城郊煤矿3.0 Mt-a新井设计-煤矿瓦斯治理研究现状

中国矿业大学2012届本科毕业设计 第页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置与交通城郊井田位于河南省永城市境内，覆盖城关乡、城厢乡的全部及侯岭、双桥、十八里、将口乡的一部分。南北长约8km，东西宽约11km，勘探面积约90km2。矿井北临陈四楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经116º17′30″～116º25′21″，北纬33º53′52″～34º00′35″。井田范围北起F6断层；南至F20断层；西起F2断层；东至煤层隐伏露头。井田内地势平坦、交通方便。永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km，夏邑东站62km；东北至京沪铁路徐州车站约100km，东南至宿州车站约75km，距京九铁路的亳州车站55km，且均有柏油公路相通。乡村之间公路相通（见图1）。图1-1城郊矿交通位置图1.1.2地形地貌城郊井田位于淮河冲积平原的东部，地势平坦，海拔标高在+31～+34m之间，相对高差2～3m，微向东南倾斜。区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为93m左右。工业广场标高+35m1.1.3主要河流城郊井田内地表水系不发育，仅有淮河支流的沱河从本区北—中部自西向东流过，沱河源于商丘北侧响河，雨季流量剧增，旱季干涸无水，属季节性河流。实测最高洪水位标高+34.79m，（1963年8月9日），年平均水位标高+30.39m，最大流量384m3/s（1963年8本区地处中纬34º附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差大，四季分明。年平均气温14.3℃，日最高气温41.5℃，日最低气温为-23.4℃。年平均降水量962.9mm，年最大降水量1518.6mm，年最小降水量556.2mm。大气降水量多集中在7～8月份，可占全年降水量的50%1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造本区处于华北板块南部，嵩杞构造区东缘永夏断隆带。中新代时期由于太平洋板块向欧亚板块俯冲，形成了郯庐断裂系，本井田近临该断裂系，区域构造格架严格受其控制。和华北地台区一样，经过多次构造运动，于燕山期形成了现在的构造格局。区内以北北东－北东向构造为主体，东西向（近东西向）构造次之，局部地段亦发育有北西向构造，伴随有岩浆岩活动。永城煤田煤系地层的展布形态，受上述两组构造的严格控制。城郊井田位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造，且多集中在表现明显的背、向斜两侧。井田内褶皱构造除柏窑背斜与蒋阁向斜比较紧密外，其余均属褶幅不大的隆起和凹陷。1.2.2煤层特征本井田含煤地层自下而上为上石炭统太原组，下二叠统山系组、下石盒子组，上二叠统上石盒子组，含煤情况差别较大。太原组含煤1～10层，称一煤组，单层煤层厚度0.18～0.75米，平均厚度0.4米，井田内钻孔未见可采点，煤层总厚度2.17米，含煤系数1.5%。上石盒子组四煤组、五煤组含煤总层数分别为3层、4层，平均总厚度分别为1.13米、1.19米，含煤系数分别为0.8%、0.5%，可采层数为零，钻孔揭露一般为煤线或碳质泥岩。下石盒子组，称为三煤组，含煤7层，其中3层煤为较稳定可采层，一层为局部可采，山西组含煤3层，称为二煤组，其中一层稳定可采。山西组和下石盒子组为井田主要含煤地层，平均厚度172.17米，含煤性好，平均煤层总厚度10.21米，含煤系数5.93%。本井田共含煤15～23层，其中可采煤层5层，（参见煤层情况一览表），分别为山西组的二2煤层下石盒子组的三1、三22、三4、三5，下面对主要可采煤层特详述如下（参见可采煤层特征一览表）：表1-1煤系地层含煤情况表：·煤组名称含煤段平均厚度（米）含煤情况系统组总层数平均厚度（米）含煤系数可采层数可采煤层编号二叠系上二叠统上石盒子组五煤组245.1541.190.5%0无四煤组130.8931.130.8%0无下二叠统下石盒子组三煤组69.6376.279.0%3三4三22三1山系组二煤组102.5433.943.8%1二2石炭系上石炭统太原组一煤组145.82102.171.5%0无1.2.3煤质井田内个可采煤层均以高变质年轻的无烟煤为主，次为天然焦及少量的贫煤。煤的物理性质、煤岩特征和煤类基本相符。二2煤层上部多呈块状，层状构造，脆度较小；中下部常为碎屑状及块状，脆度较大，易碎，煤质较上部差；可见贝壳状断口，视电阻率在30-130Ω.M之间；视比重为1.47。煤层属低灰分，特低硫，特低磷，高发热量，易选的优质无烟煤。三2煤层多为粉末状，层状构造，块状较小；常见参差状及贝壳状断口；视电阻率在15-65Ω.M之间；视比重略高于二2煤层煤层以富灰分为主，特低硫，特低磷，中等发热量，中等~难选的无烟煤。各可采煤层中贫煤数量较少，除它的发热量量稍高于无烟煤外，其它煤质特征与无烟煤相似。二2煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用燃料等。三2煤组各层煤可用于发电，水泥工业及民用。各主采煤层的煤质特征见下表:表1-2各煤层不同煤类Cr、Hr含量变化表元素煤类二2三1三22三4Cr（%）A92.7692.0192.2392.04T91.2391.1991.0791.13CaK92.8292.2291.5Hr（%）A3.783.923.933.90T4.04CaK3.501.383.85表1-3各煤层不同煤类灰分情况一览表煤层煤类各灰分产率级别所占百分比煤层>10%>25%二2A2.8166.2928.092.8114.41低灰T75.0025.0014.35低灰CaK60.0020.0020.0016.68低～中灰三1A1.3929.1769.4427.55富灰T33.3366.6728.19富灰三22A6.0278.3115.6620.10中灰T75.0025.0020.70中灰CaK18.1881.8229.46富灰三4A11.7670.5917.6520.45中灰T10020.25中灰CaK57.1442.8628.14中富灰表1-4各煤类平均发热量一览表煤层二2三1三22三4煤类ATCaKATATCaKATCaKQfDT卡/克70437146654958185878656365685286650267565517QrDT卡/克834284018153822782388323834874468313841175371.2.4水文地质特征井田基本为四周受断层切割，造成相对的隔水边界，形成一个与外部水利联系微弱，补给不足的水文地质单元。地表水体沱河是井田内最大的人工河流。该河枯水季节关闸后抬高了上游水位，用于农灌，下游长期少水，只是在洪水季节开闸放水，排洪泄涝。平水年流量一般为1～2米3/秒，雨季最大流量384米3/秒，最高洪水位标高为34.79米，最低水位标高为30.07米新生界松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。综上所述，本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采煤层远离地表水体，无流水影响，间接充水岩层“灰岩”虽然单位涌水量较大，局部在断层处有与煤层对接的可能性，如留好煤柱，远离断层，一般是不会突水的，本矿井水文地质，工程地质条件属中等类型。