采矿工程毕业设计（论文）-同煤集团王坪煤矿8号煤层矿井初步设计

1、山西大同大学本科生毕业设计中文题目： 同煤集团王坪煤矿 英文题目： Wang Ping Coal Mine of Tong Coal Group 学 院： 山西大同大学煤炭工程学院 姓 名： 学 号： 专 业： 采矿工程 班 级： 16采矿专升本二班 指导教师： 职 称： 完成日期： 2018 年 05 月 28 日摘 要全套图纸加扣 3346389411或3012250582本次设计的矿井生产，主要的特点是双立井开拓，掘进工作量比较大，自然条件复杂,断层多而厚，开拓方案,通风和安全措施显得尤为重要。煤层的地质条件复杂多变，开采方法也就多种多样,全矿设计生产能力1.5Mt/a 。本设计是在同煤

2、集团王坪煤矿8号煤层地质条件下做的矿井初步设计，设计内容包含有：矿井概述及井田地质特征、矿井开拓、采（盘）区巷道布置及装备、采煤方法、矿井通风及安全技术措施，以及设计矿井基本技术经济指标等方面。 井田概况主要包括矿区的地理、地形和交通；矿井的地理位置、井田范围；矿区的气象条件、地震烈度、电源和水源的概况；井田地质特征、煤层及煤质概况以及水文地质条件概况等。采煤方法选择了一次采全厚综采放顶煤采煤法，其中设计了采煤工艺方式，设备配置，回采巷道布置和巷道掘进工艺。通风设计主要包括矿井抽出式通风系统的选择、矿井所需风量的计算及分配、全矿井前期、后期的通风阻力计算以及对通风设备的选择等。安全技术措施包括

3、井下瓦斯预防、顶板管理、水灾预防、火灾预防、煤尘爆炸的预防及粉尘防治措施等. 关键词：双立井开拓；单一长壁采煤法；抽出式通风；双向割煤ABSTRACT The main characteristic of this design is that its location is in underground, the work is very difficult. It has complicated natural conditions and many faults , ventilation and safe measures are particularly important. The

4、 geological conditions of this coal mine varied, mining methods are diverse.The production is 1.5Mt/a This design is about the geological conditions of Yanya coal mine. Its content includes: summary of mine and the geological characteristics of mine, exploitation, the area of mining roadway and equi

5、pment (dish) , methods, ventilation and technical measures, as well as the design of mining basic technical and economic indexes, etc. Profile field mainly includes the location of mine area ,topography and transportation; Geographical location, field of the mine; Meteorological conditions of mining

6、 area, seismic intensity, an overview of the power and water; Geological characteristics of coal seam ,coal quality and hydrogeology survey, etc.Mining method is a mining overall height of a single long wall mining method, including the technological mode design of the coal mining , equipment config

7、uration, roadway drivage, roadway layout and process. Ventilation design mainly includes the selection of mine ventilation system, calculation of the required air and distribution of mine, early, late ventilation resistance calculation of all mine and the selection of ventilation equipment, etc.Key

8、words: the development of two drafts; single long wall mining method; exhaust 山西大同大学煤炭工程学院18届本科生毕业设计目 录1 井田概述及井田地质特征 11.1井田概况11.2 井田地质特征21.3 设计煤层特征31.3.1地层31.3.2地理位置31.3.3煤层42 井田储量及服务年限72.1矿井的工业储量72.1.1储量计算方法72.1.2储量主要参数的确定72.1.3 可采储量82.1.4边界煤柱82.1.5 工业广场煤柱压煤82.1.6陷落柱煤柱损失82.1.7 其他煤柱损失92.1.8 总设计煤柱损失9

9、2.1.9矿井设计可采储量92.2矿井可采储量92.2.1 矿井的工作制度92.2.2矿井设计生产能力确定102.3矿井设计生产能力及服务年限103 井田开拓123.1矿井开拓方式的选择123.1.1井筒形式123.1.2井口位置133.1.3井筒数目143.1.4方案的提出及技术比较143.1.5井筒特征173.2井筒断面尺寸173.2.1 主井173.2.2 副井174 采（盘）区或带区巷道布置及装备184.1 煤层地质特征184.1.1采（盘）区或带区巷道布置及生产系统184.1.2 采（盘）区或带区运输设备选择195 采煤方法205.1 采煤工艺方式205.1.1 采煤方法的选择205

