张小楼煤矿1.5Mt-a新井设计-张小楼矿微震规律与冲击矿压关系研究

目录普通部分\t"标题6,1,标题7,2,标题8,3"1矿区概述及井田地质特征 图22所示。图STYLEREF1\s2SEQ图\*ARABIC\s12张小楼煤矿块段划分示意图根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值：矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算：ZZ=m×F×γ（2-1）式中：ZZ——矿井地质资源量，Mt；m——煤层平均厚度，m；F——煤层底面面积，km2；γ——煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得REF_Ref320744155\h表21，所以地质储量为：ZZ=211.74（Mt）

表STYLEREF1\s2SEQ表\*ARABIC\s11煤层各分块储量煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt7Ⅰ20.462.566.001.3620.90140.81211.74Ⅱ19.781.336.001.3610.84Ⅲ20.843.116.001.3625.41Ⅳ25.112.376.001.3619.38Ⅴ4.104.986.001.3640.66Ⅵ7.902.906.001.3623.639Ⅰ20.462.563.001.3710.5370.93Ⅱ19.781.333.001.375.46Ⅲ20.843.113.001.3712.80Ⅳ25.112.373.001.379.76Ⅴ4.104.983.001.3720.48Ⅵ7.902.903.001.3711.90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。矿井工业储量可用下式计算：（2-2）式中：Zg——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；——控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0.7。88.93（Mt）44.47（Mt）38.11（Mt）19.06（Mt）14.82（Mt）因此将各数代入式2-2得：=205.39（Mt）矿井可采储量井田边界保护煤柱根据张小楼矿的实际情况，鉴于本井田上部边界为断层边界，按照《煤矿安全规程》的有关要求，井田边界内侧暂留25m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。（2-3）式中：P——井田边界保护煤柱损失，万t。H——井田边界煤柱宽度，25m；L——井田边界长度，15628m；m——煤层厚度，m；r——煤层容重，7煤1.36t/m3，9煤1.37t/m3；代入数据得：P=4.78Mt断层保护煤柱张小楼矿内部已查明只有一个大断层，即F16，可靠且可控制，故其两侧各留25m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：（2-4）式中：Pf——煤柱损失，t；m——煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3，7煤1.36t/m3，9煤1.37t/m3。代入数据得：采区及盘区边界保护煤柱根据张小楼煤矿的实际情况，边界两侧各留25m的保护煤柱，则采区及盘区边界保护煤柱损失量为12.45Mt井筒保护煤柱主井、副井及风井保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱为损失量为0。大巷保护煤柱大巷保护煤柱已包括在采区及盘区边界煤柱内，故大巷保护煤柱损失量为0。工业广场保护煤柱根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见REF_Ref320744350\h表22。本矿井设计生产能力为1.5万吨/年，所以取工业广场的尺寸为360m×500m的长方形。煤层的浅部平均倾角为20°，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-600m，该处表土层平均78.0m，主井、副井、风井及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。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见REF_Ref320744577\h表23。表STYLEREF1\s2SEQ表\*ARABIC\s12井型与其工业广场面积对应表井型（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STYLEREF1\s2SEQ表\*ARABIC\s13矿井的地质条件及冲积层和基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-60020°6，37845°75°75°65°根据REF_Ref320744577\h表23条件，画出如图2—3REF_Ref323057498\h错误！未找到引用源。所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由图可得出保护煤柱的尺寸为：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CAD量的两个梯形的面积分别是：1km2和1.02km2.。S7煤=1/cos21°=1.02km2S9煤=1.02/cos21°=1.04km2则：工业广场的煤柱量为：Z工=s×m×γ（2-5）式中：Z工——工业广场煤柱量，Mt；s——工业广场压煤面积，km2；m——煤层厚度，7煤6m，9煤3m；γ——煤的容重，7煤1.36t/m3，9煤1.37t/m3。则：Z7煤=1.02×6×1.36=8.32MtZ9煤=1.04×3×1.37=4.27MtZ工=8.32+4.27=12.59Mt

表STYLEREF1\s2SEQ表\*ARABIC\s14保护煤柱损失量煤柱类型损失量/Mt井田边界保护煤柱4.78断层保护煤柱4.32采区及盘区边界保护煤柱12.45井筒保护煤柱0大巷保护煤柱0工业广场保护煤柱12.59合计34.14图STYLEREF1\s2SEQ图\*ARABIC\s13工业广场保护煤柱示意图矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-6）计算：（2-6）式中：Zs——矿井设计资源/储量——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。则：矿井设计可采储量（2-7）式中：——矿井设计可采储量；——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；——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0.80。则：

矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，四六作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。矿井设计生产能力因为本井田煤炭蕴藏丰富，主采煤层赋存条件简单，除井田中央有一大段层对生产有一定影响外，井田内部其余大断层均位于井田边界，对生产影响甚微。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1.5Mt/a。井型校核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素对井型加以校核。1、矿井开采能力校核张小楼矿7煤为中厚煤层，9煤为厚煤层，煤层倾角为0～21°，浅部煤层倾角较大，为缓倾斜煤层。深部煤层倾角较小。为近水平煤层。地质构造简单，赋存较稳定，矿井瓦斯含量及涌水相对较小，因为本矿两层主采煤层为近距离煤层，适合与集中布置同时开采，投产初期，在首采区可设上下两个工作面积即可达产。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，主井提升容器为套16t带平衡锤的箕斗，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。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。3、通风安全条件的校核本矿井瓦斯含量较低且煤层不具自燃性，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单，井田面积小，矿井通风采用中央并列式通风，矿井只需建一个中央风井即可满足矿井的通风需求。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。4、储量条件校核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。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(A×K)（3-1）其中：T——矿井的服务年限，年；Zk——矿井的可采储量，137Mt；A——矿井的设计生产努力，150万吨/年；K——矿井储量备用系数，取1.4。则：T=137×100/（150×1.4）=65.24（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5、第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是立井两水平集中大巷上下山开拓，第一水平水平位于-600m，第一水平服务年限经计算为26.8年>25年，即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表STYLEREF1\s3SEQ表\*ARABIC\s11矿井设计服务年限矿井设计生产能力/Mt••a-1矿井设计服务年限/a第一水平设计服务年限/a煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°600及以上7035--300～5006030--120～2405025201545～9040201515

井田开拓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，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。井筒形式、位置、数目的确定井筒的形式井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。具体特点见表4-1。考虑到本井田的实际情况，煤层倾角变化较大，浅部煤层倾角平均20°，为缓倾斜煤层，深部煤层倾角平均5°为近水平煤层；表土层平均78.0m，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STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s11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。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，表土层不厚，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施工技术复杂，设备多，要求有高技术水平。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。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：1、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。2、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。3、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。4、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。5、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。6、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。由于本井田煤层倾角变化较大，上部煤层倾角较大，且煤层埋深比较大，为减少工广压煤量，同时又要使一水平服务年限达到标准，井筒及工业广场布置在井田中央偏上。井筒数目为了满足井下煤炭的提升设置一主井，辅助提升设置一副井。虽该矿为低瓦斯矿井，但因为两层近距离煤同采，通风条件比较复杂，需在井田工业广场内设一中央风井，以满足通风要求。因此该矿井需三个主要井筒即：主井、副井和中央风井。矿井采（盘）区划分具体采区、带区划分见图4-1。工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央偏上。工业场地的形状和面积：根据REF_Ref321658592\h表22井型与其工业广场面积对应表，确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向。根据制图规范1：5000的图按360m×500m绘制。（见REF_Ref326827258\h图23）开采水平的确定本矿井主采煤层为7，9号煤层。7，9号煤层煤层倾角变化较大，浅部煤层倾角平均20°，为缓倾斜煤层，深部煤层倾角平均5°为近水平煤层，煤层无露头，煤层埋藏最深处达-1250m，垂直高度达970m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～350m，由于本矿井瓦斯，涌水比较小，煤层浅部储量有限，煤炭大部赋存于深部。为使一水平服务年限达到标准，所以可以考虑上下山的开采方案，考虑到井田范围不大，所以本井田可采用两水平开采。第一水平位于-600m，第二水平位于-1150m。各阶段垂高分别为一水平上山垂高为320m，下山垂高为250m，二水平上山垂高为300m，下山垂高为100m。

图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s11张小楼矿采区、盘区划分示意图矿井开拓方案比较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，如REF_Ref323058522\h图42，分述如下：方案一：立井两水平集中大巷上下山开拓（直接延深)主、副井均为立井，布置于井中央偏上，集中大巷大巷布置在岩层当中，风井布置在井田上部。方案二：立井两水平集中大巷上下山开拓（暗斜井延深)主、副井均为立井，布置于井中央偏上，集中大巷大巷布置在岩层当中风井布置在井田上部。方案三：立井三水平集中大巷上下山开拓（直接延深)主、副井均为立井，布置于井中央偏上，集中大巷大巷布置在岩层当中，风井布置在井田上部。方案四：立井三水平集中大巷上下山开拓（暗斜井延深)主、副井均为立井，布置于井中央偏上，集中大巷大巷布置在岩层当中风井布置在井田上部。技术比较方案一与方案二井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区和带区布置总体一致。区别在于二水平的延深方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。两方案生产系统都较简单可靠。两方案比较，方案一需多开凿立井井筒，阶段石门和立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升和排水费用。方案二需多开凿暗斜井、暗斜井的上下部车场及阶段石门。并相应地增加了暗斜井和石门的运输、提升和排水费用。对两方案的基建费和生产费粗略估计如，粗略估计后认为第一方案更优(见REF_Ref322680781\h表42、REF_Ref322680781\h表42及REF_Ref322680868\h表46)。且第一方案的提升及排水工作环节少，工作人员上下较方便。因此选方案一方案三与方案四主要区别在于三水平的延深方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。对两方案的基建费和生产费粗略估计（见REF_Ref322680891\h表43、REF_Ref322680896\h表44及REF_Ref322680898\h表45）如，方案四的费用比方案三的费用高约3.09%，相差不到10%，可视两方案近似，，但方案四费用毕竟是高一点，考虑到第三方案的提升及排水工作环节少，即生产系统更为简便，且工作人员上下较方便。因此方案三。留下的两个方案需经过详细的经济比较后才能确定其优劣。图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s12各方案示意图表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s12方案一粗略经济分析数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段7.8152739119.136421241.0基岩段115975521121.848副井开凿表土段7.8315390246.00421358.1基岩段114975521112.0928井底车场岩巷10041874418.74418.7一水平石门岩巷52.641874220.25724220.3二水平石门岩巷299.8549801648.30041648.3小计4886.4生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.24841.890.6280.853101.5第二水平1.210777.111.1780.8512949.3排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）160876074.380.282919.0石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.24841.890.2640.35536.9第二水平1.210777.111.2250.355544.8小计25051.6合计29938.0表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s13方案二粗略经济分析数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段7.8152739119.136422410.9基岩段115975521121.848斜井段149.5782521169.8674副井开凿表土段7.8315390246.00422528.0基岩段114975521112.0928斜井段149.5782521169.8674井底车场岩巷10041874418.74418.7一水平石门岩巷82.841874346.71672346.7二水平石门岩巷107.854980592.6844592.7小计6297.0生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.2156190.6280.8510004.9暗斜井提升1.210777.111.4850.489218.3排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）160876074.380.323336.0石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.2156190.4140.352715.8第二水平1.210777.110.3410.351543.5小计26818.6合计33115.5表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s14方案三粗略经济分析数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段7.8152739119.136421260.5基岩段117975521141.3584副井开凿表土段7.8315390246.00421377.6基岩段116975521131.6032井底车场岩巷10041874418.74418.7一水平石门岩巷7441874309.8676309.9二水平石门岩巷11254980615.776615.8三水平石门岩巷378549802078.2442078.2小计6060.7生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.23904.750.5780.852302.1第二水平1.24685.70.9780.854674.3第三水平1.27028.551.1980.858588.6排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）160876074.380.282919.0石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.23904.750.370.35606.8第二水平1.24685.70.560.351102.1第三水平1.27028.551.890.355579.3小计25772.1合计31832.9

