采矿工程毕业设计（论文）-京庄矿8号煤层开采设计

1、山西大同大学本科生毕业设计中文题目：京庄矿8#煤层初步设计 英文题目： Preliminary design of 8# coal seam in Jing Zhuang mine 学 院： 煤炭工程学院 姓 名： 学 号： 专 业：采矿工程 班 级：16专升本二班 指导教师： 职 称： 完成日期： 2018 年 5 月 31 日摘 要本次设计主题京庄矿8#煤层矿井初步设计京庄矿位于大同市西南约20km，大同煤田东部，煤层平均厚度为2.56m。井田面积为22.3平方公里，工作面长度为160m，工业储量为7.9Mt，可采储量为7.1Mt，矿井生产能力为1.0Mt/a。年工作日为330天，日工作班

2、数为4班。由通风报得知瓦斯相对涌出量平均为0.2m3/t，属于低瓦斯矿井，煤层为易自燃煤层。开拓方式采用主副立井开拓方式，采煤工艺为倾斜长臂采煤法。关键词：基本资料；矿井开拓；采煤工艺全套图纸加扣 3346389411或3012250582ABSTRACTThe design theme of 8# coal seam mine in Jing Zhuang mine is preliminarily designed.The Jing Zhuang coal mine is located in the southwest of Datong, about 20km, and the ave

3、rage thickness of the coal seam is 2.56m in the east of Datong coalfield. Ida area is 22.3 square kilometers, the length of working face is 160m, industrial reserves are 7.9Mt, recoverable reserves are 7.1Mt, and mine production capacity is 1.0Mt/a. The annual working day is 330 days, and the number

4、 of daily working classes is 4.According to ventilation report, the average gas emission is 0.2m3/t, which belongs to low gas mine and coal seam is easily spontaneous combustion coal seam.The development way is to use the main and auxiliary shaft development methods, and the mining technology is inc

5、lined long arm coal mining method.Keywords:Basic information; mine development; Mining Technology目 录1 井田概述和井田地质特征11.1矿区概述11.1.1矿区地理位置11.1.2矿区地形地貌11.1.3矿区水文简况11.1.4矿区的气候21.1.5矿区的地震资料21.2井田地质特征21.2.1井田勘探程度21.2.2矿区地质层位概况31.2.3矿区井田构造41.3煤层的埋藏特征51.3.1煤的层数51.3.2煤的物理性质及煤岩特征61.3.4煤的其他性质71.3.5煤的风氧化72 井田境界、储量

6、与工作制度82.1井田境界82.2工业储量的计算82.3矿井的工作制度83 井田开拓103.1井田开拓的确定103.2井筒103.3开采水平的设计113.4矿井基本巷道及建井计划113.4.1井底车场形式113.4.2主要开拓巷道134 准备方式164.1带区巷道布置164.2带区巷道运输系统174.3确定带区生产能力174.4带区主要回采巷道185采煤方法205.1采煤工艺方式205.1.1采煤方法的选择205.2液压支架225.3采煤机245.4工作面上下出口支护方式255.5劳动组织和工作面成本256 矿井通风与安全286.1矿井通风系统的选择286.1.1拟定矿井通风系统286.1.2

7、通风方式的选择286.3防止特殊灾害的安全措施327 矿井运输、提升、排水系统347.1主副井提升选型347.1.1确定主、副提升方式347.1.2主井提升347.1.3副井提升367.2运输设备选择及验算367.2.1设备选型原则367.2.2带区运输设备选型及能力验算367.3井下排水438 设计矿井基本技术经济指标44参考文献46致 谢4748山西大同大学煤炭工程学院2018届本科生毕业设计1 井田概述和井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置 京庄矿位于大同市西南约20km，大同煤田东部，地理坐标：东经11258291130834；北纬395832400543。区内有忻州窑、煤

8、峪口、永定庄、同家梁、大斗沟、白洞等大型侏罗系煤层生产矿井；有北羊路、南信庄、南辛庄、银堂沟、槽家窑、郑家岭等村庄，属大同市南郊区管辖。京庄矿处于老矿区及大同市郊区，京包铁路、大秦铁路，北同蒲铁路，均交汇于大同市，大运、京大高速公路均已建成通车，区内有大同至王村铁路专线，忻州窑运输干线；次级公路成网，交通运输方便。1.1.2矿区地形地貌京庄矿位于山西省北部、吕梁北部黄土高原区、大同煤田北东部，为低山丘陵地貌，中部沟谷发育，为低山丘陵台地，海拔高程12001400m。全区地形东南边缘口泉山脉较高，最高标高1550m；最低处位于口泉河河床，标高1100m，相对高差450 m，一般标高约1300m。