10、.1.2大采高一次采全厚单一长壁采煤法205.1.3一次采全厚综采放顶煤采煤方法205.1.4 回采工艺235.1.4 工作面端部割三角煤斜切进刀示意图落煤方法235.1.5采煤设备选型245.1.6支架选型及校核295.1.7工作面端头支护325.1.8工作面顶板管理和顺槽超前支护形式325.1.9支护要求335.2 矿井工作制度335.2.1劳动组织335.2.2循环作业：346 矿井通风及安全技术356.1矿井通风系统选择356.1.1 通风方式356.1.2 通风系统366.2全矿井所需风量376.2.1 风井数目、位置、服务范围376.2.2 掘进通风及硐室通风376.2.3矿井风量

11、计算376.2.4风量分配416.3 矿井通风阻力426.3.1 通风阻力的计算426.3.2 矿井总通风阻力的计算446.4 通风机选型456.4.1 设计依据456.4.2 设备选型计算467 矿井提升487.1 概述487.2.1 主井提升487.2.2 副井提升方式及设备487.3 排水设备487.3.1 设计依据487.3.2 设备选型计算488 设计矿井基本技术经济指标50参考文献52致 谢531 井田概述及井田地质特征1.1井田概况王坪矿井位于大同煤田东南边缘，怀仁县东南方向,东距大同市60km。其地理位置为：东经11250391130016，北纬395927400541。行政区

12、划属山西省朔州市怀仁县管辖。铁路：京包与北同蒲铁路交汇于大同市，大秦线、北同蒲电气化铁路已通车运行。公路：京大、大运高速公路已建成通车，大大增强了煤炭运输能力。1.地形地貌本区西部为平缓丘陵地形，东南部为低山区，北部为十里河。地势南高北低，黄土梁及“V”字型沟谷发育。贾家沟北梁标高1481.87m，为本区最高点，最低点位于十里河床，标高1197.50m，最大相对高差284.37m，一般地形标高1300-1400m。区内主要沟谷由东向西有马脊梁沟、苦水湾沟、七磨河，并呈羽状排列，均源南而北汇入十里河，另外次一级支谷呈树枝状遍布于全区。2.水系本区属海河流域，永定河水系，桑干河北岸支系。主要河流如

13、下：十里河：发源于左云县常家洼一带，从本区北部高山一带通过。汇水面积1210km2，全长74km，河宽50-600m，坡度0.01-0.02，主流弯曲系数1.33，河流量随大气降水而有较大变化。七磨河：发源于左云县东南潘家窑、尖口山一带，由南向北流经本区西部。汇水面积150km2，河宽100m以上，最后汇入十里河。3.气象本区属于中温带大陆性气候，冬季严寒，夏季炎热，昼夜温差大。气温：年均气温4.4-7.4，最高季温和昼夜温差显著。月极端最高气温31.2-34.5，月极端最低气温-23.8-29。降水量：主要集中于7、8、9三个月，年均降水量为433.6mm。蒸发量：年平均蒸发量为1811.7

14、mm，其中4-7月蒸发量大。冰冻期：每年结冰期从11月至翌年3月上旬，最大月冻土158cm，最大积雪厚度22cm。风：西北风几乎贯穿全年，5月份风力最大，风速在14.0-22.0m/s。4.地震据中国地震动峰值加速度区划图，本区地震动峰值加速度为0.15g，相当于烈度为度。5.区域经济概况井田地处大同市左云县境内，煤炭资源丰富，煤质优良，是我国重要的动力煤生产基地，开采历史悠久。大同煤矿集团有限责任公司目前在矿区内共有生产矿井15个。此外，矿区内也有规模化地方煤矿多个，小煤窑更是星罗棋布，煤炭工业是大同市的主要工业产业。农业主要以玉米、谷子、山药、莜麦等为主。1.2 井田地质特征本井田位于大同

15、煤田东南部，面积约89.1966km2。井田主要地质工作为山西省煤炭地质115队1986年12月编制的山西省大同煤田西部石炭二迭纪详查勘探地质报告和2006年6月编制的山西省大同煤田王坪煤矿石炭二叠系延深勘探地质报告 。井田内共施工钻孔98个，并利用以往区外附近钻孔19个。 通过上述勘查，并结合以往勘查资料及侏罗系实际揭露资料，为建井提供了可靠的地质依据，达到了预期效果，取得成果如下： 1.查明了区内地层由老到新有寒武系中下统，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组，侏罗系下统永定庄组、中统大同组和云冈组，白垩系左云组，第三系上新统，第四系上更新统和全新统，

