.1525×10-4=7226.2小计24155小计23584合计费用万元24604费用万元23889百分率102.97%百分率100%表4-2开拓方案1和3的建井工程量期间项目方案1方案3前期主井井筒m副井井筒m井底车场m主石门m运输大巷m250215100018701860768722300+50018701860后期主井井筒m副井井筒m井底车场m主石门m1351351000170017981798300+5000表4-3开拓方案1和3的生产经营工程量项目方案1项目方案3运输提升万t·km工程量运输提升万t·km工程量大巷及石门运输二水平立井提升二水平1.2×11240×5.1=68788.81.2×11240×0.62=8362.6斜井提升二水平1.2×11240×1.55=20906.4排水万m3二水平1387×24×365×39×10-4=47385.5排水万m3二水平1387×24×365×19.5×10-4=23692.7 表4-4开拓方案1和3的基建费项目方案1方案3工程量m单价元·m-1费用万元工程量m单价元·m-1费用万元前期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷250215100018701860300030009008008007558.590150149768722800187018601050105090080080080.675.872150149小计522527后期主井井筒副井井筒井底车场主石门135135100017003000300090080040.540.59013617981798800010501050900800189189720小计313450共计835977表4-5开拓方案1和3的生产经营费用项目方案1方案3工程量m单价元·m-1费用万元工程量m单价元·m-1费用万元大巷及石门运输二水平34000.3811295.400.3810小计1295.40立井/斜井二水平2800.8523835960.582085.7小计2382085.7运提费合计1533.42085.7排水费工程量万m3单击元·m-3费用万元工程量万m3单击元·m-3费用万元二水平47385.50.15257226.347385.50.1276017.9小计7266.36017.9合计8759.78103.6表4-6开拓方案1和3费用汇总项目方案1方案3费用万元百分率%费用万元百分率%初期建井费基建工程费（前期+后期）生产经营费5228358759.71001001086103.3119.1100总费用10116.71059607.6100对比结果可以看出方案1比方案3的总费用要多5%，两个方案可以看做近似方案，但本井田倾斜长度较长，且布置斜井长度较长，维护费用较高，所以方案1生产系统更为简单可靠。综合经济、技术和安全三方面的考虑，选取最优方案1—立井两水平加暗斜井延伸作为本矿井的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有五三个井筒，分别为主井、副井、中央风井。1）主井位于矿井工业场地，担负全矿井3.0Mt/a的煤炭运输。井筒内装备两对20t箕斗。井筒断面为半圆拱形，净断面面积为17.48m2,表土层段掘进毛断面面积为80.12～93.31m2,基岩掘进断面面积为62.21m22）副井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为圆形，净断面面积为47.48m2,表土层掘进断面面积为80.12～93.31m2,基岩掘进毛断面面积为62.21m23）中央风井回风立井位于矿井工业场地，井筒净直径7m，担负矿井回风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图4-4。4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；生产中产出的矸石由矿车运输至井底车场，经副井提升至地面。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：a.大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。b.当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。c.当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。d.采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用环形井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小，交叉点及弯道少。井底车场布置如图4-5。2）空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A，外形尺寸（长×宽×高）：2000×880×1150（mm），故取调车线长度为70m。3）调车方式左翼矸石列车驶至AB间，机车摘钩，经道岔B，通过调车线，过道岔A，到达列车尾部，顶推列车进入重车线。