9、井田大部被黄土覆盖，沟谷及山脊有基岩出露。1.1.3矿区水文简况井田属海河流域永定河水系，桑干河北岸支系。区内主要河流有十里河、口泉河、鹅毛口河。十里河位于大同市西南，为大同煤田内最大河流，流域面积1044km2，全长61.5km，河床宽50-60m，坡度0.21%，树枝状水系，历史上最大流量224m3/s，最小0.003m3/s。口泉河流经本井田，流域面积600km2，全长50km，河床宽20150m，坡度57%，树枝状水系。为间歇性河流，平常流量很小，且主要靠矿坑排水补给，雨季山洪爆发流量猛增，最大洪峰流量达600m3/s。鹅毛口河位于大同煤田南部，流域面积110km2，全长12km，河床

10、宽80130m，坡度1.8%，树枝状水系。最大流量0.043m3/s。1.1.4矿区的气候本区属大陆性气候。冬季严寒，夏季炎热，气候干燥，风沙严重。年均气温6.88.8，年极端最高气温37.2，年极端最低气温-26.5，季节温差和昼夜温差显著；历年年降水量28.08431.5mm，69月份降水量最多，约占全年降水量的80%；历年蒸发量1885.12386.3mm，57月份蒸发量最大，约占全年蒸发量的5060%；大同风沙多且著名，西北风几乎贯穿全年，5月风力最大，风速14.022.0m/s；冰冻期当年11月至次年3月，最大冻土厚1.56m；最大积雪深度22cm，历年霜冻期177218天。1.1.

11、5矿区的地震资料大同市及周边地区为地震多发地带，但多为众多小震形式出现，其中1989年10月18日大同县阳高县地震震中烈度8级，造成重大灾难。1.2井田地质特征1.2.1井田勘探程度大同煤田地质工作开展较早，1938年日本人进行了包括本井田在内的1/万地质测量。19521966年，山西煤田地质勘探115队进行过不同比例尺的地质测量；19821985年，山西煤田地质勘探114队、115队进行1/万地质修测成图。1986年12月，山西煤田地质勘探115队提交山西省大同煤田北部石炭二叠系详查勘探地质报告，1987年10月山西省煤炭工业管理局以第8701号文批准，本井田位于该详查区内。2001年12月

12、，山西煤田地质勘探115队提交大同煤田同忻井田石炭二叠系精查地质报告，2002年1月国土资源部以国土资认储字2002160号文批准。2005年2006年1月，山西煤田地质勘探115队受大同煤矿集团委托，依据同忻井田历次勘查所获的原始地质资料，按煤、泥炭地质勘查规范和国土资源部划定的同忻井田范围进行综合整理、分析研究，编制了本次评估利用的山西省大同煤田同忻井田石炭二叠系煤炭资源储量核实报告，该报告经国土资源部矿产资源储量评审中心评审，国土资源部以“国土资储备字2006100号”关于山西省大同煤田同忻井田石炭二叠系煤炭资源储量核实报告矿产资源储量评审备案证明予以备案。2009年7月，山西省煤炭地质

13、115勘查院编制了山西省大同煤田同忻井田（扩界）石炭二叠系煤炭资源储量核实报告，该报告经国土资源部矿产资源储量评审中心评审，国土资源部以“国土资储备字2009249号”关于山西省大同煤田同忻井田（扩界）石炭二叠系煤炭资源储量核实报告矿产资源储量评审备案证明予以备案（附件11）。1.2.2矿区地质层位概况京庄矿位于大同煤田的东北部边缘，含煤地层上部为侏罗系，下部为石炭二叠系。前者已开发利用，且资源面临枯竭；后者尚未开发，大同煤矿集团申请开发后者。故仅介绍石炭二叠系含煤地层的地质特征及煤炭资源基本情况。根据钻孔及区域资料，同忻井田内地层由老到新为：上太古界集宁群，古生界寒武系、奥陶系、石炭系和二叠