16、主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。2.查明了本区总体构造中等。3.查明了本区可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采范围。山4-1、山4、2、3、5、8-1、8号煤层为可采煤层，其中主要可采煤层5、8号煤层为稳定煤层，其他煤层为不稳定或极不稳定煤层。4.基本查明了可采煤层的煤质特征，确定了煤类，了解了煤的工艺性能，评价了煤的利用方向。5.基本查明了直接充水含水层和间接充水含水层的岩性、厚度、埋藏条件、水质、富水性，预算了矿井涌水量。6.了解了主要可采煤层的瓦斯成分、含量、煤的自燃趋势和煤尘爆炸危险性，了解了主要可采煤层及其顶底板的工程地质特征。7.基本查明了矿井水文地质类型为二类

17、二型，水文地质条件中等，工程地质条件中等。下伏寒武系灰岩水位标高1220m左右，高于5、8号煤层底板，计算得出8号煤层突水系数0.095MPa/m，与全国临界突水系数经验值0.06-0.15 MPa/m比较，本区存在突水的可能。1.3 设计煤层特征 1.3.1地层本区位于大同煤田东南部，属于黄土半掩盖区，基岩仅出露于沟谷两侧。揭露地层由老到新为：寒武系、石炭系、二叠系、侏罗系、白垩系、第三系、第四系。现分述如下：1.3.2地理位置王坪井田位于大同煤田东南边缘，大同向斜西翼，总体为一走向北东，倾向南东的单斜构造，并伴有宽缓的褶曲，地层倾角一般在10以内。因受次一级构造影响，局部地层倾角变大，倾向

18、也有所变化。1.褶皱区内地层产状平缓，基本为一单斜构造，同时发育一些宽缓的褶曲，其轴向为NE向，对煤层影响不大。2.陷落柱据侏罗系生产矿井在14-2煤层揭露，发现有 11个陷落柱，呈椭圆状或不规则状，对煤层开采有一定的影响。3.岩浆岩区内赋存有4条玄武岩墙，即1、2、3、4。据侏罗系生产矿井中煤岩资料表明，煤层在岩墙通过处，急剧受热烘烤焦化变成天然焦，但宽度不大，在马脊梁矿井下观察0.50-1.00m，即为正常好煤，可见玄武岩墙对煤层的影响是很轻微有限的。1：位于本区东北部及马脊梁沟枯树村西北端，走向北东40，倾角近于垂直，厚2.20m，全长2550m，侵入云岗组砂岩中。属燕山期玄武岩。2：出

19、露于本区中部，在马脊梁煤矿井下112大巷遇见，走向近似正东，倾向近似南北，倾角77-90。厚2.60m，全长4000m。3：出露于本区东南部，走向北东，倾角70，厚0.90m，全长4600m。在马脊梁煤矿开采侏罗系2-3号煤所见。4：出露于本区东南部，走向近正东，倾角75，厚1.70m，全长300m。在马脊梁煤矿开采侏罗系2-3号煤所见。总之，本区基本为一单斜构造，伴随有宽缓的褶曲。从井田内断层分布来看，主要集中在西北部，构造较复杂；而作为井田首采区（初期采区）断层稀少，构造简单。另外，岩溶陷落柱对煤层开采有一定的影响，岩浆岩侵入煤层的范围，呈零散状分布。因此，构造综合评价为二类。1.3.3煤

20、层1.含煤地层大同煤田为中生代侏罗纪和晚古生代石炭二叠纪的双纪煤田，本次延深只涉及下煤系，故对中生代侏罗纪煤系地层不作叙述。二叠系下统山西组和石炭系上统太原组为下部含煤建造，地层总厚61.20-146.80m，平均为113.80m，共含煤10余层，含煤系数20%。其中山西组含煤5层，为山1、山2、山3、山4-1、山4号煤层，太原组含煤层有2、3、4、5、6、7、8、9、10号煤层，其中5、8号煤层为主要可采煤层，其它各煤层为局部可采及零星发育煤层。2.可采煤层本区可采煤层为山4-1、山4、2、3、5、8-1、8号煤层，其中5、8号煤层为主要可采煤层，其它各煤层为局部可采。山4-1煤层局部赋存，