右翼调车线停放一备用机车，用于材料和设备的运输。4）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为10.0m，有效装煤高度为30m，经计算煤仓容量为4800t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置水仓布置在井底车场最低处，采用水仓清理机清理。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。4.2.3主要开拓巷道运输石门和轨道石门基本沿岩层布置，巷道坡度为3‰～5‰。运输石门和轨道石门均为锚梁网索喷支护矩形断面，掘进宽度为4.8m，高为3.9m设计掘进断面为14.2m2和16.2m2。运输石门和轨道石门断面特征如图4-6和图4-7。图4-2主井井筒断面图

图4-3副井井筒断面图

图4-4风井井筒断面图图4-5井底车场布置图

图4-6运输石门（运输巷）断面图

图4-7轨道石门（轨道巷）断面图

5准备方式——采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采采区（一采区）位于井田南翼，孙氏店断层东部。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为3下煤层，其煤层特征：属低中灰、高挥发分、低硫。结构较简单，一般不含夹石，个别点含1～3层夹石，夹石多为炭质泥岩或粉砂岩，属较稳定煤层。煤层平均厚度8.8米，煤层平均倾角10°。煤的容重1.4t／m3。2010年鉴定为低瓦斯、低二氧化碳矿井。瓦斯绝对涌出量为3.18m3/min，二氧化碳绝对涌出量为15.46m3/min，瓦斯相对涌出量为0.49m3/t，二氧化碳相对涌出量为2.36m3/t。3下煤层煤尘爆炸指数为36.18%，16上煤层为43.06%，具有强爆炸性。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况3下煤直接顶板主要为中砂岩，次为粉砂岩，零星分布有细砂岩、泥岩，局部有粉砂岩伪顶。底板以泥质岩类为主，零星分布有细砂岩。5.1.4水文地质开采下组煤首采区正常涌水量为865m3/h，最大涌水量为940m3/h。全矿井正常涌水量为1387m3/h，最大涌水量为1928m3/h。5.1.5地质构造煤层内倾角为1°~13°，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第二类。采区下山边界有一条大断层从南到北贯穿整个井田的正断层。落差在60～80m,倾角为45～70°。5.1.6地表情况采区内对应地面有少数几个的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，所以采取全部搬迁措施。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区准备方式的确定采区准备方式：由于孙氏店正断层从南到北贯穿整个井田，从而造成井田中部偏上位置（断层附近）东西两翼煤层起伏较大。若布置岩层大巷局部大巷离煤层太远，联络工程量太大。若布置煤层大巷坡度太大，不能满足运输大巷和轨道的设计要求。所以决定把大巷布置在断层以上。这样一来，为了减少石门长度及考虑到煤层多变的分布情况，故布置采区。本设计矿井辅助运输采用电机车。5.2.2采区巷道布置1)采区煤柱本采区一条煤层上山和一条轨道上山，间距40m，上山两侧保护煤柱40m。区段平巷采用沿空掘巷，留5m的小煤柱。2)区段要素首采采区一采区位于断层东侧，走向长平均3742m，倾向长平均1511m。采区内划分十四个区段，区段平均长1820m，斜长为210m，工作面长200m，两条平巷均为5.0m宽，3.5m高。3)开采顺序首采采区为一采区，然后三采区，再采二水平的二采区和四、六、八、十带区。首采工作面为3101工作面，然后依次开采下一个区段。4)采区通风采区内各工作面采用U型通风系统，即：运输平巷进风，经工作面从轨道平巷回风。5)采区运输采区内区段运输平巷铺设B=1400mm的胶带输送机，经上山运输煤炭到大巷胶带运输机，采区内辅助运输采用电机车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷、上山到回采工作面的辅助运输平巷，再到工作面。采区巷道布置图如图5-1图5-1采区巷道布置图5.2.3采区生产系统1）运煤系统煤由工作面刮板运输机→平巷转载机、破碎机→区段运输平巷胶带输送机→上山胶带输送机→采区煤仓→大巷胶带输送机→井底煤仓→地面。2）辅助运输系统工作面设备材料运输路线如下：地面→副立井→-210井底车场→轨道石门→采区下部车场→上山→采区中部车场→区段轨道平巷→工作面。3）通风系统采区3101工作面风流路线为：副立井→井底车场→轨道石门→采区车场→轨道上山→区段运输平巷→工作面→区段轨道平巷→轨道上山→采区下部车场→运输石门→井底车场→中央风井。4）排矸系统井下产生的少量矸石用电机车运走，用作充填和废弃巷道的封闭。5）供电系统供电：地面变电站→副立井→中央变电所→主运输石门→运输上山→采区变电所→区段运输平巷→工作面。