14、系，中生界侏罗系以及新生界第四系。现分述如下：1.上太古界集宁群（Ar3jn）上太古界集宁群由古老变质岩系的花岗片麻岩组成。井田内深埋沉积覆盖层之下，井田外的东南部口泉山脉有大范围出露。2.古生界1）寒武系（）大同地区缺失元古界，下古生界寒武系直接覆盖于上太古界集宁群之上，出露于井田东南界外口泉山脉一带。寒武系岩性底部为砂质泥岩、粉砂岩、页岩夹薄层白云岩、泥灰岩；中部主要为鲕状灰岩夹白云岩；上部为厚层状灰岩夹泥质条带灰岩及竹叶状灰岩。地层厚度约460m。2）奥陶系（O）区内仅出露下统，岩性主要以灰、深灰色厚层状石灰岩为主，夹灰色及浅灰色泥质灰岩和白云质灰岩。地层厚度0-63.50m。3）炭系（

15、C）中统本溪组（C2b）：岩性为深灰、灰色夹少量紫红色铁质泥岩、铝土质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹薄煤层和1-2层石灰岩。与下伏亮甲山组平行不整合接触。厚度11.26-42.32m，平均厚度23.81m。上统太原组（C3t）：岩性为灰白、灰、深灰色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、高岭质泥岩及煤层。本组为大同煤田下部石炭系主要含煤地层，共含煤十余层，其中3-5、8号煤层为较稳定的主要可采煤层。井田东部和西部煤层遭受煌斑岩侵入，一方面煤层层位遭置换，一方面使煤质硅化变质。太原组由北向南变薄，厚度19.0592.46m，平均厚度72.39m。与下伏本溪组整合接触。4）二叠系（P）下统山西组（P1s）：主要

16、岩性为灰白、灰、深灰色砂岩、砂质泥岩、夹有煤层，山西组含煤4层，仅下部的山4号煤层局部可采，其它煤层零星分布不可采。井田内分布与太原组相近，最北、最南部沉积缺失，本组厚度075.37m，平均厚度23.41m。山西组之上的下石盒子组、上石盒子组、石千峰组均缺失。3.中生界井田内赋存中生界的侏罗系下统永定庄组，中统大同组和云岗组，三叠系和白垩系缺失。大同组为主要含煤地层，由大同煤矿集团所属各矿开采，现已基本开采殆尽，不是本次评估的对象，不再叙述。4.新生界井田内缺失第三系，第四系为中、上更新统及全新统。中、上更新统下部为亚粘土，亚砂土，上部为马兰黄土。全新统主要为现代风积、洪流积物，多分布于河床及

17、沟谷中。新生界总厚度022.8m，平均厚度4.50m。1.2.3矿区井田构造京庄矿处于大同向斜的东翼。基本构造形态为一走向N1050E，倾向NW、东高西低的单斜构造，地层倾角一般310。东南及南部靠近煤层露头处的口泉山一带地层陡峭，倾角一般3080，局部直立、倒转，向西北方向很快变为平缓，井田构造简单。1.断裂井田内断裂稀少，仅发现2条正断层，沿NNE向展布，落差仅10m左右。南部边界白洞一带发育一逆断层，落差较大，井田南部边界处有一条逆断层。2.陷落柱据钻孔资料，1308孔附近推测存在一不规则陷落柱，可能由岩溶陷落所致。在侏罗系矿井中也揭露出一些陷落柱，多呈不规则状。3.褶皱井田内存在两个较

18、大褶曲，即刁窝咀向斜和韩家窑背斜、褶曲幅度较小，均为舒缓波状。伴随背斜和向斜，产生一些次级波状小褶皱。井田内断裂稀少，且落差很小；褶皱幅度小，且多呈波状。对煤层破坏作用不大， 对煤层开采不会带来太大影响。陷落柱多为不规则状，且未勘查清楚，对煤层开采有一定影响，开采过程中应加以重视。1.3煤层的埋藏特征1.3.1煤的层数井田含煤地层为侏罗系和石炭二叠系，前者俗称上煤系，不属于本次评估对象；后者俗称下煤系，为本次评估对象。山西组厚0-75.37m，平均厚23.41m，含煤4层，自上而下为山1、山2、山3、山4号煤层，煤层总厚平均0.96m，含煤系数4.0%。山4号煤层为局部可采煤层，其它煤层零星分

