矿采区设计论文06180.doc

煤矿开采毕业设计设计题目： 钱家营矿采区设计目 录第一章 矿井概况3第二章 采区概况5第三章 采区储量与生产能力12第一节 采区储量12第二节 采区生产能力及服务年限13第四章 采区巷道布置14第五章 采区巷道布置方案的选取15第一节 方案技术比较17第二节 方案的经济比较20第六章 采煤工艺30第一节 采煤工艺方式的选择30第二节采煤工艺40第七章 采煤工作面生产技术管理53第八章 安全技术措施57附图：采区巷道布置平、剖面图2、采煤方法图。第一章 矿井概况钱家营矿是开滦集团煤业分公司下属的大型骨干生产矿井，年设计生产能力400万吨。矿井1978年开工建设，1988年12月份建成投产，1999年达到设计生产能力（生产原煤428万t），1999年12月份改制为开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司，2002年10月份通过专业化重组，形成了煤业、多经、经贸和社区专业化分工的管理格局,2007年产煤549万t。钱家营矿业分公司位于河北省唐山市丰南区钱家营镇，京山铁路在井田西北经过，工业广场至京山铁路线唐山南站和古冶站，直线距离分别为14.5km和16km，有钱吕铁路与矿区支线古、吕、范铁路接通，生产的煤炭经古冶站外运，区内公路便利，有唐钱、唐吕及津唐、唐港高速公路通过。井田东北部和北部分别与钱家营（范各庄矿）井田和吕家坨井田相邻。采矿登记矿井边界深部至各煤层的-1200米底板等高线，浅部为各煤层潜伏露头线，西部至27号勘探线，东部边界为钱范、钱吕矿井边界，矿井走向长16.9km，倾斜宽4.7-8.8km，井田总面积88.3201 km2。附地理交通位置图11。地理坐标为：东经：11814121182443 北纬：393013393832图11 钱家营煤矿地理位置图20002006年主要生产指标项目单位2000年2001年2002年2003年2004年2005年2006年原煤产量万t/a429458541552551550556精煤产量万t/a3470113176掘进进尺m198312357527091248132544725531开拓进尺m564356396156600061846501全员劳动效率t/工10.110.310.611.011.415.018回采工作面单产万t/个/月10.811.111.912.713.313.92采煤机械化程度%100100100100100100100原煤制造成本元/t61.2770.2876.5979.2196.91109.48119.11企业综合成本元/t83.4389.7593.05102.07125.81148.0168.62企业利润万元12158158112878823486312134486645108原煤灰分%32.2732.4932.5132.3632.9935.81期末职工人数人8868886878165471554967357032第二章 采区概况一、 矿井开发、生产简史及生产能力开滦钱家营矿于一九七八年开始建设，一九八八年十二月建成投产。矿井设计年生产能力400万吨。是一座新型特大型综合机械化矿井。目前，正处于产量递增时期，二零零七年生产原煤550万吨。二、 矿井位置、地貌、交通、气候、地震情况： 钱家营矿井位于河北省丰南钱家营镇，开平煤田向斜东南翼的西南端。 井田地质地貌为冲积平原区，整个井田由82775.7m厚的第四系冲积层覆盖。井田内地势平坦，地形呈东北高，西南低，标高介于+7.0+24.6m之间，坡度约为千分之一。