矿井K5砂岩段（II1下）涌水量为497米3/时，三煤段（II2）涌水量为309米3/时，二煤段（II3）涌水量为376米3/时，太原组上段突水量为735米3/，正常巷道系统涌水量为1182米3/时，最大巷道系统涌水量为1917米3/时1.2.5其它开采地质条件（1）煤层顶底板三2煤层直接顶板，底板主要为薄层状泥岩，砂质泥岩，局部为粉砂岩，抗压强度一般小于600kg/cm2（局部大于600kg/cm2），稳定性差，管理有一定困难。二2煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。（2）瓦斯、煤尘等井田中各煤层沼气含量一般小于5cm3/g，属低沼气矿井。各煤层均无煤尘爆炸危险。各煤层均属不自燃发火煤层。（3）地温井田内地温仅随深度的增加而增加。井田的平均地温梯度为2.67℃/100m从二2煤、三2煤层地温等值线图上看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，煤层-500m以浅的地温一般低于30℃，-600m以深的地温除井田东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。2井田境界与储量2.1井田境界矿井井田范围井田范围北起F6断层；南至F20断层；西起F2断层；东至煤层隐伏露头。储量计算范围东部以煤层露头风氧化带下限及F1断层为界，南部及西部以F20、F7、F2断层为界，北部及东北部，以06勘探线、F9、F6断层以及0222与1001孔的连线为界。煤层最小倾角，最大倾角，平均倾角。井田面积90平方公里2.2矿井工业储量计算2.2.1储量计算依据1.根据城郊煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2.依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m；3.依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4.储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5.井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。6.煤层容重：二煤优质无烟煤，其容重均为1.40t/m3。7.主采煤层为二煤，其厚度分别为4.5m。2.2.2地质资源储量矿井地质资源量可由以下等式计算：（2-1）式中：——矿井地质资源量，Mt；——煤层平均厚度，m；——煤层底面面积，m3；——煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得所以地质储量为：zz2.2.3工业资源储量在探明的和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%为边际经济的基础储量，则矿井工业资源储量可以由下式计算：（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；——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。211.68（Mt）105.84（Mt）90.72（Mt）45.36(Mt）35.28（Mt）因此将各数代入式2-2得：488.88（Mt）2.2.4矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：（2-3）式中 ——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。按矿井工业储量的3%算。则：=488.88-488.88×3%=474.21（Mt）矿井设计可采储量=(-)C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，按矿井设计资源/储量的2%算； 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0.85。=(-)C=(474.21-474.212%)×0.85=395.02（Mt）2.2.5矿井永久保护煤柱损失量1）工业广场保护煤柱1.工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；2.各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。3.维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m；4.根据经验井田边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差大于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的几条大断层的落差均大于50m，因此在两侧各留40m的保护煤柱。5.工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-1。表2-1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。煤层的平均倾角为6.2°，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下部，其中心处埋藏深度为-500m，该处表土层厚度为220m，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2-2表2-2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/mφδγβ5006.24.59441707065.8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：工业广场保护煤柱面积为105.5万平方米2)边界及断层保护煤柱根据经验井田边界保护煤柱留50m，断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m，落差小于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的几条大断层的落差均大于50m，因此在两侧各留40m的保护煤柱。边界及断层保护煤柱按下式计算P=L×b×M×γ（2-4）式中：P——边界煤柱损失量；L——井田边界长度； b——保护煤柱宽度；M——煤层厚度；γ——煤的容重。工业广场保护煤柱：1055000×4.5×1.4=8.54Mt井田边界保护煤柱：39695×50×4.5×1.4×0.000001=12.47Mt断层保护煤柱：（2610+4270+4901+4275+4006+3879+5029+3930×2×30×4.5×1.4=13.2MtP=34.2Mt图2-1工业广场保护煤柱3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，矿井设计生产能力宜按工作日330天计算，每天净提升时间宜为16小时。