19、布，为不可采煤层。太原组厚度19.0592.46m，平均厚度72.39m。含煤10层，自上而下为1、2、3-5、6、7-1、7、8、9、10、11号煤层，煤层平均总厚20.64m，含煤系数29%。其中2、3-5、8、9号煤层为可采煤层；3-5、8号煤层为主要可采煤层。其它煤层极不稳定，仅零星分布，个别点可采，无工业意义。可采煤层：1.山4号煤层：位于山西组下部，煤层厚07.55m，平均0.67m。含夹矸04层，一般12层。属煤层结构简单较简单、局部可采的不稳定型煤层。2. 2号煤层：位于太原组上部，上距山4号煤层16.6038.80m，平均28.32m。煤层厚06.80m，平均0.94m。属煤

20、层结构简单较简单、局部可采的不稳定型煤层。3. 3-5号煤层：位于2号煤层之下0.709.60m，平均2.28m。煤层厚035.31m，平均厚度13.67m，最厚点位于永5号孔。该煤层厚度大，层位稳定，为全井田大部可采的较稳定型煤层。煤层结构复杂，一般由815分层组成，含矸平均约17%。受煌斑岩侵入破坏，部分地段煤层失去工业价值。4. 8号煤层：位于6号煤层之下，煤层厚7.4751.56m，平均24.42m，煤层厚013.70m，平均2.56m。含夹矸08层，一般01层。属结构简单较简单、大部可采的较稳定型煤层。受煌斑岩侵入破坏，部分地段煤质硅化，2106孔煤质失去工业价值。5. 9号煤层：位

21、于8号煤层之下0.917.88m，平均6.63m，煤层厚06.82m，平均0.98m。含夹矸03层，一般01层。属结构简单较简单、局部可采的不稳定型煤层。煌斑岩仅在西部2个钻孔中见到，对煤层影响不大。1.3.2煤的物理性质及煤岩特征区域变质煤各可采煤层以弱玻璃光泽为主，少量玻璃光泽或沥青光泽，层状、均一状结构，块状构造，参差状断口，内生裂隙发育。宏观煤岩以半亮型煤为主，半暗型煤其次。半亮型煤以亮煤为主。半暗型以暗煤居多。接触变质煤按与岩浆岩远近分三类：与岩浆岩直接接触的硅化煤，无色，土状光泽，块状构造，粗糙状断口，结构杂乱；天然焦、紧接硅化煤，刚灰色，略具金属光泽，气孔发育，块状、似焦炭；变质

22、煤，位于天然焦与正常煤之间，与正常煤物理性质相近。显微组分：区域变质煤：有机组分以镜质组为主，丝质组次之；镜质组主要为基质镜质体与云质镜质体；丝质体多为碎屑丝质体、粗粒体、氧化丝质体及少量火焚丝质体；无机组分以粘土类矿物为主，其他组分含量很少。接触变质煤：天然焦有机组分有的全部为天然焦，有的以天然焦为主，含少量镜质组、半镜质组、丝质组和稳定组；无机组分以粘土类为主，碳酸盐含量明显增多；变质煤的无机组分和有机组分与正常煤无明显区别；硅化煤介于天然焦与变质煤之间。1.3.4煤的其他性质全硫：原煤全硫山4、2、3-5号煤层平均小于1.00%，在0.750.95之间； 8、9号煤层平均大于1.00%，

23、分别为2.31%、2.39%。山4、2号煤层为低硫煤，3-5煤层为中硫煤， 8、9号煤层为中高硫煤，各煤层间自上而下硫分增高的规律明显。发热量：各煤层原煤发热量平均在21.1325.54MJ/Kg之间，以山4号煤层较高，均为中热值煤。浮煤发热量较原煤提高611MJ/Kg。煤灰熔融性及灰粘度：软化温度普遍大于1350，部分大于1500，各煤层均为中等高软化温度煤灰。3-5、8号煤层煤灰粘度均为不熔。粘结性和结焦性：各煤层粘结指数平均在78.783.8之间；胶质层最大厚度均为22mm，各层平均在11.513.4mm之间。结渣性：3-5号煤层结渣率最低，山4、8号等煤层结渣率均属中等强结渣煤。可磨性

24、：哈氏可磨系数45.267.4，大多小于60%，为较难磨煤，个别大于60为中等可磨煤。1.3.5煤的风氧化本井田的风氧化煤仅分布于井田东南部地区高陡煤层出露地段。据地表及小煤窑调查，风氧化煤多为土状光泽，棕褐、黑灰、黑色，裂隙发育，结构疏松，粉状或碎块状，一般无可燃性。风氧化煤的水分、灰分较高，发热量低，无粘结性。2 井田境界、储量与工作制度2.1井田境界 本井田位于山西省北部、吕梁北部黄土高原区、大同煤田北东部，为低山丘陵地貌，中部沟谷发育，为低山丘陵台地，海拔高程12001400m。全区地形东南边缘口泉山脉较高，最高标高1550m；最低处位于口泉河河床，标高1100m，相对高差450 m，