区内有大小35个村，一个镇政府、水泥厂、钢铁厂、乡镇企业34个及变电站一座；距京山线10.2km，有专线铁路与京山线古冶站接通，并与吕家坨、林西、唐家庄、热电厂有铁路连接。井田范围内有古奔公路，往南与唐港高速相连，向北连接京沈高速。水路交通东有秦皇岛海港码头，西有塘沽新港，南有京唐港码头。各种交通便捷，具有良好的运输环境。 三、工农业生产和原料及电力供应矿区内工业以煤炭为主，农业主要种植小麦、玉米、花生，间杂有果园、菜园和苗圃等。本矿井建设期间，所需要建设材料，除钢材、木材和部分水泥需由国家计划供应外，其它砖、石、砂等土产材料，均由当地供应，满足建设需要。进入矿中央变电站的电源计四趟。其中2趟是电网吕家坨变电站35kv输电线，接中央变电站后，以6000v电压馈送一水平；另外2趟是开滦林西发电厂35kv输电线，接中央变电站后，以6000v电压馈送至二水平。四、矿区的气候条件矿区气候属大陆型季风气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥，气候变化较大，春季东风和西北风交替出现，气候干燥少雨，夏秋两季东南和南风常有海面带来的潮湿空气，使矿区多雨；冬季因受西伯利亚蒙古一带冷空气压的影响，多西北风，气候寒冷干燥。每年的7、8、9三个月降雨量占全年降雨量的76。年平均气温10.8c，常年最高气温37.6c，最低气温-22.6，冻土深度0.50.7m，结冰期：11月中旬至次年的3月中旬。 自15世纪有地震记载以来，唐山滦县一带共发生有感地震100多次，震级大于4.75级的10次，其中有六级以上的2次，最大为7.8级，极震度1011度（1976年7月28日，唐山丰南大地震）。根据国家地震局（78）震发科字第11号颁发的中国地震烈度区划分图，本煤田处于丰南境内，地震基本烈度为8度。煤层状况一、 煤层井田内煤层系地质层中共含煤10余层，煤层总总厚度达19.45m,含煤系数为3.9%，其中可采煤层有7、8、9、11、12-1、12-2等8层，集中分布于煤系地层的中部，计有二迭系唐家庄组有7、8、9、煤层，石炭系赵各庄组有11、12-1、12-2煤层。可采煤层总厚度16.84m，主要可采煤层为7、9、12-1煤层，均复杂结构的中厚到厚煤层。二、煤层特征根据钱家营矿资源勘探阶段煤质化验结果，7煤层的工业牌号为1、2号肥煤。煤的硬度f=0.40.9，容重1.57。7煤原煤灰分平均为10.2左右，硫分平均为0.65，属于高灰、低硫煤。12煤层的工业牌号为2号肥煤，煤质稳定，煤的硬度f=0.31.1，容重1.42。12煤原煤灰分平均为8左右，硫分平均为1.31，属于低灰、高硫煤。 煤层特征情况表 表21煤层名称煤厚m倾角结构容重t/m顶板 k层间距m稳定性73.5213简单结构1.571010.5较稳定91.8613简单结构1.5110.51055较稳定124.5413简单结构1.4220289较稳定1、含煤性：本区域内共发育7、9、12六个煤层。本区域总厚度为15.0m。煤系地层总厚度约为530m。含煤系数为2.8 。（详见煤层特征情况表21）2、可采煤层：1）7煤层 7煤层为复杂结构厚煤层。煤厚1.856.16米，平均3.52米。煤层中夹有23层炭质成分含量很高的粉砂岩夹矸（俗称老碴），中间一层厚度较大，约0.4米，广泛发育、比较稳定。煤层厚度由北往南逐渐变薄。在毕区7剖面以南煤厚多在3.0米以下，且受到412大型断裂构造带的影响。 煤岩类型以半亮型和半暗淡型煤为主，中间夹12层暗淡型煤，底部为光亮型煤。煤层中节理裂隙发育，棱角状断口。煤的硬度f=0.40.9，容重1.57。