参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，本矿井作业采取“四六”工作制，每日三班生产、出煤，一班检修，每日提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力及服务年限确定依据《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矿设计生产能力本矿井井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，煤层属中厚煤层，厚度变化不大，煤层倾角小，平均倾角6.2°，为近水平煤层，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，媒质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。初步确定本矿井的设计生产能力为3.0Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Zk/(A×K)(3-1)式中:T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，万t；A——设计生产能力,万t；k——矿井储量备用系数，取1.4；则，矿井服务年限为：T=Zk/(A×K)=395.02/(3×1.4)=94a>60a符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4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）矿井生产能力校核井田内二煤厚4.5m为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大，都为近水平煤层，开采条件简单。布置一个高产高效工作面，即可达产。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井设计为特大型矿井，开拓方式立井两水平暗立井延伸开拓，主井提升容器采用两对16t箕斗，副井提升容器为一套5t双层单车罐笼带平衡锤，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机通过主要运输石门运到井底煤仓，再经主井箕斗提升至地面，运输能力能满足设计井型的需求。副井采用加宽容器提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。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煤尘不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但矿井范围较大，所以前期采用中央并列式通风后期采用两翼对角式通风。（4）储量条件校核本矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求，见表3-1。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（万t/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限（a）煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°600及以上8040——300～5007035——120～2406030252045～90502520159～30各省自定

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媒体，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。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。本矿井煤层倾角小，平均6.2°，为近水平煤层；表土层较厚平均达到220米；水文地质情况比较简单，涌水量小，煤层最小埋深-350米，最大埋深-1100米，高差大，因此不宜采用斜井开拓，宜采有立井开拓。2.井筒位置的确定1）井筒位置的确定原则：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，石门工程量少；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；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；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威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）井筒位置的确定 由于受到F3断层的影响，为了有利于第一水平的开采，并兼顾其它水平，因此将井筒位置定在井田走向的中央，倾斜方向在靠近F3断层的位置，这样布置还可以利用F3断层的部分保护煤柱减少工业广场压煤量。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田走向中部，倾斜方向上靠近F3断层的位置。工业场地的形状和面积：根据表2-1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为30公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为600m,宽为500m。4.1.3开采水平的确定 本矿井煤层埋藏最浅部为-350m，煤层埋藏最深部为-1000m，垂直高度达654.1.4运输大巷和井底车场的布置1）运输大巷的布置由于本井田煤层埋藏比较深，煤层厚度4.5m，且煤层顶底板条件良好，故将大巷沿底板布置在岩层中。其优点是巷道便于维护。2）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。4.1.5矿井开拓延伸方案及阶段划分1）矿井开拓延伸方案本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案：立井延伸；暗斜井延伸。采用立井延伸时，可以充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费用底，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受奥陶系含水层的限制，致使井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度较大，矿井将短期停产，延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升高度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。采用暗斜井延伸时，原有井筒的位置、水平的划分，上山或上下山开采的确定都不受奥陶系承压含水层的影响。系统比较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰较小。其缺点是增加了提升运输环节和设备，通风系统较复杂。2）阶段划分本矿井设计采用两水平开采，共划分两个水平，第一水平标高-550m，第二水平标高-800m。4.1.6方案比较1）方案说明根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列四种。如图4—1所示。