25、一般标高约1300m。井田大部被黄土覆盖，沟谷及山脊有基岩露。2.2工业储量的计算井田内大部分地区地层倾角平缓，倾角为3，采用煤层的伪厚度及煤层水平投影面积估算。井田的地质储量的计算公式：Z=s*r*m （2-1）关于以上公式参数的确定： 1.s-用井田的水平投影面积。2.m-煤的平均厚度。2.56 3.r- 煤的容重,1.4t/m 38煤层的平均厚度为2.56m；井田面积为22.3平方千米，煤的容重为1.4t /m 3，由上面的公式可计算出8工业储量为：Z=s*r*m=7992万吨可采储量=工业储量-损失煤量=7192.8万吨2.3矿井的工作制度查阅煤矿矿井开采设计手册（上册）可确定该工作矿

26、井的年工作数是330天，每天的净提升时间为14小时，采用“四六”制。生产能力=工作面长度*煤层厚度*容重*循环次数*回采率*330*截深 (2-2)生产能力=160*2.56*1.4*6*330*0.9*1=102万吨矿井的年设计生产能力（井型）A，服务年限T及可采储量Zk，三者的关系用下式表达：T=本公式见煤矿矿井采矿设计手册（上册）公式233，式中： K矿井储量备用系数，可取1.4 Zk井田可采储量，万吨当A102万t/a时，该矿井的服务年限为50年。3 井田开拓3.1井田开拓的确定本设计为大同矿务局京庄矿初步设计，井田面积为22.3平方公里，井田结构是简单较简单、大部分可采的较稳定型煤层

27、，一般倾角为3。开拓方式的选择：本矿井8号煤层埋藏深，水文地质简单，因此适用立井开拓。3.2井筒矿井投产前，要先开掘主井、副井、回风井。到生产中期，因地制宜可另行开凿风井。其中主3.2矿井开拓巷道立井作为主提升井，在井筒内安设箕斗，用来提升煤炭；副立井：配备罐笼，用来提升矿井人员、材料、设备、矸石；风井主要用来回风。具体见下表：图3-1 风井井筒断面图表3-1 主井井筒特征表井 型0.9Mt/a提升容器两套12t箕斗带平衡锤井 筒 直 径6.5m井 深400m井筒断面积23.76m2井筒支护混凝土井壁厚450mm充填混凝土50mm基岩段毛断面积31.17m2表土段毛断面积45.36m2 3.3

28、开采水平的设计 井田主采煤层为3-5号煤层和8号煤层，其他煤层暂不考虑，本次设计主要研究煤层为8号煤层。8号煤层倾角为3，有局部近水平煤层，因此特设计为单水平开采。3.4矿井基本巷道及建井计划本设计的井田仅有一层近水平可采煤层，采用双立井盘区式开拓方式，通风方式为中央并列式，运输大巷布置在8煤层的底板岩石中。3.4.1井底车场形式图3-2 井底车场平面图 1.井底车场形式选用立井刀式环形井底车场，采用固定式矿车运煤，调车方式为顶推。主要有空车线、重车线、材料车线、回车线、调车线和人车场等线路。2.井底车场硐室布置在副井井底内硐室有：水泵房、水仓、中央变电所等。井底车场巷道和主要硐室的断面为半圆

29、拱，支付方式为锚喷。 1）水仓 据有关资料，本矿的正常涌水量为45m3/h，小于1000m3/h。 故 V=Q8式中：V水仓容积，m3； Q矿井正常涌水量，m3/h；由此：V=845=360m3布置有主、副两个水仓，两个水仓的容量相同，所以每个水仓的容量为180m3。由水仓的容量为180m3，每水仓的长度可由容量除以断面积，设定水仓断面积为10m2 则L=18010=18m2）井底车场平面设计选用1.5t的固定式矿车运煤，其长度为2400mm,一列矿车一般有二十个车厢，车场内的空、重车线调长度可都按1.5倍列车长度计算，最后取取调车线长度为100 m。3）调车方式重列车在电机车牵引下，进入调车