21、在赋存范围内厚0.20-6.30m,平均2.23m，煤层极不稳定。山4煤层大部分范围内赋存，在中南部可采，在西北局部遭受煌斑岩侵入而使煤层变质、硅化，在中部有分叉现象，该煤层下距山西组底部K3砂岩，一般10m左右，煤层厚度0.17-10.12m，一般3.13m，含0-4层夹矸，一般1-2层，是本区局部可采煤层，属不稳定煤层。2号煤层位于太原组顶部，该煤层只赋存于本区南部，在北部被剥蚀，厚0.20-3.80m，平均1.65m，含夹矸0-2层，是本区局部可采煤层，属不稳定煤层。3号煤层位于太原组上部，赋存于本区中南部，在北部被剥蚀，厚0.18-10.52m，平均3.52m，含夹矸0-4层，是本区局

22、部可采煤层，属不稳定煤层。5号煤层：位于太原组中上部，距山西组底界K3砂岩一般20m左右。煤层总厚0.36-16.90m，平均厚6.95m，煤层层位稳定，厚度大，全区除北部边界附近被剥蚀外，其余绝大部分范围内皆赋存且可采，赋存范围内厚度变化不大。有0-6层夹矸，一般2-4层。顶底板及夹矸岩性一般为砂质泥岩、高岭质泥岩和炭质泥岩。是本区主要可采煤层之一，属稳定型煤层。8-1号煤层局部可采煤层，为8号煤的上分层，在赋存范围内厚0.30-5.61m，平均1.65m，结构简单，为不稳定煤层。8号煤层：位于太原组下部，下距底界K2砂岩一般15m左右，位于5号煤层之下，一般20m左右。煤层厚度0.35-9

23、.17m，平均为7.5m。煤层层位稳定，全区除北部边界附近被剥蚀外皆赋存且可采，结构简单，夹矸0-2层，顶板岩性为含菱铁质泥岩，是太原组唯一的海相层，底板岩性常为高岭质泥岩，夹矸为砂质泥岩、炭质泥岩等。该煤层在西部有分叉现象，在南部边界附近遭受煌斑岩侵入破坏而使局部煤层变质，但影响范围小，是本区主要可采煤层之一，属稳定型煤层。532 井田储量及服务年限2.1矿井的工业储量2.1.1储量计算方法 井田内地层倾角小于15，采用水平地质块段法进行资源/储量估算。估算公式：Q=SMD/10。式中： Q资源量/储量；万t； S水平投影面积，k（m2）； M块段平均采用厚度，m； D视密度，t/m3。 本

24、次估算共获得井田内批采煤层4、8、11号煤保有资源/储量（111b+122b+333）19050万t。其中探明的（可研）经济基础储量（111b）16063万t，（111b）占总资源/储量84%，控制的（可研）经济基础储量（122b）1004万t，(111b+122b) 占总资源/储量90%，推断的内蕴经济资源量（333）1983万t。2.1.2储量主要参数的确定 1.面积的确定 CAD查询法 2.煤层厚度的确定 块段内煤厚采用块段内各见煤点，生产实测煤厚的算术平均值，各见煤点储量估算煤厚按以下确定。 使用CAD查询功能可知井田投影面积：S= 17456639.5436m2m2井田工业储量 Zg

25、=Sh 8号煤 Zg= 17456639.54367.51.45/10000=18984万t2.1.3 可采储量矿井设计储量=矿井工业储量永久煤柱损失=18984-548=18436万t从上面公式计算出，矿井设计储量为18436万t，2.1.4边界煤柱 井田边界长度为16244.46m，取边界煤柱30m。则边界煤柱损失： P1=16244.46307.51.5=584万吨2.1.5 工业广场煤柱压煤表2-1矿井工业场地占地面积指标：井型与设计生产能力（万吨/年）占地面积指标（公顷/10年）2403000.70.81201800.91.045901.21.39301.5备注：占地面积指标中小井取