方案1：立井两水平暗立井延伸，第一水平-550m,第二水平-800m；方案2：立井两水平暗斜井延伸，第一水平-550m,第二水平-800m；方案3：立井三水平暗立井延伸，第一水平-550m,第二水平-750m,第三水平-900m；方案4：立井三水平暗斜井延伸，第一水平-550m,第二水平-750m,第三水平-900m。图4-1开拓方案图粗略比较；对方案一和方案二进行粗略经济比较见表4-1，方案三和方案四进行粗略经济比较见表4-2。表4-1方案一和方案二粗略经济对比表方案1方案2基建费/万元立井开凿2×250×3000×10-4＝150.0主暗斜井开凿1440×1050×10-4=151.2石门开凿1290×800×10-4=103.2副暗斜井开凿1440×1150×10-4=165.6井底车场掘进1300×900×10-4=117.0井底车场掘进(400+650)×900×10-4=94.小计370.2410.8生产费/万元立井提升1.2×18774×0.785×0.85=15032.3暗斜井提升1.2×18774×0.785×0.65=11495.3石门运输1.2×18774×0.615×0.381=5278.8石门运输1.2×18774×0.615×0.156=2161.4立井排水220×24×365×45.72×0.1525×10-4=1343.7排水(斜立井)220×24×365×45.72×(0.063+0.127)×10-4=1674.1小计21654.815330.8总计2202515741.6百分率139%100%表4-2方案三和方案四粗略经济对比表方案3方案4基建费/万元立井开凿2×150×3000×10-4＝90.0主暗斜井开凿1152×1050×10-4=121.0石门开凿1143×800×10-4=91.44副暗斜井开凿1152×1150×10-4=132.5井底车场掘进1300×900×10-4=117.0井底车场掘进(400+650)×900×10-4=94.5小计298.4348.0生产费/万元立井提升1.2×6051.09×0.935×0.85=5770.9暗斜井提升1.2×6051.09×1.152×0.48=4015.2石门运输1.2×6051.09×1.143×0.381=3162.2立井提升1.2×6015.09×0.785×0.92=5244.1立井排水220×24×365×20×0.1525×10-4=587.8排水(斜立井)220×24×365×19.61×(0.053+0.14)×10-4=729.4小计9520.99988.7总计9819.310336.7百分率100%105.3%根据上述比较我们可以看出两水平开拓暗斜井比暗立井投入资金要少，三水平开拓暗立井要比暗斜井省。所以对两水平暗斜井延伸方案与三水平暗立井延伸方案进行经济比较，确定合理方案方案2为立井两水平暗斜井延伸；方案3为立井三水平暗立井延伸。两种方案技术上均可行，水平服务年限也符合要求，两者相比虽然方案3总投资比方案1高一些，但是其初期投资稍少，生产经营费也可能略低一些，故对两方案进行经济比较。经济比较：对两方案建井工程量以及生产经营工程量进行统计建井工程量见表4-3，生产经营工程量见表4-4由建井工程量和生产经营工程量计算两方案的基建费用与生产经营费两方案基建费用比较见表4-5，生产经营费比较见表4-6表4-3建井工程量项目方案2方案3初期立井井筒/m250+20350+20副井井筒/m250+5350+5井底车场/m13001300主石门/m0357运输大巷/m17701770后期立井井筒/m0350暗斜井井筒/m14400副井井筒/m170350井底车场/m13002×1300主石门/m01143运输大巷/m803016780表4-4生产经营工程量项目方案2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一水平1.2×18774×3.18=71641.6一水平1.2×14210×3.57=6087.6二水平1.2×18774×4.2=94621二水平1.2×6051.09×4.2=30497.5三水平1.2×6051.09×4.1=29771.4提升一水平1.2×18774×0.585=13179.3一水平1.2×14210×0.585=9975.4二水平1.2×18774×0.785=17685.1二水平1.2×6051.09×0.83=6026.9三水平1.2×6051.09×0.935=6789.3排水/万·m3一水平220×24×365×45.72×10^(-4)=8811.2一水平220×24×365×38.85×10^(-4)=7487.2二水平220×24×365×45.72×10^(-4)=8811.2二水平220×24×365×14.74×10^(-4)=2840.7三水平220×24×365×14.74×10^(-4)=2840.7表4-5基建费用表方案2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/万元初期主井井筒2703000813703000111副井井筒255300076.53553000106.5井底车场13009001171300900117主石门035780028.56运输大巷1770800141.61770800141.6小计416.1504.66后期立井井筒03503000105暗斜井井筒1440900129.6副井井筒1440900129.63503000105井底车场1300900117900234主石门08000114380091.4运输大巷8030800642.4167808001342.4小计1000.61877.8共计1416.72382.46表4-6生产经营费项目方案2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/万元大巷及石门一水平71641.60.39228083.561503.70.38523437.1二水平946210.38136050.630497.50.39211955三水平29771.40.38111342.9小计64134.143735立井一水平13179.31.3217396.710078.31.3513466.8二水平17685.10.8515032.36026.916026.9三水平6789.30.855770.9小计3242925264.6排水费一水平8811.20.0839739.37487.20.0732548.1二水平8811.20.15251343.72840.70.1129320.7三水平2840.70.1525433.2小计20831302合计66217.173301.6表4-7费用汇总表项目方案1方案3费用/万元百分率/％费用/万元百分率/％初期建井费416.1100%504.66121%基建工程费1416.7100%2382.46168%生产经营费66217.1100%73301.6110%总费用68049.9100%7618.22112%在上述经济比较中需说明：综上所述，方案二较方案三在经济比较的成本低，因此选择方案二为最终方案。即本设计选用立井两水平暗斜井延伸开拓方案。采用两水平开采，第一水平标高-550m，第一水平主要采用带区开采，采用俯斜和仰斜开采，增加第一水平的服务年限，在第二水平标高-800m。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒根据矿井开拓布置，提升和通风等的要求，前期在工业广场内开掘主副及中央风井，后期开采西翼带区及第二水平时，再分别布置风井。