2）9煤层 9煤层为复杂结构的中厚煤层。煤层厚度0.133.45米，平均1.86米。含有12层泥岩、粉砂岩夹石。夹石分布广泛，变化较大，由北往南逐渐增厚，由0.1米至0.9米，在南二至南三石门，由于夹石厚达0.9米，将煤层分为两层。9煤层厚度的变化较大，多是由于煤层底板起伏变化较大和煤层顶板小型断层比较发育造成。 煤岩类型以光亮型为主，下层以半亮型为主，界线明显。内生节理发育，玻璃光泽。煤的硬度f=0.40.7，容重1.51。与下伏12煤层间距5.321.0米，平均9.3米。 3）12煤层 12煤层为复杂结构的厚煤层，煤层厚度1.058.32米，平均4.54米。中上部含有23层黄铁矿结核层，呈细条带或串珠状分布，比较稳定，煤层中部一层结核厚度可达0.1米。距底板约0.3米普遍含有一层0.10.2米厚的松软泥岩夹石。煤层厚度由北往南逐渐增厚，由毕6孔，毕3孔、83-5孔、87- 1孔一线往南与12半煤层合并，厚度可达8米以上。 煤岩类型以光亮型和半光亮型为主。内生节理发育，玻璃光泽，贝壳状断口。煤的硬度f=0.31.1，容重1.42。与下伏12半煤的层间距为0.138.9米。三、煤层顶、底板条件（煤层的围岩性质见煤层顶底板表2-2）7煤直接顶板以粉砂岩为主，平均3m。水平层理，层理面附大量植物化石，富含泥质结核，成细层状或串珠状分布。老顶均厚4m，为中细砂岩，硅质胶结，局部含钙质。煤层直接底板一般为粉砂岩，含大量植物根化石。老底为灰白色中、细砂岩，水平层理，分布稳定（煤层的围岩性质见煤层顶底板表1-5）（见煤层综合柱状图5-1）。四、煤层的含瓦斯特征赋存于煤层中的瓦斯是煤矿生产中的重大自然灾害之一， 是随着煤化作用产生的有害气体。煤层中的瓦斯含量一般受下述因素控制：煤的变质程度、围岩条件、地质构造、埋藏深度以及地下水活动等。钱家营矿目前的生产主要集中在-450米水平以上。根据测定，ch 4的相对涌出量在0.050.56米3 /吨天，co 2的相对涌出量3.1812.18米3吨天，仍属于低级瓦斯矿井。煤层顶底板 表22煤层顶底板岩性厚度特征及赋存情况7煤伪顶泥岩0.52.5一般在1.0米以下，岩性破碎，局部增厚可达2.5米，相变为粉砂岩或细砂岩。中夹一层煤线，顶部一层煤线与直接顶相隔。直接顶粉砂岩2.43.5水平层理，含植物化石。井田中部厚度增大至68米，北翼及深部局部被冲蚀掉。老顶中砂岩0.56.0硅质胶结，坚硬。北翼及深部局部直接沉积于煤层上。直接底粉砂岩0.52.5南一石门以北厚度小于1.0米，松软破碎，含大量植物根化石，同时8煤层顶板，北翼局部缺失，直接为8煤层，即7、8煤层合群。南二石门以南逐渐增厚。老底细砂岩02.5层状结构，南二石门以南逐渐增厚。9煤伪顶无伪顶。直接顶粉砂岩4.0含炭质成分及菱铁矿结核，小断层、节理十分发育，比较破碎。北三石门以北相变为细砂岩。老顶细砂岩4.5水平层理，层理面附炭质薄膜，分布稳定。直接底粉砂岩2.0局部缺失。顶部含大量植物根化石。井田中部较厚。老底细砂岩3.0硅质胶结，坚硬，局部相变为粉砂岩。12煤伪顶无伪顶。直接顶泥岩1.02.5炭质含量很高，呈腐泥质泥岩，褐色条痕，分布比较稳定，与老顶之间存在明显层见滑动。南四以南炭质成分逐渐减少成致密泥岩。老顶粉砂岩4.0致密，块状结构。含结核，顺层呈串珠状分布。直接底粉砂岩0.30.6南二石门以北较薄，松软含化石。南二至南五较厚，岩石完整，为灰色块状结构。下为12半煤层。南五石门以南12煤与12半煤基本合群。图23 煤层综合柱状图五、水文地质特征采区内影响3煤的主要充水水源为3煤顶板砂岩水。