6）排水系统水流方向：工作面→区段运输平巷→运输上山→采区车场→运输石门→井底车场→副井→地面。5.2.4采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综掘机及其配套设备施工，后SGW-40T型溜子组成的机械化掘进。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：用局部通风机。用压入式通风方式。5.2.5采区生产能力及采出率1）采区生产能力由于放顶煤煤工作面产量大，只布置一个大采高工作面即可满足矿井产量要求。a.放顶煤工作面的生产能力，按下式计算：A0=L×V0×M×γ×C0（5.1）式中：A0——工作面生产能力，Mt/a；L——工作面长度，m；M——煤层厚度，m；V0——工作面年推进长度，V。=330×5×0.865=1427（m/a）；γ——煤层容重，t／m3；C0——工作面回采率，取c＝0.93则：A0=200×1427×8.8×1.4×0.93=3.43Mt/ab.掘进工作面出煤A1=L×V1×H×γ×C1（5.2）式中：A1——掘进面生产能力，万t/a；L——掘进面长度，取平巷宽掘进宽度5.0mH——采高，取平巷掘进高3.6m；V1——综掘面年推进长度，V1=330×30=9900（m/a）；γ——煤层容重，t／m3；C1——掘进面回采率，取c＝0.97。则：A1=5.0×9900×3.6×1.4×0.97=0.24Mt/a采区内布置两个综掘面年产量为0.48Mt/ac.采区生产能力A采=A0+2×A1=3.43+2×0.24=3.91Mt/a矿井设计井型为300万t/a，采区生产能力3.91Mt/a，，能满足矿井的产量要求。2）采区采出率采区内实际采出煤量与采区内工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量×100%（5.3）采区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占3%；永久煤柱等。Z首采区=S×M×R （5.4）式中：Z首采区——首采区储量，万t。S——首采区的面积，万m2。M——首采区煤层的厚度，m。R——首采区煤的容重，均为1.4t/m3。Z首采区=S×M×R=6613476.6×8.8×1.4=8148万t所以首采区内工业储量为：8148万t。工作面落煤损失按3%计算：8148×5%=407.4万t。边界煤柱损失为：（3742×30+3742×50+1511×2×30）×8.8×1.4/10000=480.5万t。区段煤柱损失为：5×3742×5×8.8×1.4/10000=115.3万t。则：采区采出率=(8148-407.4-480.5-115.3)/8148×100%=87.7%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（采）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为87.7%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3采区车场选型设计采区煤层倾角不大，倾角为10°左右，为缓倾斜煤层，采区下部采用大巷装车式下部车场。如图5-2。在上山上部设有绞车房。绞车房位置应选择围岩稳定，无淋水，矿压小，和易于维护的地方。综合考虑，采区绞车房布置在采区上部车场附近。井底中央变电所至采区的供电系统电路压降较大，为保证采区正常生产，需布置采区变电所。采区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于采区用电负荷中心。宽为3.6m，高为2.4m,底板用100#混凝土知铺底，高出邻近巷道200～300mm，具有3%的坡度，硐室与通道连通处外，必须有向外开的防火栅栏两用门。

图5-2采区车场示意图

6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采区所采煤层为3下煤层，平均厚度8.8m,，煤层倾角10°左右，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为2.3，煤的容重为1.4t/m3。3下煤直接顶板主要为中砂岩，次为粉砂岩，零星分布有细砂岩、泥岩，局部有粉砂岩伪顶。底板以泥质岩为主，零星分布有细砂岩。采区瓦斯涌出量为0.49m3/t，煤无自燃倾向性，煤尘无爆炸性。正常涌水量为865m3/h，最大涌水量为940m3/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回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1）分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，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，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0～3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93～97%以上。