30、线，接着对电机车进行摘钩，等其过了第一个道岔、错车线，第二个道岔后，然后回到列车尾部，顶推列车，使其进入副井重车线。最后，电机车由第一个道岔和绕道回车线进入副井空车线，将空列车牵引出井底车场。矿车在井底车场内是环形运行的。图3-3 运输大巷断面图3.4.2主要开拓巷道 运输大巷布置在煤层中，其特征表如下：图3-4 双轨道大巷表3-2 单位工程量及材料消耗表名称坚固性系数支护形式净周长净断面掘进断面混凝土消耗树脂锚杆水沟拱墙单位挂网锚喷mm2m2m3m3根m数量3-514.1314.3816.40.720.32111备注水沟采用一号水沟，锚杆排距800mm800mm 轨道大巷布置在岩层中，其特征

31、值如下：表3-3 单位巷道工程量及材料消耗表名称坚固性系数支护形式净周长净断面掘进断面混凝土消耗树脂锚杆水沟铺轨拱墙单位挂网锚喷mm2m2m3m3根mm数量3-514.1314.3816.40.720.321112备注水沟采用一号水沟，锚杆排距800mm800mm回风大巷布置在岩层中，图表如下： 图3-5 回风大巷断面图表3-4 单位巷道工程量断面/m2设计掘进尺寸喷射净设计风速宽度/m高度/m厚度/m17.312.36500040001004 准备方式4.1带区巷道布置 本井田中煤层为缓倾斜煤层，井田准备方式带区开采，共划分为6个带区。井田走向长度1154m，倾向长度为821m。井田采用高产

32、高效矿井巷道布置方式，在大巷两旁直接布置采煤工作面，不需要开掘带区上下山。工作面通风方式为U型通风。工作面布置的回采巷道有分带运输斜巷和分带回风斜巷。同时，在工作面推进大巷两旁时需留设保护煤柱，也就是工作面的停采线的位置，用来保护大巷的稳定性，根据煤层的厚度和顶板岩层留设30m的煤柱。分带斜巷与大巷连接方式有石门、溜煤眼、，斜巷连接等方式。结合本矿井确定的开拓方式以及分带斜巷与三条大巷的层位关系，设计采用斜巷的连接方式完成分带斜巷与大巷之间的物料、人员、煤炭的运输。连接方式如图所示：图4-1 首采工作面示意图该矿井采煤工作面设计采用后退式开采顺序，斜巷布置和掘进采用沿空掘巷。沿空掘巷是完全沿采

33、空区边缘或仅留很窄煤柱掘进巷道，防止采空区的水与有害气体串入巷道，危及安全生产，可以有效减少煤炭的损失，提高工作面回采率，虽然不能够减少斜巷的长度，但也减少了开掘工程量，降低了开掘成本，维护费用也减少了。4.2带区巷道运输系统矿井煤的运输全部采用胶带输送机，可以保证连续运输。1、运煤系统采煤工作面分带运输斜巷运输大巷井底煤仓主井箕斗提升机地面。运材料设备系统2.材料采用矿车运输。地面副井井底车场轨道大巷分带回风斜巷采煤工作面3、排矸系统矿井的排矸路线与矿井的材料设备运输路线相反。4、排水系统在工作面水自流入运输大巷水沟，经水沟水排入井底车场水仓，然后经管道排入地面。4.3确定带区生产能力设计井

34、型为1.0Mt/a，综采，工作面长160m。工作制度为四六制，即三采一准。现以首采工作面为例进行计算。具体可按下式计算：A0=LV0MC0 （4-1）式中：A0工作面生产能力， t/a； L工作面长度，m； M煤层厚度，m； V0工作面年推进长度，20000m/a; 煤层容重，tm3； C0工作面回采率，取C00.9。则矿井年生产能力：A0=1602.420001.40.9=103（万t/a），一个工作面产量为1.0M t/a，符合要求。4.4带区主要回采巷道自运输大巷挖掘材料车场、进风行人斜巷，而后在煤层中沿倾斜方向掘进分带运输进风斜巷至上部边界，同时沿煤层倾斜向上掘进分带工作面回风运料斜巷

35、。运输进风斜巷和回风运料斜巷掘至上部边界以后即可沿煤层开掘开切眼，贯通两条斜巷，在开切眼内安装工作面设备，经调试后沿俯斜推进的倾斜长壁即可进行采煤。其主要回采巷道断面如下：表4-1 斜巷主要参数围岩类别断面/m2掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净设计掘进宽度高度形式外露长度排列方式排间距长度直径顶帮顶帮顶帮煤15.716.947003600100树脂50矩形80080080080024002400202016.8图4-2 运输进风斜巷断面图图4-3 回风运料斜巷断面图5采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1采煤方法的选择 该井田地质构造简单，煤层倾角不大，8煤层为中厚煤层，顶、底