26、大值、大井取小值。本次设计矿井年产量为180万吨/年。则工业工厂占地面积为1.8105。古书院矿8#煤层为近水平煤层，岩石移动角为72，根据钻孔52号、51号、69号穿煤层时，平均深度H1=151.75m。则得q=49.3m，根据本矿地质资料，本矿保护等级为一级，维护带宽度取20m,则工业场地压煤面积为（400+49.32+202）（450+49.32+202）m2。所以工业广场煤柱损失为：P2=317019.967.51.5=356.0万吨2.1.6陷落柱煤柱损失根据地质资料可知陷落柱面积之和。即S陷落=24320.12m2则陷落柱煤柱损失P4=24320.127.51.5=273.6万吨2

27、.1.7 其他煤柱损失其他煤柱煤炭损失P5，按工业储量的5%计算。P5=189845%=949.2万吨2.1.8 总设计煤柱损失P= P1+P2+P3+P4+ P5=2162.7万吨2.1.9矿井设计可采储量矿井可采储量按下式计算： 式中：矿井设计可采储量，万t；矿井工业储量，万t；可采煤柱损失，万t；采区回采率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%。经计算，矿井设计可采量为12615.9万t表2-2 矿井储量计算表煤层工业储量设计储量可采储量11-2189841843612615.92.2矿井可采储量2.2.1 矿井的工作制度矿井设计年工作日为270天。作业方式为“四

28、六”制作业，即三个班生产，一个班检修。每班工作六小时。矿井每昼夜提升时间为14小时。2.2.2矿井设计生产能力确定矿井生产能力的确定，主要考虑以下几方面因素： 1.储量因素：井田内煤层资源/储量（111b+122b+333）为141.831Mt，设计可采储量为126.15Mt。若生产能力为1.2M/a，矿井服务年限为105.12a，矿井服务年限较长，不能充分发挥当地的资源优势；若生产能力为1.5Mt/a，矿井服务年限为84a，服务年限较短；若生产能力为1.8Mt/a，矿井服务年限为70a，矿井服务年限与矿井生产能力匹配，同时符合煤炭工业矿井设计规范的要求。 2.煤层赋存情况及开采条件因素：太原

29、组煤层为厚煤层，煤层赋存稳定，倾角一般为15。两煤层间距平均为5.8m，适宜联合布置。井田地质构造、水文地质条件较简单，矿井属低瓦斯矿井，4-1、4-2号煤层均为类自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性，煤层顶板较稳定，地温地压正常，开采条件较好。 3.开采能力因素：根据本矿的现有生产技术水平和管理水平，工作面宜采用综采。 4.市场需求因素：本矿井开采4-1、4-2号煤层为气煤，市场需求前景良好，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。 综合考虑以上因素，矿井设计生产能力确定为1.5Mt/a。2.3矿井设计生产能力及服务年限矿井及水平服务年限均按下式计算： 式中：服务年限；设

30、计可采储量，万t；设计生产能力，万t/a；储量备用系数，取1.4。则：矿井及水平服务年限=12615.9/1501.460年第一水平的服务年限可依据上述公式：T1=Zk/AR式中： T1第一水平的服务年限；A、 K同上。表2-3 矿井及第一水平设计服务年限矿井设计生产能力 万吨/a矿井设计服务年 /a第一开采水平设计服务年限/a煤层倾角25煤层倾角25-45煤层倾角45600及以上70353535300-500603030301202405025201545-90402015159-30各省自定 由表可知，煤层倾角小于25，设计生产能力为6.0Mt/a以上时，矿井设计服务年限不得小于70a，第

31、一开采水平矿井设计服务年限不饿的小于35a。本设计中，煤层倾角小于25，设计生产能力为1.5Mt/a，矿井服务年限为60a，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。3 井田开拓3.1矿井开拓方式的选择3.1.1井筒形式井筒形式有三种：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。表3-1 井筒选择表井筒形式优点缺点适应条件平硐开拓井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运，工业设施简单，井巷工程量小，利于排水，掘进速度快，不留或少留工业场地煤柱，煤柱损失少。受地形即埋藏条件限制。适合煤层赋存较高的山岭、丘陵，或沟谷地区。立井开拓立井的适应性强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件