一般来说，立井井筒的断面有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用低以及便于施工等优点，因此主副井筒及风井均采用圆形断面。1）主井担负原煤提升任务，并兼作辅助进风井。主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.5m，净断面面积44.18m2。井筒内装备两对16吨的箕斗，采用多绳摩擦提升机井壁采用混凝土砌碹支护。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通信电缆、人行台阶等设施，主井井筒断面和井筒特征如图4-12）副井担负全矿人员、材料设备和矸石的提升任务，为矿井的主要进风井。井筒直径为8.0m，装备两套提升设备，即一套5t双层单车罐笼带平衡锤，一套一大罐笼5t双层单车及一个小罐笼。井筒内装备矩形组合钢罐道梁，并设有玻璃钢梯子间、排水管路、通风信号及动力电缆，如图4-2。3）风井风井井筒采用立井形式，圆形断面，中央风井净直径为5m。采用混凝土支护方式，基岩段毛断面积27.34m2,表土段毛断面积27.52m2。备有安全出口，如图4-3。4）风速验算所选定的副井作为进风井，风井作为回风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章《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求。图4-1主井井筒断面表4-8主井井筒特征表井型3.0Mt/a提升容器两套16t箕斗带平衡锤井筒直径7.5m井深570m井断面积44.18m2井筒支护混凝土井壁厚45充填混凝土50基岩段毛段面积58.09m2表土段毛段面积67.93m2图4-2副井井筒断面表4-9副井井筒特征表井型3.0Mt/a提升容器一套5t双层单车罐笼带平衡锤井筒直径8.0m井深555m井断面积50.26m2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66.47m表土段毛断面积76.97m2

图4-3风井井筒断面表4-10风井断面参数井型3.0Mt井筒直径5井深550-800m净断面积19.63基岩段毛断面积27.34表土段毛段面积27.524.2.21）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只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、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据本矿井的地质条件，确定采用胶带运输系统运煤，用无轨胶轮车承担辅助运输。由于辅助运输需要解决胶轮车下井组装以及部分材料和矸石井下换装问题，井底车场设有轨道和组装换装系统。井底车场内设2台蓄电池机车（轨道），车场内的材料设备、集装箱平板车由蓄电池机车牵引，重车顶入换装站，空车返回井底车场存车线。大巷来的材料胶轮平板车直接倒入换转站一端等待换装。两翼大巷驶入井底车场的胶轮车在存车场存放。本车场具有运输畅通，调车方便，通过能力大，以及工程量省和布置合理等优点。2）井底车场硐室a.主井系统硐室立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。为了保证矿井正常生产，充分发挥胶带运输机和箕斗提升的潜力，井底设置两个直径10m，高25m的圆筒煤仓，总容量约4000t。两个煤仓底下设给煤硐室装载胶带机巷和装载硐室定量仓。这种装载系统灵活可靠，能够确保大型矿井稳定高产的需要。b.副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓布置在井底车场最低处。c.其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。图4-4图4-4井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-井底清理硐室；12-煤仓4.2.3主要开拓巷道(1)运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求。不设专用人行道。B1=b+d1+d2+d3+c（4-2）式中：B1——运输大巷宽度，mm；b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500mm采区巷道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120mm；d2——架线电机车的宽度，d2＝106d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——矿车与巷壁距离，取810mm。B1＝500+1520+1060+310+810＝4200mm运输大巷的断面和特征表如图4-6，回风石门选用的断面与运输大巷相同。(2)辅助运输大巷此巷为一条双轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c（4-3）式中：B2——轨道大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1200mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580mm，采区巷道一般取300~500mm；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——架线电机车的间距，300m。B2=1200+580+1060+1060+300＝4200(mm)轨道大巷的断面和特征表如图4-6，回风石门选用的断面与运输大巷相同。具体情况如图4-8。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》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4-6运输大巷断面图4-7轨道大巷断面图4-8回风石门断面图5带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置设计首采带区（北一带区）位于井田东翼，大巷东部，靠近工业广场。5.1.2采区煤层特征本井田煤质多为无烟煤，各煤层为滨海沼泽相腐质煤，具典型高变质特征。外表呈黑色及钢灰色，玻璃光泽及似金属光泽，比重及硬度较大，普氏硬度为2～3，平均容重为1.40t/m3，块质随变质程度而增。各可采煤层中贫煤数量较少，为特低硫特低磷中高发热量。主采二2煤层平均厚度为4.5m，煤层倾角4°～7°，平均6°，属于近水平煤层。煤尘爆炸指数为4.6%，煤尘无爆炸危险，煤层属三类不易自燃。瓦斯相对涌出量小于5m3/t，属低瓦斯矿井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6°左右，无明显的变缓、变陡趋势。5.1.4二2层的伪顶为黑色泥岩，厚度小于0.5m，不稳定；直接顶、底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。二2煤顶底板特性如表5-1所示表5-1二2煤顶底板特性直接顶老顶底板岩性泥岩细质砂岩细质砂岩厚度(m)2.455.3516.60类别Ⅱ类Ⅲ类Ⅲ类5.1.5水文地质本带区水文地质条件简单。