3煤顶板砂岩水为裂隙承压水层，富水不均一，主要受构造裂隙发育及岩性控制，以静储量为主，易于疏干，预计正常涌水量为0.13m3/min。据矿井地质资料，井田最大涌水量为713 m3/h，正常涌水量为249 m3/h。六、煤尘的爆炸性和自燃发火危险性煤尘的爆炸性与它的可燃体挥发分含量有很大关系。当vr10时，煤尘不具有爆炸性；当vr1015时，煤尘具有微弱的爆炸性；当vr1535时，煤尘爆炸性迅速增加，具有强烈的爆炸性；当vr3542时，爆炸性逐渐减弱。 据矿井资料分析，各煤层的挥发分数值均在1536之间，尤以23 35范围内的数值为多，说明我矿具有发生煤尘爆炸的潜在危险，煤尘爆炸指数为38.3946。从过去的统计数据来看，有自然发火煤层9、12煤层，发火期一般在812月之间。12煤层的发火期最短为11个月，最长为25个月，所以我矿12煤层的自然发火期定为11个月，矿井自然发火等级定为四级。七、地质构造采区内的地质构造以1.0米以下断层为主，对回采有一定的影响。根据地质勘探资料，采区内未发现大于1.0米的断层构造。八、地表特征采区对应的地表没有居人村庄、湖泊、铁路及高压线。沙河穿过采区地表，但是，沙河为季节性河流，流量不大，且随季节变化，对地下开采影响不大。第三章 采区储量与生产能力第一节 采区储量因该采区煤层赋存比较稳定、地质构造比较简单。根据该矿提供的地质资料、图纸，直接量得各煤层走向、长度、倾角长度及煤层平均厚度。按块段计称出来的。 1、采区工业储量见表3-1。2、采区可采储量：本采区可采储量计称是采用采区工业储量减少煤柱损失后，乘以工作面回采率，上阶段煤柱及区段间煤柱按规定留设，均不再回收。采区可采储量和煤柱损失量见表3-1。煤层工业储量设计开采损失（万吨）可采储量（万吨）采区回采率%区段煤柱阶段煤柱采区边界煤柱7煤层167.123.543.5718.81134.15980.029煤层1077.3592.4430.6385.16808.027512煤层159.47.72.5714.79129.6480.06合计1403.89103.6836.77119.04106.98第二节 采区生产能力及服务年限根据该采区的煤层赋存条件及地质条件，易采用综合机械化采煤，两班生产，一班准备9煤层班进三刀、截深，0.6x90%=0.54m,日推进度3.24m 工作面单推进度为972m。5煤层班进两刀，日进2.16m.单推进度648m.1、工作面生产能力：a。=l*l*m*r*k3式中：l:工作面单推进度 l：工作面长度 m:煤层厚度 r:煤层容重 5s:1.34 9s:1.49 k3:工作面回采率：5s取0.95 9s取0.935s：ao=648x181.8x2.4x1.34x0.95=36万吨 a5=nx aoxbxk=1x36x1.1x0.95=37.62万吨9s： a0=972x130x3.3x1.49x0.93=57.78万吨 a9=1x57.78x1.1x0.95=60.38万吨2采区生产能力： a= a5+ a9=37.62+60.38=98万吨第三节 采区服务年限根据采区储量和生产能力确定采区服务年限t=z/a=1069.799/98=10.9年式中：z采区可采储量；a采区生产能力所以采区服务年限为11年第四章 采区巷道布置根据毕业设计大纲的要求，对采区主煤层进行详细设计。为了减少初期工程量及初期投资，使矿井尽快投产，首先开采井田中央井筒附近的采区。一、采区概况采区为南翼一采区，靠近工业广场。二水平南一采区位于矿井单斜区，其位置范围：东至一水平运输大巷及-450m标高，南至二水平南二石门，西至二水平大巷及-600m标高，北至二水平工业广场边界。