36、板较稳定。综合考虑地质构造情况、技术水平、经济效益等, 最后选用普通综采工艺方式进行开采。回采工作面长度根据工作面年生产量和工作面的斜巷布置，回采工作面长度为160m。工作面的推进长度依据8号煤层1带区的地质条件及总体设计确定，工作面得推进长度在2000m左右。推进方向:沿走向布置，倾向推进。根据循环图表，工作制度为四六制，三采一准的作业方式，每天完成6个循环，采用1m截深的采煤机，最终得到的工作面的日推进长度为6m。1.工作面长度的确定工作面长度按下式验算： （5-1） 式中：A0工作面生产能力，万t/a M煤层厚度，m； 煤层容重t/m3； L工作面长度，m； C0工作面回采率，取C0=0

37、.9； V0工作面年推进长度解得工作面长度L为160m.2.确定选择“三机”型号和进刀方式工作面“三机”为刮板输送机、采煤机和液压支架。型号：MG650/1620-WD型采煤机一台；ZZ8800/18/38型支撑掩护式液压支架100架；SGZ-800/800刮板输送机一部。3.回采工作面落煤方式需要装备双滚筒采煤机用于采煤，落煤方式：当人面向煤壁时，双滚筒采煤机的的右滚筒是右螺旋，顺时针割煤；而左滚筒为左螺旋，逆时针割煤。采煤方法采用双穿梭割煤法。当采煤机在采煤工作面的一端斜切进刀，前滚筒割顶部煤层，后滚筒割底部煤层。采煤机到达另一端后斜切进刀，返回的过程中再割一次煤。往返割两刀煤。割煤方式为

38、往返一次割两刀。4.采煤机进刀方式双滚筒采煤机端部割三角煤斜切进刀，具体如图5-1所示： 图5-1 采煤机端部斜切进刀5.移架方式和移架顺序采用及时支护，即割煤后，紧跟着移架，然后距离采煤机一定距离推移输送机，其工序可以简化为割煤、移架、推溜，一架时支架要与顶板保持一定压力，移架步距要与采煤机滚筒截深相适应，为1米。液压支架的移架顺序采用单架依次顺序，要确保支架能够移成一条直线，这样操作简单、方便，安全，工作面环境好。6.综采面端头作业工作面机头、机尾分别用2台端头支架以及单体柱进行支护，其滞后普通支架一个截深，又因为端头离超前支护20m的范围内属于英里集中区，故端头支架必须达到初撑力。7.采

39、空区管理采用全部跨落法处理采空区，当顶板不易垮落时，采取注水软化。8.主要设备技术参数结合本矿井煤层厚度、地质情况、技术水平，该工作面采用普通综采。5.2液压支架选用支撑掩护式液压支架，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并根据矿井实际情况，工作面上、下端头空顶区采用SDA(T10)型端头支架支护，以及佳木斯煤机厂生产的ZY35B型支撑掩护式支架。工作面机头和机尾一共布置端头架4架，中间架100架，共计104架。相关数据见表5-1和表5-2。表5-1 SDA(T10)型端头支架技术特征表型 号SDA(T10)工作阻力（kN）4500初撑力（kN）1810最小支撑高度（m）1.80最大支

40、撑高度（m）3.45支护强度（MPa）0.3230.404中心距（mm）1750质量（t）18.0表5-2 工作面液压支架技术特征项 目单位数目型 号ZZ8800/18/38型液压支架型 式支撑掩护式支撑高度m1.83.8支架宽度m1.651.85中心距m1.75推溜力kN990拉架力kN505工作阻力kN8800支护强度MPa0.94初撑力KN7755底板比压MPa1.92推移步距mm800质量t20.453制造厂家沈阳天安、重庆大江信达1.支架支护强度的验算：根据经验，可按下式进行计算：支架支护强度校核由校核公式知：g = 9.8kHrcosa103 (5-2) 式中: g顶板对支架的压强