表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s15方案四粗略经济分析数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段7.8152739119.136422144.5基岩段9597552926.744斜井段140.4782521098.65808副井开凿表土段7.8315390246.00422261.7基岩段9497552916.9888斜井段140.4782521098.65808井底车场岩巷10041874418.74418.7一水平石门岩巷3741874154.9338154.9二水平石门岩巷5654980307.888307.9三水平石门岩巷4554980247.41247.4小计5535.2生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.23904.750.5780.852302.1第二水平1.211714.250.9780.8511685.7斜井提升1.27028.551.4040.485684.0排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）160876074.380.282919.0石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.23904.750.370.35606.8第二水平1.211714.250.560.352755.2第三水平1.27028.550.450.351328.4小计27281.2合计32816.3表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s16四个方案相互间粗略经济比较表方案名称方案一方案二方案三方案四合计费用（万元）2993833115.531832.932816.3百分比（万元）100%110.60%100%103.09%详细经济比较剩余两方案详细经济比较如表

表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s17方案一立井两水平集中大巷上下山开拓直接延深详细经济分析数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段7.8152739119.13641241.0基岩段115975521121.848副井开凿表土段7.8315390246.00421358.1基岩段114975521112.093井底车场岩巷10041874418.74418.7一水平石门岩巷52.641874220.2572220.3二水平石门岩巷299.8549801648.31648.3胶带大巷岩巷680295982012.6642012.7轨道大巷岩巷680295982012.6642012.7小计8911.7生产费用（万元）立井提升系数煤量（mt）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.24841.890.6280.853101.5第二水平1.210777.111.1780.8512949.3排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）160876074.380.282919.0石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.24841.890.2640.35536.9第二水平1.210777.111.2250.355544.8通风费用系数长度（m）基价（元）费用（万元）1.215800479.59909.3大巷维护系数线路（m）数量（条）基价（元）费用（万元）1.26800211481873.5小计27834.4合计36746.1