采区标高-450m-600m，地面标高+24m。地表为平地，无村庄，煤层露头线为冲积层覆盖。采区走向长1200m，倾斜长800m，面积960000m2。邻区情况：上为一水平已开采，下为三水平尚未开发，南二石门尚未开发。二、采煤方法选择1、采煤方法的原则采煤方法的选择必须符合安全、经济、煤炭采出率高的基本原则。生产安全：对于所选择的采煤方法应仔细检查采煤工艺的各个工序以及采煤系统的各个环节，务使其符合煤矿安全规程的规定。经济合理：一般应符合以下五个方面的要求：采煤工作面单产高；劳动效率高；材料消耗少；煤炭质量高；成本低。煤炭采出率：减少煤炭损失，提高煤炭采出率是防止煤的自然，减少井下火灾，保持和延长采煤工作面和采区的开采期限，降低掘进率、保证生产的重要因素。2、采煤方法的确定根据以上的原则，考虑到钱家营矿业公司主要可采煤层埋藏比较稳定，中厚煤层倾角较小，缓倾斜煤层构造简单，顶板条件好，起伏不大，具有良好的开采条件，适合综合机械化开采，并且该矿井为现代化矿井，资力雄厚，机械化程度高，技术发展快，机械装备水平高，生产中的设备供应迅速及时，具有一只管理水平、技术水平较高的员工队伍，完全能够适应和熟练运用综合机械化开采。按照矿井设计规范规定，本采区设计使用综合机械化回采工艺，采煤方法采用单一走向长壁采煤法，顶板管理为全部垮落法。走向长壁采煤法，具有技术简单，应用成熟，便于改进巷道布置，优化采区系统和参数，可实现连续采煤，具有单产高，工效高、采出率高等特点，具有广泛适用性和很大的发展前景。第五章 采区布置方案的选取1、采区单双翼的比较根据矿井开拓巷道的布置和采区划分，按采区上山布置有单翼采区和双翼采区两种形式。单翼采区适用于当工作面产量不大，一翼走向不太长时，可加大采区生产能力，减少巷道掘进量，节省投资等优点，随着高产高效工作面的发展，在主客观条件具备时，一个综采工作面可单产百万吨以上；工作面走向长度加长至20003000m，若用双翼采区布置，则开掘时间长，且有折返运输现象，这时单翼采区布置更为有利，可实现跨上山开采，保证回采工作面有一定的连续推进度。综合上述：根据矿井开拓布置及设计采区走向长度，决定采用单翼采区布置，其优点:掘进率低，节省运输费用，通风容易，系统简单，煤柱损失小，只需一次初次放顶，较少搬家倒面次数，采区上山维护容易等，符合高产高效矿井的发展趋势。2、采区布置方案的选择1）、采区布置的要求：采区是煤矿开采活动集中的地段，采区布置就是采区范围内开掘一系列巷道，建立完善的采掘、运输、通风、供电和排水的系统，保证正常矿井生产，布置方式是否适应，直接关系着工作面和全矿井的 生产效果。正常合理的布置方式应遵循的原则：有利于矿井的集中生产，使采掘巷道系统有合理生产能力和增产潜力。保证具有完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为新技术发展综合机械化、自动化创造条件。力求在技术上、经济上合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护工程量，减少设备占用台数和生产费用，便于采掘正常衔接。煤炭损失小，有利于提高采出率。安全条件好。2）、采区布置方案的提出根据采区地质情况，煤矿赋存条件及所确定的采煤方法和采区布置形式，依照采区布置的五项要求，经过分析，提出三种采区巷道布置设计方案，各方案名称及具体内容如下：第种方案：集中联合布置方案由二水平开掘采区下部车场，在12煤层底板岩层中距煤层820m（取10m）处，向上开掘两条集中上山与一水平相连，一条为集中轨道上山，一条为集中运煤上山，两条上山间隔30m，为整个采区服务，再分别开掘区段轨道石门和运输石门，与个煤层相通，在各煤层再开掘区段平巷，布置工作面形成生产系统。