41、，Pa； k采高的倍数,取8倍； H工作面的采高，2.56 m； r顶板岩石容重，最大取2.7t/m3； a煤层平均倾角,3。代入数据得: g =9.882.42.7cos3103=0.49MPa0.94MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求。根据ZZ-8800/18/38型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为8800kN。经验算，工作面阻力P在支架额定工作阻力的80%的范围内，符合要求。2支架初撑力校核支架初撑力约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%8800kN =6600kN 由液压支架技术特征表可知，支架的初撑力为7755KN，符合要求。5.3采煤机表5-3 MG65

42、0/1620-WD型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG650/1620-WD采高1.5-3.0m适应媒质硬度F4煤层倾角15截深800mm滚筒直径1.4m牵引方式销轨式牵引力775/388kN牵引速度12.525m/min两摇臂回转中心距离8460mm机面高度1549mm下切深度350,470,600mm喷雾灭尘方式内外喷雾冷却方式截割、牵引、破碎、泵站电机用冷水总重85t生产厂家天地科技股份有限公司上海分公司5.4工作面上下出口支护方式工作面采用单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。1.工作面运输平巷的超前支护从煤壁线向外20m进行超前支护，为三排支设，靠近工作面煤体侧，安设20m一排

43、单体柱，柱距为1m；另一侧同样安设一排柱距为1m的单体支柱，在距工作面煤体侧1.5m打第三排单体柱，配合工字钢顶梁支护。同时要打4排锚杆，巷道为矩形巷道，垂直打入顶板岩层中，遵循悬吊理论。2.工作面回风平巷的超前支护工作面两斜巷的超前支护均相同。5.5劳动组织和工作面成本移架、推溜、清煤等工作是以采煤机割煤为中心进行的，采用分工种追机平行作业，有利于空间、工时的发挥进而展现综采的优势。工作面采高为2.56m，采用双滚筒一次采全高，截深为1m。工作制度为“四六”制，即三采一准，上一班与下一班之间实行现场交接班制，每班工作时间为6个小时。劳动组织配备表和正规循环作业图表如下：工作面循环产量按下式计

44、算：日产量=年产量/330d=3090t则工作面循环产量为：Q=日产量/循环进度=515t 表5-4 劳动组织配备表序号工种出 勤 人 数合计一班二班三班四班1班长111142采煤司机222283工作面开溜工111144运输机司机222285转载机司机111146泵站司机111147绞车司机111148电工、检修工222289瓦斯员1111410支架工2222811安全员2222812综合工种555520合计2121212184表5-5 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面长度m1602采 高m2.563煤的容重t/m31.44循环进度m15循环产量t5156日循环数个67日

45、产量t30908坑木消耗m3/万t69回采率%90图5-2 正规循环图标6 矿井通风与安全6.1矿井通风系统的选择6.1.1拟定矿井通风系统表6-1 矿井通风系统通风方式中央式对角式混合式通风方法抽出式压入式混合式通风网络串联并联串并联 6.1.2通风方式的选择通风方式的选择，原则是多出煤，少投资，高效益，高回报。1、根据有关规定， 每个矿井配备安全出口，并且不少于两个；2、降低通风的费用。主要风道断面不能太小，壁面要求光滑，拐弯要求要缓，断面变化要求尽可能要均匀。确保使每个采区产量均衡，通风阻力接近；3、进风井要避免混入尘土、污风、矸石燃烧气体。设置进风井和回风井地点的地层稳定，施工地质条件

46、越简单占地越少越好；4、满足瓦斯、火、尘、水和高温等对矿井通风的要求，同时还要符合采区与掘进通风的有关要求，并且要考虑下一个水平的通风；5、回风井的服务范围3Km左右。通过对通风方式的比较以及结合矿井的地质情况，最终采用中央分列式通风。生产后期，如果有需要，应尽可能多地开设风井。6.2 矿井总风量的计算综采工作面实际需风量，应按以下内容计算，最终取其中最大值。确保工作面有适宜作业的空气环境。1.按井下同时工作的最多人数计算 （6-1）计算的式中：N-在煤矿上工作的人数，6人；4-每个工人提供的风量，m3/min；-煤矿通风方面的一个数据，其中包含煤矿里失去的风和对风量的不均匀分配，一般可取1.21.25。这个煤矿工作最多达到40个人。矿井的通风系数取1.2，所以矿井的总量是： m3/min2.按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算： （6-2）在这个公式中：-在煤矿工作中需要的风总和量，m3min；-掘进面需要风量的总和，m3min；-硐室需的总风量，m3min；-其它方面所需风量的总和，m3min。 1）采煤工作面的需风量在计算工作面时需要瓦斯：结合煤矿实际情况，煤矿达到一