缺点：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，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2）放顶煤工艺优点：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；缺点：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，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述两种回采工艺的特点，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回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。6.1.3确定工作面长度影响工作面长度的因素：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。综合机械化采煤工作面长度一般为150~220m，每个工作面长度尽可能保持一致。以首采区为例，采区走向长度3742m，工作面长为200m。6.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。双滚筒采煤机割煤，采高3.0m，截深0.865m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位顶煤，矿山压力破碎上位顶煤的综合落煤方式。循环进尺0.865m。采高：设计采高3.0m，工作面在此采高正常推进的情况下，支架能保持顶板完整，放煤顺利。在工作面顶板来压期间煤壁片帮较大，局部顶煤破碎，故来压期间须适当降低采高，控制在2.5~2.7m为宜，以加强对顶板及煤壁的控制。6.1.5进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.865m后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在50m左右。（进刀方式如图6-1）6.1.6移架方式移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。按回采工艺要求，选择一定数量的支架作为支架组，按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移，使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后煤机后滚筒2～3#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0.865m。6.1.7移运输机方式1）推移前部运输机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）。推输送机一般在移架后依次进行，滞后移架10～15m，推移弯曲段不小于15m，推移步距0.865m。2）拉后部运输机拉后部运输机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.865m。图6-1中部斜切进刀方式6.1.8放煤方式综放面的顶煤厚5.8m，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁摆动综合方式放煤，设计采用一刀一放单轮顺序放煤方式，一采一放，，放煤步距0.865m。放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》及工程质量标准。1）采放比设计割煤高度3.0m，放煤高度5.8m，故该面采放比＝3.0/5.8＝1∶1.932）放煤口数量确定按后部运输机能力确定放煤口数目。单口放煤量：qf＝1.5×0.87×5.8×1.4×80%（6-1）式中：1.5——单组支架宽度，m；0.87——放煤步距，m；1.4——煤的容重，t/m3；5.8——顶煤厚度，m；80%——顶煤回采率。qf＝8.40t单口纯放煤时间：根据经验实测数据，单口纯放煤周期为80.2s，连续放煤周期86.02s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取Tf＝90s。每分钟放煤量：Q＝8.40×60/90＝5.60t同时放煤口数目的确定：考虑1.25不均衡系数，同时应满足后部运输机（2000t/h）能力要求。同时放煤口数目最大值：Nf＝2000/（5.60×60×1.25）＝4.76个由于移架后后部漏煤，取Nf＝2个放煤循环时间：90/60×120/2＝90min3）放煤方式验算根据要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为90min。单向割煤时，采煤机割煤速度为Vg1＝4.0m/min，跑空刀速度为Vg2＝8.0m/min。