32、的限制1.施工复杂，设备多技术要求高；2.施工困难掘进速度慢；3.不能躲开煤层顶底板含水层。1.煤层埋藏较深，或冲击层厚；2.水文条件复杂，围岩不稳定需特殊施工；3.倾斜长度大，用立井开采兼顾小开采。斜井斜井1.地质条件较好井筒掘进技术简单;2.斜井开采每个水平井底车场易靠近储量中心;3.井口可靠近井田边界，工业广场留煤少;4.主井做斜井时可做安全出口;5.建井工期短;6.可用皮带运输，实现连续运提。受地形及煤层埋藏条件限制。1.便于布置工业广场和引进铁路，2.水文地质条件好。综合开拓可充分利用各种开拓方式的优点。3.1.2井口位置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

33、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

34、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，再考虑整个井下运输状况。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

35、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。由于本井田倾角平缓，厚度变化小。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。3.1.3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。因为井田面积较大，先开采第一盘区,故工业广场内布置一风井。共计三个井筒3.1.4方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列两种：方案一采用双立井开拓，较之主斜副立井而言，井筒的维护

36、工程量就会更小，另外，井筒的长度也较小。主井采用箕斗提煤，副井用多绳罐笼，另外还有一个材料罐笼，用于运料、出矸、上下人。从技术上分析，该方案也是可行的。方案二采用主斜副立开拓，由于表土层薄，地质水文条件简单，施工也比较方便，井筒的维护量也不大。主斜井600m,副立井长300m,采用胶带输送机运煤。因此，从技术上，该方案是可行的。开拓方案经济比较方案一、方案二的第一水平和第二水平的大巷及采区巷道布置、基建、维护费用，运输、通风、排水、供电系统和设备以及风井位置、建设费用等基本一样，因此这些不参与经济比较。这里只比较两方案不同部分，即井筒和井底车场的基建费和经营费。表3-2 工程量方案项目方案一方

37、案二主井井筒（m）300600副井井筒（m）300300井底车场（m）13991036表3-3 方案一基本建设费用表顺序工程项目名称斜井单水平开拓总工程量（m）单价（元m-1）费用（万元）直接费辅助费管理费合计1主井井筒3006127.03611.43452.914591.3466.92副井井筒3006127.03611.43452.914591.3445.03井底车场13992066.11436.21085.74588.0641.9基本费合计1553.8其中管理费为直接费和辅助费总和的31%。表3-4 方案二基本建设费用表方案项目立井单水平（含辅助水平）上、下山开拓总工程量（m）单价（元m-

38、1）费用（万元）直接费辅助费管理费合计主井井筒6003173.02085.516306888.5668.2副井井筒3003171.02085.516306888.5604.1井底车场10362066.11436.21085.74588.0638.2总合计1336.5其中管理费为直接费和辅助费总和的31%。表3-5 费用汇总表方案方案一方案二项目费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）基本建设费1553.8100%1336.590%在上述经济比较中需说明以下几点；两方案的大巷及上山的开掘量费用近似相同，考虑到全井田中大巷的开掘长度相同，即开掘总费用近似相同，故未对此进行比较计算，另外，盘

39、区上部、中部、下部车场数目两方案也相同，也未予以计算。方案一、方案二的大巷、石门及盘区上山的辅助运输费用都相同，此处也不需要进行比较。综合以上比较结果来看：基建总投资方案一比方案二少了巷道维护的工程量，从中明显可以看出方案一优于方案二，因此本设计确定选择方案一，即：双立井开拓，开采整个井田。3.1.5井筒特征一般来说，立井井筒的断面形状有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用底等优点，因此副井筒采用圆形断面，主井采用半圆拱形断面。而煤层上部距地表较浅，为便于施工和安全起见，风井采用立井，半圆拱形断面。3.2井筒断面尺寸3.2.1 主井主井井筒采用立井形式，

40、本设计中矿井设计年产量为150万吨，所需提升量较大，因此，根据我国现行技术装备，主立井中采用箕斗提煤。井壁采用混凝土及砌壁支护方式。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆和梯子间等设施。3.2.2 副井副井井筒也采用立井形式，圆形断面，净直径为6.0m，井筒内装备一套3t双层双车罐笼，井壁采用钢筋混凝土及砌壁支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道等设备。副井井筒断面和井筒特征表4 采（盘）区或带区巷道布置及装备4.1 煤层地质特征煤层