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。5.1.6地表情况本采区地表以农田、小水沟为主，没有大的建筑物或大的地表水系及水体。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘条带斜巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。本设计矿井大巷布置在岩层以及煤层中，由于煤层的角度很小，为灵活安全可靠，采用电机车辅助运输，可以很好的解决辅助运输问题。带区准备方式存在的问题，带区车场较多，为解决这个问题，采用集中巷，尽量用煤层集中巷或者煤层大巷。关于工人进工作面距离太长的问题，可以采用一些方法解决。依据：（1）地质条件，如煤层赋存条件、顶底板条件、煤质条件等；（2）设计资料，如年产量、开拓方式等；（3）符合生产设计规范，技术装备满足要求。要求：（1）合理的集中生产；（2）合理的生产能力；（3）合理的服务年限；（4）良好的经济效益；（5）技术上要有可行性。5.2.2带区巷道布置带区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。针对首采带区，其参数设计如下：（1）带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工，采空区一侧留设5m保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。（2）区段要素首采带区位于北一带区南侧；倾向长2700m，平均厚4.5m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150～250m之间，吨煤生产成本最低，故工作面长度取为250m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为5.2m，高为3.6m；回风斜巷宽5.2m，高3.6m；分带宽B为：B=250+5.2+3.6=258.8（m）。（3）开采顺序首采带区为北一带区，由于一带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为20101工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：20101→20104→2002→20105→20103→20106（4）带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。（5）带区运输带区内分带运输斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用5.2.3带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：（1）运煤系统煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送机（2）辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经大巷，转由连续牵引车运至工作面。运输路线如下：辅助运输大巷→工作面轨道斜巷→工作面（3）通风系统带区20101工作面风流路线为：副井→轨道大巷→201012巷→20101工作面→201011巷→胶带运输大巷→主井（4）排矸系统出矸地为大巷、上下山、斜巷的掘进头和煤仓施工地以及煤巷过断层处。出矸地—→辅助运输大巷—→辅助运输石门—→井底车场矸石换装站—→副井（5）供电系统供电：地面变电站→副井→中央变电所→轨道运输大巷→辅助运输斜巷→工作面（6）排水系统在工作面201012巷敷设一趟6寸管路，在201012巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台55KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面→201012巷→辅助运输大巷→副井井底水仓→地面5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面条带斜巷均沿底板掘进，采用掘进机及其配套设备施工，后配备胶带和SGW-40T型溜子组成的机械化掘进，采用掘进机掘进，梭车、给料破碎机、加溜子、胶带运煤。掘进通风：采用局部通风机通风，由于巷道太长，为保证安全，一般在一半距离的时候使风机串联通风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通风方式为压入式。支护：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。5.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力由于4.5m综采工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算：（5-1）式中：——工作面采煤机生产能力，Mt/a；——采煤机割煤高度，m；——煤层容重，t／m3；——工作面长度，m；——采煤机截深，m；——工作面昼夜进刀次数，取9；——工作面割煤回采率，取0.9。已知=4.5m，=1.4t／m3，=250m，=0.8m，=9，=0.9，将各值代入公式（5-1），可得：=330×4.5×1.4×250×0.8×9×0.9×10-6=3.37（Mt/a）工作面年产量=3.37（Mt/a）2）准备掘进和端头生产能力工作面共布置两条斜巷：运煤斜巷宽为4.5m，高为3.2m；回风斜巷宽4（5-3）式中：——准备掘进和端头生产能力，Mt/a；——运煤斜巷宽度，m；——回风斜巷宽，m；——煤层厚度，m；——巷道长度，m；——煤层容重，t／m3；——综合考虑掘进和回采率，取0.70。已知=5.2m，=5.2m，=4.5m，=2500m，=1.4t／m3，=0.70，将各值代入公式（5-3），可得：=10.4×4.5×2500×1.4×0.70×10-6=0.115（Mt/a）总上，矿井设计井型为3.0Mt/a，带区生产能力3.485Mt/a，能满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%带区内工业储量为：31.28Mt带区内实际采出煤量为：26.36Mt则：带区采出率=26.36/31.28×100%=84%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）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。设计首采带区采出率为84%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均4°，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约23m处，大巷采用由架线式机车牵引1t固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30°，曲线半径15m；设15°斜巷，长约100m，顶端设一部SDJ—28A绞车，用于辅助提升；在距绞车15m处转角30°，曲线半径为15m，开石门，连接到运输平巷，长75m；下部延伸7m由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连，不设带区煤仓。