表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s18方案三立井三水平集中大巷上下山开拓直接延深详细经济分析数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段7.8152739119.13641260.5基岩段117975521141.358副井开凿表土段7.8315390246.00421377.6基岩段116975521131.603井底车场岩巷10041874418.74418.7一水平石门岩巷7441874309.8676309.9二水平石门岩巷11254980615.776615.8三水平石门岩巷378549802078.2442078.2胶带大巷岩巷830295982456.6342456.6轨道大巷岩巷830295982456.6342456.6小计10974.0生产费用（万元）立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.23904.750.5780.852302.1第二水平1.24685.70.9780.854674.3第三水平1.27028.551.1980.858588.6排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）160876074.380.282919.0石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.23904.750.370.35606.8第二水平1.24685.70.560.351102.1第三水平1.27028.551.890.355579.3通风费用系数长度（m）基价（元）费用（万元）1.216400479.59943.8大巷维护系数线路（m）数量（条）基价（元）费用（万元）1.28300211482286.8小计29002.8合计39976.8表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s19方案三、方案四经济比较表方案一方案三基建费用（万元）8911.710974.0生产费用（万元）27834.429002.8合计（万元）36746.139976.8百分比（%）100%109%在上述经济比较中需要说明以下几点：1、两方案通风方式相同及风井的位置和深度一致，风井未参与经济比较；2、井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%经行估算；3、主、副井及风井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别。由对比结果可知，方案一和方案三费用相差9%，不到10%，故可认为方案一和方案三的总费用近似相同，在技术上和经济上不相上下。但方案一的基建投资较少，开拓延深对生产影响较小，且采区和盘区划分合理，有利于集中生产，所以取第一方案。第一水平位于-600m，第二水平位于-1150m，两个水平均采用上下山开采。矿井基本巷道井筒矿井共有三个井筒，分别为主井、副井和中央风井。1、主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井1.5Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16t侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径6.5m，净断面积33.18m2，支护厚度450mm，掘进断面35.6m2；两侧钢丝绳罐道；每天提升18小时。井筒断面布置如REF_Ref322769863\h图43。2、副井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约60m，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升；兼做进风井。装备一对多绳1t矿车双层四车窄罐笼和一个1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径7.2m，净断面积40.71m2，支护厚度500mm（表土段壁厚1400mm）。井筒断面布置如REF_Ref322769882\h图44。3、中央风井中央风井位于井田工业场地之中。直径6.5m，净断面积33.17m2，基岩段毛断面积44.16m2，表土段毛断面积63.59m2。井筒混凝土支护，基岩段混凝土厚450mm，表土段混凝土厚1200mm。井筒内设有封闭式玻璃钢梯子间和洒水管、瓦斯抽采管各一趟。井筒断面布置如REF_Ref322770003\h图45。开拓巷道布置一条运输大巷，一条轨道大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距20m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，沿走向布置，坡度控制在3‰以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度120mm。运输大巷掘进宽度为4440mm，高为3820mm，设计掘进断面14.8m2；轨道大巷掘进宽度为4440mm，高为3820mm，设计掘进断面14.8m2。运输大巷和轨道大巷断面特征如REF_Ref322771317\h图46和REF_Ref322771333\h图47。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；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。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：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。（2）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。（3）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。（4）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，确定采用刀式井底车场。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。井底车场布置如图4-7。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MGC1.1-6A，外形尺寸（长×宽×高）：2000×880×1150（mm），故取调车线长度为70m。3、调车方式驶来的矸石列车由机车牵引到达B点，机车返到A点顶推列车进入副井重车线；机车摘钩，经道岔CD，通过调车线，到E，拉走空车。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7.0m，有效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为1500t；胶带输送机运输能力为1200t/h，工作面峰值生产能力为500t/h，两小时为1000t。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。水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井最大涌水量为160m3/h，正常涌水量为76m3/h，所需水仓的容量为：Q0=160×8=1280（m3）根据水仓的布置要求，水仓的容量为:(4-1)式中:——水仓容量，m3；——水仓有效断面积，8m2;——水仓长度，745.61m。则：=8×745.61=5964.88（m3）由上面计算得知：>，故设计水仓容量满足要求。

图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s13主井井筒断面图表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s110立井井筒主要技术参数井型1.5Mt/a提升容器两套16t箕斗带平衡锤井筒直径6.5m井深615m井断面积33.18m2井筒支护混凝土井壁厚450mm充填混凝土50mm基岩段毛段面积44.18m2表土段毛段面积44.18m2

图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s14副井井筒断面布置图表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s111副井井筒主要技术参数井型1.5mt/a提升容器一对1t矿车双层四车窄罐笼一个1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径7.2m井深625m井断面积40.17m2井筒支护混凝土井壁厚500mm表土段井壁厚1000~1400mm基岩段毛断面积66.47m2表土段毛断面积78.54m2

图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s15中央风井断面示意图表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s112中央风井主要技术参数井型1.5Mt/a井筒直径6.5m净断面积33.17m2基岩段毛断面积44.16m2表土段毛断面积63.59m2

图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s16输送机大巷断面图表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s113输送机大巷主要技术参数断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403770120树脂100三花80022002013.6

图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s17轨道运输大巷断面图表STYLEREF1\s4SEQ表\*ARABIC\s114轨道运输大巷主要技术参数断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403620120树脂100三花70022002013.6