（见图51）第方案：集中分层布置在二水平大巷开掘采区下部车场后，先在12煤层底板岩层中距煤层820m范围内（取10m）向上沿煤层倾向开掘一条集中上山，与一水平相通，为整个采区服务，开掘区段轨道石门与各煤层相通，再在各煤层中各布置一条运输上山与各区段平巷相通，形成生产系统。（见图52）第方案：集中分组联合布置方案在二水平大巷开掘采区下部车场后，先在12煤层底板岩层中距煤层820m范围内（取10m）向上沿煤层倾向开掘一条集中上山，与一水平相通，为整个采区服务，开掘区段轨道石门与各煤层相通，再将四个可采煤层按煤层间距分为两组，在9煤层和12煤层沿底板各布置一条运输上山，7、8、9煤层共用9煤层上山，12煤层独用12煤层上山，7、8煤层通过35斜石门与9煤层运输上山联系，形成生产系统。（见图53）3）、下面就以三种方案进行技术、经济比较，然后选出最合理的方案做为本设计的执行方案。技术比较：（见表51） 经过对以上四种方案的综合比较分析和比较，认为各方案在技术上都有一定的合理性，各有优缺点，根据煤层发展趋势来看，主要发展综合机械化生产，以提高工作面的单产。方案虽然有很多优点，但在本矿的实际生产中出现了一些不利的情况，如施工慢，投产期长，岩石掘进量大，费用高，特别是搬运、安装综机设备、通风行人困难大。方案巷道工程量大，维护费用高，易形成“一井一面”格局，不利于配采及矿井稳产，而且煤炭损失量较大，也不符合采区布置要求。最后采用方案或方案，在根据两方案的经济比较选取最佳方案。经济比较本采区设计方案的经济比较，是用其巷道的掘进费用和巷道的维护费用进行综合比较且只比较不同部分。图：5-1图5-3图51集中上山联合准备方式图52集中分层布置图53煤层群分组集中采区联合准备采区设计方案综合技术比较表 表51方案巷道布置特点优点缺点两条岩石集中上山布置在最下一个可采煤层的底板岩层中，上山与各煤层用15的斜石门联系巷道布置简单，总体工程量小减少煤炭损失，提高回采率管理集中，方便，生产能力大上山和斜石门布置在岩层中，受采动影响小，易维护，费用低，安全性能好有利于加大采区走向长度，利于综合机械化生产初期工程量大，采区准备时间长岩石工程量大，费用高巷道联系、采区生产系统复杂，运输环节多，不利于综机设备安装和搬运上山布置在岩层中，无法摸清开采煤层地质构造，煤层变化等情况集中轨道上山布置在12煤层底板中，与各煤层用平石门联系，各煤层分别布置一条运输上山系统相对简单，工程量小，好管理岩石工程量小，投产快便于掌握地质变化，有利于生产安排便于综机生产掘进速度块，生产能力大煤层工程量大，维护费用高需要设备多生产分散，难于管理煤柱损失量大集中轨道布置在12煤层底板岩石中，与各煤层用平石门联系，9、12煤层各布置一条运输上山，7、8、9煤层用斜石门联系辅助运输方便，安全可靠采掘顺序较灵活能布置较多工作面，采区生产能力大，有利于配采和稳产工程量及费用相对较少准备时间短，有利于衔接，适合于综机生产轨道上山与各煤层用石门联系施工量大各煤层区段长度的划分受石门限制不利于摸清上部煤层地质情况9煤层集中运输上山受采动影响大，不易维护计算掘进费用公式： f=kl/10000 万元式中：f巷道掘进费 万元 k掘进单价 元/米（岩石平巷取3000；煤层平巷800；上山乘以1.1的系数） l巷道长度 米计算维护费的公式：r=lty/10000 万元式中：r巷道维护费 万元 l巷道长度 米 t巷道维护时间 年 （服务年限） y维护单价 元/年*米 （岩巷50；煤巷300）方案和方案经济费用汇总表见表52方案经济比较的费用为1574.28万元，方案经济比较的总费用为1384.645万元，较方案的费用少189.635万元，从经济的角度比较看，方案为最优。