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。1-轨道大巷2-胶带运输大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回风巷图5-1带区下部车场6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为二2煤层，二2煤层平均厚度4.5m，煤层倾角4～7°，平均倾角6.2°，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区区内无断层影响。表6-1影响回采的地质因素项目特性描述瓦斯为低瓦斯矿井，相对涌出量为0.5m3/tCO2相对涌出量为0.6m3/t煤尘无爆炸危险性涌水量180～250m3煤炭自燃无自燃发火倾向煤质WY地温一般低于30℃，属一级高温区普氏硬度煤层f＝3.5~3.7；夹矸f＝2.5；直接顶f＝4~5；直接底f＝4~6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。本矿煤层厚度约4.5m，煤层厚度变化不大，煤层倾角小，采（带）区内几乎没有断层，有利于综合机械化采煤，因此确定本矿的主要采煤工艺为综合机械化开采。在局部地区留有三角煤，可用普采工艺开采。根据带区地质条件及煤层特征，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：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。3）一次采全高综采工艺优点：与分层综采相比，工作面产量和效率大幅提高，回采巷道的掘进量减少一半，并减少了综采设备搬迁次数；与综放开采相比，采出率高。缺点：采高增加后液压支架、采煤机和输送机的重量增大，设备安装搬迁困难，工艺过程中设置防倒、防滑和处理冒顶都有一定困难，对管理水平要求高。根据本矿井特点最终选择一次采全高综采工艺开采。6.1.3回采工作面长度的确定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150～250m，每个工作面长度尽可能保持一致。并且布置宽工作面是煤炭地下开采的发展趋势，因为：1）降低万吨掘进率需要布置宽工作面。万吨掘进率是衡量矿井是否取得经济效益的重要指标，一个矿井要取得较好的经济效益，就必须设法降低万吨掘进率，提高回采率，降低吨煤生产成本，布置宽工作面是解决此问题的基本手段。由于增大了工作面的宽度，减少了工作面个数，所以减少了巷道掘进工作量，降低了万吨掘进率。2)缓解采掘接替紧张关系需要布置宽工作面。由于布置宽工作面后万吨掘进率降低、相对掘进进尺减少，故可有效缓解采掘接替紧张的局面。3)提高煤炭回收率需要布置宽工作面。为了安全回采，宽、窄工作面均需留隔离煤柱。布置成宽工作面可以减少工作面的数量，从面减少隔离煤柱，减少煤柱损失，提高煤炭回收率。4)宽工作面布置减少了采面搬家次数。5)宽工作面布置有利于提高单产、建设高产高效矿井。由于面宽增加，提高了吨煤工效。6)宽工作面布置可降低开采成本。宽工作面降低了掘进井巷工程量，减少了搬家次数，提高了吨煤工效，从而降低了吨煤成本。因此本设计方案中煤层地质条件较好，可以布置较宽工作面，因此工作面长度定为250m。6.1.4回采工作面的推进方向和推进度选择后退式回采,有利于回采巷道维护和通风,工作面平均推进长度为2500m。6.1.5综采工作面的设备配套（1）工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6-2。表6-2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（°）2504.5简单、无夹矸支撑掩护式4-6三机标准型号见表6-3。BC520-25/47型液压支架主要技术特征见表6-4。MXA-300/4.5型采煤机主要技术特征见表6-5。SGZ—764/264W型刮板输送机主要技术特征见表6-6。SZB-764/132型转载机主要技术特征见表6-7。PCM110型破碎机主要技术特征见表6-8。SSJ1000/2×160型带式输送机主要技术特征见表6-9。表6-3综采工作面设备配套表采煤机液压支架刮板输送机MXA-300/4.5BC520-25/47SGZ-764/264W表6-4BC520-25/47型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号BC520-25/47形式支撑掩护式支架高度2.3～4.7m宽度5.71.47m中心距1.5m初撑力4704kN工作阻力5096kN支护强度0.85MPa对底板比压2.06MPa适应煤层倾角<10°供液泵压31.5MPa运输尺寸（长×宽×高）5.7×1.7×2.3m重量18.29T制造厂家北京煤机厂表6-5MXA-300/4.5型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MXA-300/4.5采高2.2～4.5m适应媒质硬度f≤4普世硬度煤层倾角≤12°截深800mm滚筒直径2.0m牵引方式无链齿销式牵引力400kN牵引速度8.35；4.175m/s保护方式液压恒功率滚筒中心距6372mm机面高度1905mm卧底量185mm电动机型号DMB-300S功率300kW台数1台电压1140V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2580mm最小不可拆卸件尺寸3260×1275×1039mm总重48T生产厂家西安煤矿机械厂表6-6SGZ—764/264W型刮板输送机主要技术特征表项目技术特征单位型号SGZ—764/264W设计长度200m出厂长度150m运输能力700t/h链速1.12m/s电动机型号KBY132功率2×132KW转速1475r/min电压1140V中部槽规格（长×宽×高）1500×764×222mm园环链规格（d×t）Φ22×86-Cmm破断拉力610KN与采煤机配套牵引方式无链牵引制造厂家张家口煤机厂表6-7转载机技术特征表项目技术特征单位型号SZB-764/132与带式输送机重叠长度11.44m出厂长度29.7m运输能力700t/h链速1.34m/s电动机型号KBY550-132功率132kW转速1470m/min电压1140V圆环链规格（d×t）Φ26×86-Cmm刮板链型式双边链中部槽规格（长×宽×高）1.5×0.764×2.22m刮板间距516mm质量24.90t制造厂家张家口煤机厂表6-8破碎机技术特征表项目技术特征单位型号PCM110结构特点轮式进料口宽度700mm出料口度700mm过煤能力1000t/h破碎能力1000t/h电动机型号KBY-550/110功率110kW电压1140V外部尺寸（长×宽×高）4560×2025×1808mm质量12.67t制造厂家张家口煤机厂表6-9伸缩带式输送机项目技术特征单位型号SSJ1000/2×160输送长度1200m运输能力1000t/h传动滚筒直径630mm托辊直径108mm带速2.5m/s电动机型号YSB-160功率160×2kW电压660V输送带类型阻燃输送带宽度1000mm机头外部尺寸（宽×高）2646×1705mm储带长度100m质量120t（2）液压支架的校核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。