割煤周期T＝180/Vg1＋180/Vg2＝45＋22.5＝67.5min同时考虑推输送机和回头时间大约20min，整个循环周期大致为90min，和放煤周期相符，所以综放面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。6.1.9采煤工艺以放煤工序为中心，采用一采两放，放煤布距0.865m，工艺流程见图6-2.移架移架推前输送机拉后输送机割煤后部放煤图6-2采煤工艺流程图6.2设备采煤工作满设备选型详细见表6-1.表6-1设备选型汇总表序号项目型号备注1基本支架ZFS6800/18/352端头支架支撑掩护式3采煤机SL3004前刮板输送机SGZ～1000/12005后刮板输送机SGZ～1200/14006转载机SZZ1200/5257破碎机PLM38008运输平巷输送机SSJ～1400/3×4009移动变电站KSGBY-1250/6/11410乳化液泵EHP-3K20011喷雾泵EHP-3K15012单体支柱SZ-3156.2.1液压支架1）基本支架型号：ZFS6800/18/35初撑力：5707kN（P＝31.5MPa）工作阻力：6800kN（P＝37.5MPa）支护强度：0.80～0.83MPa宽度：1410～1580mm中心距：1500mm梁端距：≤350mm底板比压：2.2MPa(平均)支撑高度：1800～3500mm（工作面采高3000mm±200mm）适应煤层倾角：≤20°（包括走向、倾向）泵站压力：31.5MPa移架速度：8～12s操纵方式：电液程序控制拉移步距：865mm支架运输尺寸：长×宽×高）＝7750×1410×1865mm重量：≤22t立柱：单伸缩机械加长，带有压力传感器缸径：230mm（前柱250mm，后柱230mm）推移千斤顶：带有位移传感器缸径：180mm尾梁千斤顶：带有位移传感器缸径：160mm底座：开底结构、带有抬底座装置推移框架：采用短框架型式顶梁：采用整体顶梁结构，并带有可挑平的护帮板尾梁：带有可伸缩插板，插板行程750mm，千斤顶带有接近传感器四连杆机构：正四连杆机构液压系统：电液控制，实现跟机自动移架，后部实现程控放煤供液方式：双回路环形供液，前后部供液系统各自独立控制方式：电液控制喷雾系统：前后部自动喷雾系统支架数量：133组。2）排头支架工作面上下两头各配置三组排头支架，选用型号为ZTF7000/19/32窄形反四连杆放顶煤液压支架。主要技术参数为：支架型式：支撑掩护式支撑高度：1900～3200mm中心距：1570mm支架宽度：1490～1660mm工作阻力：7000kN（P＝38.7MPa）支护强度：0.72MPa底板比压：1.85MPa（平均）泵站压力：31.5MPa前梁摆角：10°～15°尾梁摆角：0°～50°操纵方式：电液控制前梁端部初撑力：308kN前梁端部工作阻力：366kN。6.2.2采煤机选用SL300型采煤机(德国艾柯夫公司制造)。主要技术参数为：型号：SL300采高：2.0～3.5m滚筒中心线距离：12112mm滑靴间距：6195mm滚筒直径：1800mm截深：865mm卧底量：250mm适应倾角：≤25º滚筒转速：36rpm供电电压：3300V截割部功率：2×360kW牵引电机功率：2×62kW液压泵电机功率：2×7.5kW装机总功率：859kW牵引速度：0～29m/min牵引力：477kN重量：40t。6.2.3工作面主运输设备1）前部输送机选用SGZ～1000/1200型整体铸焊封底式溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：型号：SGZ～1000/1200设计长度：212m电机功率：600kW×2电动机转速：1486r/min电动机电压：3300V，50Hz输送能力：2000t/h刮板链速度：1.28m/s刮板链形式：中双链刮板间距：8×137（＝1096）mm园环链规格：2×Φ38×137mm（紧凑链）中部槽规格：（长×内宽×高）1500×1000×337mm链中心距：200mm减速器速比：36:1电机布置方式：平行布置卸载方式：端卸牵引形式：销轨式机尾伸缩量：300mm紧链方式：液压马达紧链。2）后部运输机选用SGZ～1200/1400型整体铸焊开底式溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：型号：SGZ～1200/1400设计长度：212m电动机转速：1486r/min电动机电压：3300V，50Hz电机功率：700kW×2/1400kW输送能力：2000t/h刮板链速度：1.28m/s刮板链形式：中双链刮板间距：8×137（＝1096）mm园环链规格：2×Φ38×137mm（紧凑链）中部槽规格：（长×内宽×高）1500×1200×355mm整体铸焊开底具有浮煤回收装置槽间连接形式：4000kN哑铃销连接链中心距：240mm减速器速比：36:1传动系统布置方式：平行布置卸载方式：端卸软起动方式：可调速液力偶合器机尾形式：自动可伸缩机尾机尾伸缩量：350mm紧链方式：液压马达紧链拉移方式：Φ30圆环链软连接。3）转载机选用SZZ～1200/525型桥式刮板转载机，其主要技术参数为：型号：