下面对方案和方案进行综合比较。（见表52）采区方案设计技术、经济综合比较表 表52比较项目方案方案巷道掘进费用1057.3551019.4巷道维护费用516.925365.245总费用1574.281328.645相对比例113.7100总体工程量大小准备时间长短煤柱损失量限度小巷道维护容易较困难设备占用率多少综采设备搬迁容易相对困难通风管理方便相对复杂巷道系统简单相对复杂工作面生产衔接不利有利通过对方案和方案的综合比较，方案在技术上还是经济上都有比较优，为本设计的最佳方案。4）、采区布置对方案的确定通过技术比较，方案和方案优于方案和方案，又通过经济比较，方案优于方案，因此选用方案集中分组联合布置做为本采区布置方案。其优点：工程量和工程费用相对较少，准备时间短，采掘顺序灵活，生产能力大，有利于综机生产和采区正常衔接等。3、采区上山、区段平巷布置1）、采区上山位置的选择：根据已确定的方案可知：集中轨道上山布置在12煤层的底板岩层中，距煤层820m（取10m），其优点是，巷道压力小，减少维护费用，甚至不用维护，服务年限长，适用于开采煤层数目多或煤层难度大，区段生产时间长，煤层巷道很难维护等情况下。运输上山分别在9煤层和12煤层底板上各布置一条，主要考虑因素是适用煤层下行开采顺序，减少煤柱损损失和便于维护及运输畅通等，9煤层运输上山服务年限为7年，维护费用154.35万元。12煤层运输上山服务年限为3.5年，维护费用77.2万元。三条上山均布置在南三采区到南二采区的边界。2）、上山数目及相对位置在本采区设计中，上山数目为三条，既一条岩石轨道上山，两条煤层运输上山。布置在12煤层底板岩层中的集中轨道上山与布置在9、12煤层底板上的运输上山的水平投影重叠，减少煤柱损失量；亦可采取5m左右的间距，以便于12煤层运输上山的维护。9煤层和12煤层运输上山采用可缩性金属支架或锚网支护，上山倾角不大于15。3）、区段平巷的布置根据采区地质条件及开采技术因素，决定区段平巷采用单巷布置形式。区段平巷布置在煤层中，根据顶板压力的实际情况，采用留设保护煤柱护巷的形式，既各区段之间留12m煤柱保护各区段平巷。为满足综采设备的运输、安装，检修和回收等要求，根据煤矿设计规范及有关规定，区段平巷的断面采用10m以上的大断面。并且为适应设备安装的要求和需要，区段平巷力求平直顺，并且上下两条区段平巷平行。各区段采用可缩性金属支架或锚网支护，8、9煤层为中厚煤层，如果煤层厚度小于巷道高度，需挑顶破底时，运输平巷沿顶板破底布置，轨道（回风）平巷沿底挑顶布置，见采区8、9煤层区段平巷布置图。这样布置有利于回采工作面输送机和区段运输平巷转载机的搭接，也有利于轨道平巷与工作面运料等工作。各煤层各区段的回风平巷通过平石门、车场与岩石集中轨道运输上山联系。各煤层各区段的运输平巷或直接与运输上山相通或间接通过斜井、运输平石门与运输上山相通，运输上山与490m处开掘的平石门相通。各煤层工作面的切割眼均沿底沿板布置与回风、运输平巷相通。4、采区参数1）、采区倾斜长度、走向长度、阶段垂高由于矿井开拓巷道的布置和采区的划分，本设计采区的阶段垂高180m ，倾斜长度800m，走向长度1200m。采区走向长度是确定采区范围的一个重要参数。需根据采区的煤层地质条件、开采机械化水平、采掘巷道布置方式和可能取得的技术经济效果决定的。