41、顶底板岩石均为陆相碎屑岩，大部分地区有伪顶，岩性多为薄层粉砂岩、岩质页岩夹薄层煤层和煤线；直接顶及老顶岩性多为细砂岩、细粉砂岩互层或中粗粒砂岩，仅煤层顶板为砂砾岩；顶板岩性一般为钙质胶结及泥质胶结，致密坚硬。在冲刷区由煤层直接顶与中粗粒砂岩接触。底板岩石为粉砂岩或细砂岩。煤层硬度34。巷道倾角3，西南高东北低，落差110m，发现大断层四条，以及若干小断层经过。矿井瓦斯相对涌出量0.57441.3601m/t ，绝对涌出量3.316m/min，属低瓦斯矿井。据有关地质资料提供，本区煤层火焰长度大，有爆炸危险性，煤层爆炸指数30%。煤的自燃倾向性属容易自燃煤层，自燃发火期为36个月。根据调查本区域

42、地温小于3/100m，属正常区矿井涌水量一般在3680m/h，最大涌水量小于236m3/h。井田范围煤层倾角平缓，基本在3。确定矿井生产能力为150Mt/a。煤容重1.32m/t。4.1.1采（盘）区或带区巷道布置及生产系统1.盘区数目和位置根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井达到设计生产能力时布置单一倾向长壁大采高综采工作面，首采区选择在煤层的301盘区，首采面选择在煤层的301盘区东北部30101工作面。该盘区储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存稳定，有利于矿井达产和稳定生产且避免小窑的影响。2.采区运煤、辅助运输、通风及排水系统1）运煤系统30101工作

43、面：回采工作面分带胶带顺槽运输大巷运输石门井底车场主井地面2）辅助运输系统301工作面：地面材料及设备副井井底车场轨道运输大巷分带运料巷工作面（301面）3）通风系统301工作面：地面新鲜风副井井底车场辅助大巷分带运输进风巷回采工作面分带运料回风巷回风大巷回风石门风井地面4）排水系统301工作面：工作面分带运料回风巷辅助大巷井底水仓副井地面井下水处理站。4.1.2 采（盘）区或带区运输设备选择 分带运输巷采用胶带输送机SSJ-1000/200型。分带辅助巷采用防爆胶轮车进行人员及物料的运输，WC20R防爆人车、WC5T防爆胶轮车。5 采煤方法5.1 采煤工艺方式5.1.1 采煤方法的选择本井田

44、设计煤层为8煤层，8煤层平均厚度7.5m，属厚煤层，煤层倾角不大，属近水平煤层。可选的采煤方法有：大采高一次采全厚单一长壁采煤法；一次采全厚综采放顶煤采煤方法。两种方法各有优缺点5.1.2大采高一次采全厚单一长壁采煤法优点：减少了顶煤或底煤的丢失量，提高了资源的采出率，与分层开采比较，简化了巷道布置，节省了铺网工序，提高了效益。缺点：采高越大，支架重量越大，且成非线性变化。既增加了设备投资及搬迁难度，也增加了工艺的难度。5.1.3一次采全厚综采放顶煤采煤方法优点：有利于合理集中生产，对煤层地质条件有较强的适应性，有显著地经济效益。缺点：采出率较低（比分层开采低10%左右），工作面粉尘大，自燃发

45、火、瓦斯积聚隐患较大。结合煤层上述特点，可设计放顶煤采煤法、一次采全高和分层开采三种回采工艺，放顶煤和一次采全高都具有高产、高效、安全可靠、经济效益好、掘进率低等优点。但是一次采全高采煤法以煤层厚度不超过5m为宜，且大采高液压支架稳定性较差，易倾倒；分层开采需在顶层开采后加以铺网，工艺相应增多效率降低，所以设计采用放顶煤采煤法。放顶煤采煤法具有以下优点：1)单产高，工作面内具有多个出煤点，而且在工作面内可实行分段平行作业，即在不同地段采煤和放煤同时进行，因而易于实现高产。2)效率高，由于放顶煤工作面的一次采出厚度大，生产集中，放煤工艺劳动量小以及出煤点增多等原因，其生产效率和经济效益大幅度提高

46、。3)成本低，放顶煤采煤法比分层开采减少了分层数目和铺网工序，由此节省了铺网费用。此外，其他材料、电力消耗、工资费用等也都相应减少。4)巷道掘进量小，掘进率和巷道维护费用减少，便于采掘接替。5)减少搬家倒面次数，节省了采煤工作面的安装和搬迁费用。6)对煤层厚度变化及地质构造的适应性强。 确定回采工作面长度、推进方向、推进度由 L=nBT/t式中：L工作面长度，n同时放煤支架数，T每班工作时间，t每架支架放煤所需时间，B支架宽度，取1.5m，每班工作时间利用率。推进方向由工作面向大巷回采。工作面的日产量为：A0= A/d 式中： A0工作面日产量，t； A矿井设计生产能力，150万t；d年工作日