图STYLEREF1\s4SEQ图\*ARABIC\s18井底车场

准备方式——采区巷道布置煤层地质特征采区位置设计首采采区位于井田东翼，即东一采区。采区煤层特征采区所采煤层为7号煤层，煤层结构简单，赋存稳定，其煤层特征：黑～黑褐色，呈油脂～半暗淡光泽，鳞片状及厚薄不等的条带状结构，条痕呈褐色，硬度f=2.3，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎，为光亮~半暗亮型煤。煤的工业牌号为44，煤层平均厚度6.0m，煤层平均倾角20°。煤的容重1.36t/m3。采区的相对瓦斯涌出量3.35m3/t，绝对瓦斯涌出量11.32m3/min，该采区属于低瓦斯采区。煤层没有爆炸性危险和自燃发火倾向。煤层顶底板岩石构造情况老顶：细粒富含菱铁质条带和黑色岩屑的长石石英砂岩或灰色砂质泥岩，平均厚度为6.28m。直接顶：深灰色泥岩少含砂质，致密、性脆，具贝壳状断口，含大量炭化程度高的植物化石，多为水草型植物或科达、芦木等，平均厚度约5.2m。直接底：直接底板多为灰～深灰色泥岩或灰色砂质泥岩，致密、性脆，节理发育，具水平层理或微波状层理，含少量植物根部化石，平均厚度约2.68m。老底：砂岩，厚度为6m～15m，平均厚度9.81m，深灰色，层理发育。水文地质采区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为7煤层上覆砂层孔隙承压水层，预计最大涌水量不超过160m3/h。地质构造采区内地质构造简单，煤层整体呈现背斜构造，煤层倾角17°～21°，平均20°。采区上部和右侧边界均有断层，。落差在40~80m，倾角为45~60°。地表情况采区内对应地面没有村落，井田内部无河流，只在井田边界有少数河流。采区巷道布置及生产系统采区准备方式的确定由于本矿井采用的是中央并列式通风，井田面积较小，通风方面可以满足要求。该采区为联合准备。通风及运输条件比较复杂，切煤层倾角比较大，不适合带区布置，因而采用采区布置，考虑到采区为联合准备。通风及运输条件比较复杂且煤质较软巷道维护比较困难，所以采取上山均布置在煤层底板的坚硬的岩层中。该采区瓦斯比较小，不需要预抽瓦斯及设专门的回风通道，因此只布置两条上山即可，即运输上山和轨道上山山，采取上山通过采区车场及石门和煤层、大巷连接。上山采用胶带输送机运煤。采区内没有断层为工作面的搬迁带来了方便。本矿井的大巷布置在岩层中，辅助运输采用矿车和材料车运输。采区准备方式存在的问题是上山角度较大，大型设备的输送较困难，在采区斜长比较小的情况下这些问题都得到了很好的解决。下面就采取准备方式和生产系统进行说明。采区巷道布置1、上山布置由于本矿井设计采用两条上山，并均布置在岩层中。轨道上山和运输上山按其运输方式的及煤层的倾向要求合理在下煤层底板岩石中掘进，上山布置在煤层底板坚硬岩层中可不留保护煤柱，外侧留设5m的停采煤柱。上山断面如REF_Ref324070363\h图51及REF_Ref324070366\h图52。2、采区煤柱由于上山布置在煤层底板坚硬岩层中可不留保护煤柱，采区边界留25m宽的保护煤柱。首采区采用的是单巷布置沿空掘巷，即上区段的运输平巷和下区段的回风平巷均采用单行掘进，下区段的回风平巷一般在相邻工作面开采完毕，采空区上方一定范围内岩层活动基本稳定后再开掘，上下区段之间不留煤柱。3、区段要素首采区为东一采区位于大巷东侧，走向长平均2371m，倾向长平均644m。采区内划分3个区段，区段平均长1920m，宽205m，工作面长195m，回采巷道均为矩形，宽5.0m，高3.5m。4、开采顺序首采区为东一采区，然后依次开采东五采区、东三采区采区、西二采区采区、东七采区、西六盘区，西八盘区、西四采区、西十采区。首采区采区内采用单巷布置沿空掘巷，且上下两层煤为近距离煤层适合联合准备，考虑到沿空掘巷必须在采空区垮落顶板岩层活动稳定后掘进，及上下两层煤同采，故各区段间采用下行开采顺序。区段内先采上层煤作为解放层再采下层煤，首采面为7101面，然后采7102工作面，在采7102面时同时准备9101面，采完9101面再采9102，第一区段采完后转入下一区段。在沿空掘巷时要掌握好掘进滞后于回采的时间间隔，以使工作面接替顺利。5、采区通风采区内各工作面采用U型通风系统，轨道上山进风经过运输平巷然后经过工作面，然后经过回风平巷，再由运输上山回风，最终由中央风井排到地面。6、采区运输采区内区段运输平巷铺设SSJ2000/M型胶带输送机和运输上山铺设大倾角DDII/1400型胶带输送机，运输平巷将煤炭运输到区段溜煤眼再经运输上山运输到采区煤仓，最后经胶带运输大巷运送至井底车场。采区内辅助运输采用矿车运输，材料车从井底车场出来，经轨道运输大巷到轨道上山再到回风平巷，最后到回采工作面。图STYLEREF1\s5SEQ图\*ARABIC\s11图STYLEREF1\s5SEQ图\*ARABIC\s1图STYLEREF1\s5SEQ图\*ARABIC\s12轨道上山巷道断面图