g=k×H×r（6-1）式中：g——顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；k——采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8；H——工作面的采高,4.5m；r——顶板岩石容重,最大取2.65t/m3；代入数据得:g=7×4.5×2.65×9.5/1000=0.79MPa<0.85MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.根据BC520-25/47型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为5096kN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。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。则：P0=75%×5096kN=3822kN（6-2）由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为4704KN，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为：Hmin=Mmin－S2－a（6-3）S2=d×Mmax×R2（6-4）Hmax=Mmax－S1（6-5）S1=d×Mmin×R1（6-6）式中：MminMmax——与煤层相应的最小、最大采高；HminHmax——支架的最小、最大高度，m；S2——支架在最小采高时，后柱处的顶板下沉量，m；S1——支架在最大采高时，前柱处的顶板下沉量，m；d——顶板级别系数，取0.025；R2——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，3.55m；R1——前柱到煤壁的距离，2.15m；a——支架的卸载高度，0.05m。将相关数据带入以上各式可得：S1=0.025×2.65×2.15=0.142(m)S2=0.025×3.68×3.55=0.327(m)Hmin=2.65－0.327－0.05=2.273(m)Hmax=4.6－0.142=4.458(m)由上述可知，Hmin、Hmax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）采煤机的工作方式采煤机主要技术参数特征见表6-5所示。图6-1端部斜切进刀1）工作方式由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒5～10m和10～15m。2）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。进刀过程如下：eq\o\ac(○,1)当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤（见6-1.a）；eq\o\ac(○,2)调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见6-1.b）；eq\o\ac(○,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6-1.d）；eq\o\ac(○,4)将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤，见图6-1。优点：a.采煤机切入煤壁的阻力小；b.操作简单，容易实现。缺点：a.工作面两端控顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理；b.采煤机往返次数多、距离长，故辅助时间比较长。该采煤机适用条件为：a.顶煤较为稳定；b.回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。6.1.6各工艺过程注意事项（1）控制初采高度为了有利于在开切眼中进行大采高液压支架、采煤机、输送机等设备安装，开切眼的高度一半不宜超过3.5m。初采高度与开切眼高度一致。自开切眼开始，工作面保持初采高度推进，待直接顶初次跨落后，将采高逐渐加大至正常采高。（2）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。（3）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，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利用侧护板进行调整。（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，必须查明原因并处理后再推溜。（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3台端头支架，机尾采用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20m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。（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，保持在合适的速度。3)破碎机锤头高度保持在150~200mm之间。4)机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。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)在顺槽皮带机头处加设除铁器。7)各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮、木料)进入运煤系统。（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拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。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，并交相关领导。（9）支护设计工作面支护设计采用BC520-25/47支撑掩护式液压支架。移架方式采用依次顺序艺架，又称单架连续式。支架沿采煤机的牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条线。该方式操作简单，易于保证质量，并能够适应不稳定顶板，应用广泛。移架操作方式采用邻架自动依次顺序移架，支护方式用及时支护。6.1.7工作面端头支护和超前支护综采工作面和普采工作面端头支护方式基本相同，主要有以下几种：（1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的端头支护方式相同。该方式使用性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。（2）自移式液压支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差；（3）用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。本工作面采用以下端头和超前支