47、，取270天。A0 = 150104/270=5556 t工作面的日产量也可用式计算A0= LV0MC0 式中： A0工作面日产量，t； L工作面长度，180m； V0工作面推进速度，m/d； M煤层厚度，7.5m； 煤的容重，1.50t/m3； C0 工作面放顶煤回采率，0.75；由以式(5-1)、(5-2)可得：V0=A/（ LgMC0d ） （5-3） =150104/（1807.51.500.75270）=3.6m/d采煤机的截深为0.600m，则日进刀数为：N= V0/0.800=3.6/0.600=6为了方便工人的工作和管理取N=6，即每天进6刀。则工作面的实际年出煤量为：A=NL

48、SMrc27010-4（万t/a）式中：L工作面长度，mS截深，M采高R煤的容重C回采率N采煤机日进刀数A0 =NLSMrc30010-4=61800.607.51.575%27010-4=147.6（万t/a）考虑到在回采的同时，有两个煤巷掘进头正在掘进，在此我们取掘进出煤量为工作面产量的10%。则矿井实际总出煤量为： A总=A（1+10%） （5-4）式中: A总矿井总出煤量，万 t； A工作面实际出煤量，万 t；10%掘进出煤量占工作面产量的百分比A总=147（1+10%）=161万 t 可见161150，所以能满足矿井的设计生产能力日推进度为：0.6063.60m ;月推进度为：3.6

49、030=108m ;年推进度为：3.60300=1080m 。5.1.4 回采工艺采煤工作面采用综合机械化放顶煤走向长壁后退式全部跨落采煤方法。工作面采用采煤机采煤、装煤，刮板输送机运煤，顺槽使用转载机和破碎机及可伸缩胶带输送机，切眼用液压支架，顶板随液压支架的前进而跨落。1)进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。 2)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0.600 米后停机；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

50、）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。5.1.4 工作面端部割三角煤斜切进刀示意图落煤方法采用MLS3-340型双滚筒采煤机割煤，选取低位放顶煤支架，支架尾梁摆动插板伸缩放顶煤。采煤机端头斜切式进刀，双向割煤，往返一次进两刀，两刀放一次顶煤,其中割煤高度3m，放煤高度平均4.5m。1)装煤方法利用采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤。后部刮板输送机运顶煤。前后两部刮板输送机平行运煤集中到顺槽运输机外运。2)运煤方法工作面采用SGZ764/264型刮板输送机运煤。SZZ730/1

51、32型转载机转载，运输平巷采用STJ1000/2160输送带运煤。3）支护方法工作面采用ZFSB3200/16/28型放顶煤液压支架跟机移架支护方式支护，上、下端头采用双销顶梁配合单体柱支护。上下顺槽采用十字交接顶梁配合单体支柱支护。4）放煤顶煤由顶板压力，支架反复支撑，尾梁上下摆动等综合方式进行松动，支架收回插板，下摆尾梁放煤。根据工作面情况，本工作面为一次采全高工作面，采用两刀一放。放煤时，从工作面一端开放煤口，一次放出顶煤。工作面推采出切眼，架后顶煤冒落即开始放煤，放煤要从工作面一端开始单向进行，按顺序一次放出顶煤。在推采过程中注意观察顶板情况，若工作面推采出切眼后15m，顶板不落，必须采用放震动炮的方式崩顶，迫使顶板下落。5)工艺流程割煤移架推前溜割煤移架放煤推前溜拉后溜。5.1.5采煤设备选型1. 采煤机采煤机选型计算1）采煤机平均割煤速度8煤采煤机平均割煤速度8煤煤厚为7.5m，采用放顶煤工艺，采3m，放4.5m，V=Qd（L+I）/(603TKLHBC) 式中：V采煤机平均割煤速度，m/min；Qd工作面日产量，5556t，因其是放顶煤，故为5556/3=1852t；L工作面长度，180m；I采煤机开缺口行程，取50m；T每班工作时间，取6h；K工作面开机率，取0.6；H工作面平均采高，取3m