采区生产系统以下生产系统的说明主要以7煤首采面7101面说明的。1、运煤系统煤炭经过工作面刮板运输机—→转载机—→破碎机—→运输平巷胶带输送机—→区段运输石门—→区段溜煤眼—→运输上山胶带输送机—→采区煤仓—→胶带运输大巷—→井底车场—→地面。2、辅助运输系统工作面设备材料装上矿车或材料车由副井运至井底车场—→轨道运输大巷—→采区下部车场—→轨道上山—→采区上部车场—→区段轨道平巷—→工作面。3、通风系统采区7101工作面风流线路为：新鲜风流：副井进风—→轨道运输大巷—→采区下部车场—→采区轨道上山—→区段轨道石门—→区段运输平巷—→工作面污风：工作面—→区段回风平巷—→区段回风斜巷—→采区运输上山—→采区回风斜巷—→胶带运输大巷—→中央风井。4、排矸系统大巷和上山沿岩层掘进，矿井投产后，产生的矸石量很大，所以矸石的运输系统很重要。掘进或工作面的矸石通过回风平巷—→区段石门—→采区轨道上山—→采区车场—→轨道运输大巷—→副井井底车场—→地面矸石山。5、供电系统供电：地面变电站—→副井—→中央变电所—→运输大巷—→轨道上山—→采区变电所—→区段运输平巷—→工作面6、排水系统在工作面的运输平巷和回风平巷各敷设一趟2寸管路，在运输平巷和回风平巷低洼处各建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处装备两台11kW水泵，一台使用，一台备用。┏运输平巷巷┓水流方向：工作面—→┃┃—→采区轨道上山—→轨道运输大巷┗回风平巷巷┛—→井底水仓—→地面。采区内巷道掘进方法采区内上山均沿煤层底板稳定岩层掘进，采用凿岩机施工。回采巷道采用AM-50掘进机及其配套设备施工，采用AM-50掘进机割煤，可伸缩式双向胶带输送机运煤与物料。单巷掘进，合理通风。矿车和材料车完成材料、矸石、设备的运送、搬移工作。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：采用局部通风机为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-II型2*55kW局部通风机，通风方式为压入式。采区生产能力及采出率1、采区生产能力7煤平均厚6m，由下章知，7煤采煤方法是长壁放顶煤采煤方法。由于放顶煤年生产力比较大，因此布置一个工作面即可满足要求。以首采工作面为例计算：（1）首采工作面的生产能力计算：工作面长195m，煤层厚度6m，采煤机截深0.6m，每日进行三个循环，设计割煤高度3.0m，放煤高度3.0m按下式计算：A0=(M0×C0+M1×C1)×L×V0×γ（5-1）式中：——工作面生产能力，万t/a；M0——割煤高度，m；M1——放煤高度，m；M——煤层厚度，m；C0——工作面综采回采率，中厚煤层取95%；C1——工作面放顶煤回采率，取80%。V0——工作面一年连续推进长度，m，V0=330×6×0.6=1188m；γ——煤层容重，t／m3，7煤1.36t／m3。则：A0=（3.0×0.95+3.0×0.8）×195×1188×1.36=165.41（万t/a）（2）掘进面生产能力，按下式计算：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5.00m；H——采高，取回采巷道掘进高3.5m；V1——掘进面一年推进长度，V1=330×15=4950（m/a）；γ——煤层容重，t/m3；C1——掘进面回采率，取c＝0.93。则：A1=5×3×4950×1.36×0.93=9.39（万t/a）（3）采区生产能力A采=A0+A1=165.41+9.39=174.8万t/a矿井设计井型为1.5Mt/a，采区年生产能力1.75Mt/a，能满足矿井的产量要求。2、采区采出率采区内保护煤柱损失主要集中在采取边界煤柱，上山布置在岩层中，不需要保护煤柱，各区段间因为采用单巷掘进，沿空掘巷，也不需保护煤柱。边界煤柱为永久损失煤柱，无法回收。因此采区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。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=采区实际采出煤量/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%；工作面顶煤煤皮损失；采区内区段煤柱不可回收部分损失；采区内断层煤柱损失等。采区内工业储量为：18.73Mt采区内实际采出煤量为：15.92Mt则：采区采出率=15.92/18.73×100%=85.0%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）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。设计首采区采出率为85.0%，符合《煤炭工业设计规范》规定。采区车场选型设计确定采区车场形式1、采区上部车场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大巷之间的一组联络巷道和硐室。采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为采区准备方式为近距离煤层群共用上下山联合准备方式，要为两层煤服务，为便于布置及维护，宜选用甩车场，如图5-3所示。2、采区中部车场联系上山和中部区段平巷的一组巷道称为采区中部车场。采区中部车场基本形式有：石门式、绕道式和平巷式车场三类。考虑到采区准备方式为近距离煤层群共用上下山联合准备方式，为便于采区上山中部与区段回风平巷的连接及运煤方便，因而采用石门式中部车场，如REF_Ref326346929\h图54所示。3、采区下部车场采区下部车场是采区上山与阶段运输大巷相联结的一组巷道和硐室的总称。考虑到煤层倾角比较大及煤、矸石和材料的运输方式，设计下部车场如REF_Ref326346904\h图55所示采区主要硐室布置1、采区煤仓根据《采矿工程设计手册》第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机0.5h的运量。本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为：Q=Q0+L×M×B×γ×C0（5-4）式中：Q——煤仓容量，t；Q0——防空仓漏风留煤量，取10t；L——割煤机半小时运行距离，25m；M——首采区煤层厚度，6m；B——进刀深度，0.8m；γ——煤的容重，1.36t/m3；C0——工作面的采出率，取0.8。则采区煤仓容量：Q=10+25×6×0.8×1.36×0.8=140.56t故煤仓的断面半径R：R=（140.56/1.36/20/3.14）1/2=1.28m所以采区煤仓断面直径取4m，煤仓高度20m，煤仓容量为342t，能够满足要求。2、绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.0～2.5m，本矿取2.5m；二是通风巷道，宽度一般为1.2～2.5m，本矿取2.0m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为3～4.5m。本矿取4m。3、采区变电所采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，变电所尺寸一般是根据变电所内设备布置、设备外形尺寸、设备维修和行人安全空隙来确定的。故硐室宽度取3.6m；长度取20m；硐室高度取3.5m，通道高度取2.5m。硐室断面形状为半圆拱，采用不可燃材料支护和混凝土砌筑支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。图STYLEREF1\s5SEQ图\*ARABIC\s13采区上部车场

图STYLEREF1\s5SEQ图\*ARABIC\s14采区中部车场图STYLEREF1\s5SEQ图\*ARABIC\s15采区下部车场

采煤方法采煤工艺方式采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为7煤和9煤，7煤平均厚6米，9煤平均厚度3米，两层煤间距平均10米，为近距离煤层，两层煤联合准备。煤层倾角0°～25°，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度中等，煤的容重为7煤1.36t／m3，9煤1.37t／m7煤老顶为细粒富含菱铁质条带和黑色岩屑的长石石英砂岩或灰色砂质泥岩，平均厚度为6.28m；直接顶为深灰色泥岩少含砂质，致密、性脆，具贝壳状断口，含大量炭化程度高的植物化石，多为水草型植物或科达、芦木等，平均厚度约5.2ｍ；直接底为直接底板多为灰～深灰色泥岩或灰色砂质泥岩，致密、性脆，节理发育，具水平层理或微波状层理，含少量植物根部化石，平均厚度约2.68m；老底为砂岩，厚度为6m～15m，平均厚度9.81m，深灰色，层理发育。采区相对瓦斯涌出量为3.35m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.32m3/min，煤层没有自燃发火倾向正常涌水量为76m3/h，最大涌水量为160m3确定采煤工艺方式1、7煤采煤工艺方式的确定：根据7煤的煤层特征及地质条件，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s11采煤工艺比较采煤工艺优点缺点分层综采工艺工艺技术成熟，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2.0m～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。巷道掘进较多，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。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。煤损多，工作面回收率低；煤尘大，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。一次采全高工艺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；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，加了生产时间；材料消耗少。煤炭损失大，对于煤层厚度比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3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或一次采全高的回采工艺较合理。结合矿井实际条件，煤层倾角较大，采用一次采全高工艺工作面支架很容易失去平衡而失稳，本煤层平均厚6m，适合采用放顶煤回采工艺，后退式自然跨落法采煤。2、9煤采煤工艺方式的确定根据9煤的煤层特征及地质条件，可选用走向长壁采煤工艺。回采工作面参数以下以7煤回采工作面（7101面）作说明：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，区段平均长1520m，宽205m，工作面长195m，煤厚6m，回采巷道均为矩形，宽5.0m，高3.5m，采用放顶煤工艺开采。综放工作面设备选型及配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见REF_Ref324287118\h表62。表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s12工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（°）2006简单、无夹矸放顶煤液压支架20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。三机标准型号见REF_Ref324252485\h表63。表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s13工作面三机配套设备名称序号项目设备型号1采煤机MG300-W2刮板输送机SGZ-764/400(前)SGZ-730/320(后)3液压支架ZFS4000/15/32LMG300-W型采煤机主要技术特征见REF_Ref324281177\h表64；SGZ-764/400型刮板输送机主要技术特征见REF_Ref324320944\h表65；SGZ-730/320型刮板输送机主要技术特征见REF_Ref325725028\h表66；SZZ-764/160型转载机主要技术特征见REF_Ref324325700\h表67；PCM110III型破碎机主要技术特征见REF_Ref324326742\h表68SSJ1200/M型带式输送机主要技术特征见REF_Ref325725540\h表69ZFS4000/15/32L型放顶煤液压支架技术特征见REF_Ref324339867\h表610表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s14MG300-W型采煤机性能参数采高（m）2.1～3.6机面高度(mm)1600适应煤质硬度f=1～3卧底量(mm)316煤层倾角≤35°电动机型号YSKBC-300/300滚筒直径(m)1.6、1.8、2.0功率(KN)300截深(m)0.6台数1牵引方式无链电压(V)1140牵引力（KN）404冷却方式水冷牵引速度（m/min）0～6喷雾灭尘方式内外喷雾链条规格销轮齿轨控顶距(mm)2445主油泵形式2B125轴向柱塞变量泵最大不可拆卸零件尺寸（长×宽×高）（mm）/质量(t)3260×1275×1039/8.572油马达形式BM-ES630摆线马达调高泵形式IJB19柱塞泵总重(t)40辅助泵形式YBC-45/160齿轮泵设计单位上海煤研院滚筒中心距（mm）8389制造商鸡西煤机厂表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s15SGZ-764/400型刮板输送机性能参数结构特点无液力耦合器介质设计长度（m）200减速器速比1:27.635出厂长度(m)150布置方式平行布置运输能力(t/h)900中部槽规格（长×宽×高mm）1500×764×222链速(m/s)1.1圆环链规格（d×tmm）26×92-C电动机型号YBKYSS100/200-814刮板链形式准边双链功率(KW)2×100/200刮板间距（mm）920转速(r/min)735/1480与采煤机配套牵引方式有链或无链电压(V)1140总重液力耦合器型号-制造厂家张家口煤机厂表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s16SGZ-730/320型刮板输送机性能参数结构特点无液力耦合器介质设计长度（m）200减速器速比1:39.73出厂长度(m)150布置方式平行布置运输能力(t/h)700中部槽规格（长×宽×高mm）1500×730×222链速(m/s)0.93圆环链规格（d×tmm）30×108-C适应倾角圆环链破断载荷(KN)>1107.6电动机型号YBS-160刮板链形式中双链功率(KW)2×160刮板间距（mm）1080转速(r/min)与采煤机配套牵引方式有链或无链电压(V)1140总重（t）170.8液力耦合器型号TV-562制造厂家西北一厂表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s17SZZ-764/160型刮板转载机性能参数结构特点无爬坡性能爬坡角度（°）12出厂长度（m）37.8爬坡长度（m）5.5运输能力(t/h)1100爬坡高度（m）1.93链速(m/s)1.28中部槽规格（长×宽×高mm）1500×764×222减速器速比1:23.48圆环链规格（d×tmm）26×92-C与带式输送机有效重叠长度12.4圆环链破断载荷(KN)>833电动机型号KBY-160刮板链形式双中链功率(KW)160刮板间距（mm）920转速(r/min)1475总重（t）32.6电压(V)1140设计单位张家口煤机厂耦合器形式YL-560制造厂家张家口煤机厂表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s18PCM110III型破碎机性能参数结构特点颚式进料口宽度（mm）700过煤能力(t/h)1100进料口高度（mm）700碎煤能力(t/h)10000出粒粒度（mm）300电动机型号KBY-550/1100配套转载机型号SZZ-764/160功率(KW)110外形尺寸（长×宽×高mm）6000×2025×1822电压(V)660/1140总重（t）14.8设计单位张家口煤机厂制造厂家张家口煤机厂表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s19SSI1200/M型伸缩带式输送机性能参数输送量(t/h)1200机尾搭接处轨距（mm）1712输送长度（m）1400机头外形尺寸（宽×高mm）2655×1950带速(m/s)2.5机尾外形尺寸（宽×高mm）2012×840传动滚筒直径（mm）800电动机型号YSB-160托辊直径（mm）108功率(KW)3×160输送带类型尼龙整芯阻燃带电压(V)660/1140宽度（mm）1200质量（t）168.36储带长度（m）100设计单位西北煤机二厂机尾搭接长度（m）12制造厂家西北煤机二厂采煤机的工作方式工作面进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：（1）采煤机割煤至端头后，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；（2）采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到一个截深后停机；（3）将支架拉过并顺序移刮板输送机至端头后调换前后滚筒位置向端头割煤；（4）割完三角煤后，再次调换前后滚筒位置，向直线端割煤，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40m左右，进刀方式如REF_Ref324282836\h图61所示图STYLEREF1\s6SEQ图\*ARABIC\s11采煤机割三角煤斜切进刀示意图采煤工作面支护方式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、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用成套设备中的ZFS4000/15/32L型液压支架和BY540-13.5/33.5型端头支架。工作面上下端头分别布置端头支架3架，中间液压支架134架，共计140架。，ZFS4000/15/32L型支架技术特征见REF_Ref324339867\h表610。

表STYLEREF1\s6SEQ表\*ARABIC\s110ZFS4000/15/32L型放顶煤液压支架性能参数支架形式支撑掩护式双输送机普放两用支架立柱形式单伸缩机械加长放煤形式插板式缸径/柱径（mm）200/172高度（m）1.55～3.2工作阻力/初撑力（KN）1016/924宽度（m）1.43～1.6推移千斤顶形式固定活塞中心距（m）1.5缸径/柱径（mm140/800初撑力(KN)3694推力/拉力（KN）453/286工作阻力(KN)4064移后输送机千斤顶缸径/柱径（mm）125/700支护强度(MPa)0.7对底板比压(MPa)1.43推力/拉力（KN）361/248适应煤层倾角（°）<25供液泵压(MPa)29.4设计单位沈阳煤研所运输尺寸（长×宽×高m）5×1.43×1.55生产厂家平阳机械厂重量（t）1.592、支架高度的确定最大高度：（6-1）式中：——支架最大支护高度，m；——煤层最大采高，m；——伪顶或浮煤冒落厚度，m。得：=2.8+0.2=3.0m<3.2m最小高度：（6-2）式中：——支架最小支护高度，m；hmin——煤层最小采高，m；——顶板最大下沉量，取200mm；a——支架移架所需最小下降量，取50mm。b——浮煤厚度，取50mm。得：通过计算支架高度符合要求。3、支架支护强度的校核（1）校核方式之一：《采矿工程专业毕业设计手册——三机配套图册》中P55的支护强度计算公式为：(63)式中：p——支护强度，kPa；k——安全系数，一般为1.2~1.5；γ——上覆岩层的体积力，kN/m3；M——设计采高，m；工作阻力计算公式：(64)式中：F——支架工作阻力，kN；p——支护强度，kPa；η——放顶煤支架造型系数，一般为1.5~2；M——设计采高，m；s——液压支架中心距，一般为1.5m。则所需要工作阻力为：F=9.768×1.5×23×2.8^0.21×2.0×2.8×1.5=3514kN显然有，支架工作阻力4064>F。故所选支架满足要求。（2）校核方式二，用顶板压力估算法进行支架支护强度的校核。估算法认为支架的合理工作阻力F应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度P按工作面最大采高的4