加大采区走向长度可以相对减少采区上下山、车场和硐室的掘进量，减少上下山煤柱和区间煤柱的损失，减少采煤工作面搬迁次数，增加采区储量和服务年限；有利于保持必须的工作面错距，增加同回采工作面数目和采区生产能力；有利于采区和矿井的合理集中开采。根据本采区地质因素和钱矿公司的技术、经济因素，加大走向长度是可行的，亦符合煤炭生产的发展趋势。2）、区段斜长和区段划分区段斜长：区段斜长内一般设置一个走向长壁采煤工作面，因此区段斜长就等于采煤工作面长度加上区段平巷宽度和护巷煤柱的宽度。本设计中上下区段平巷宽度各为5m，共10m，护巷煤柱的宽度为20m，采煤工作面的长度180m（合理的采煤工作面长度不仅取决于工作面内部的生产技术条件，而且还受划分的影响，它不应局限于某一数值，而应是一个合理的范围，一般取5的倍数，不但要满足开采技术条件，而且要与输送机配套长度相适应），因此区段斜长为200m。区段划分：采区斜长除以区段为整数时，即可以此数值划分区段，如果得不到整数，就需要按其相近的整数调整工作面长度，也就是改变区段斜长，以适应沿采区划分区段为整数的要求。在我国目前的开采技术条件，缓倾斜煤层一般为35个。加上钱矿公司开采技术较高，煤层赋存条件好，倾斜长度为800m，又为缓倾斜煤层，所以本采区设计4个区段。3）、采区生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层的厚度、工作面的长度、推进度及工作面的采出率（0.93-0.97）。采区生产能力与采区同采工作面个数有关。为保证采区内的正常衔接，在一个采区中同时生产的采煤工作面个数一般为12个，本设计中采区煤层最上一层是7煤层，是厚煤层，一个采煤工作面就能达到采区生产能力，因此达产时间相对较短，待回采一定范围后，下部煤层可进行配采。采区生产能力ab=k1 k2a0式中：n同时采煤工作面的个数 取2k1采区掘进出煤系数 取1.1 k2工作面之间生产影响系数 n=2时 取0.95对ab需按割环节通过能力进行验算：ab应由必要的采区上下山运输设备生产能力来保证。ab应满足采区风量和风速限制要求。ab还应符合正常接替和稳产的需要，即小于可采储量与新采区准备时间的比值。采区车场的通过能力一般不会限制ab。采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系因素，采用综合机械化采煤时，一般可为80100万吨/年。本设计采区生产能力设计为100万吨/年。4）、采区采出率及煤柱尺寸采区采出率采出率是指工业储量中，设计或实际采出的那一部分储量约占工业储量的比例。以百分数表示。采出率（采区工业储量开采损失）/采区工业储量100采区开采过程中的煤炭损失主要有：工作面落煤损失（约占35）；采区区段煤柱上下煤柱，采区隔离煤柱损失等，根据煤柱尺寸不同及考虑煤柱的回收情况分别加以计算。为提高采区采出率，在采区巷道布置中应力求减少损失，本设计中采区采出率为89，符合原煤不低于0.75、中厚煤层不低于0.8的国家规定。煤柱尺寸为了使巷道保持良好的状态，在煤层巷道旁需要留设一定尺寸的护巷煤柱。采区煤柱尺寸与矿山压力大小和煤体本身的强度有关。其具体确定，必须经过现场实际观测和总结大量现场实际资料来解决。本设计中各种煤柱尺寸的给定见第三章。四、开采顺序及巷道掘进1、开采顺序合理的煤层开采顺序是：在考虑煤层采动影响的前提下，保证开采水平、采区、采煤工作面的正常接替，保证矿井持续稳产高产，最大限度地采出煤炭资源，减少巷道掘进及维护工作面，合理集中生产，充分发挥设备能力，提高技术经济效益，便于防治灾害，保证生产安全可靠。本采区四个可采煤层较集中，平均倾角13，属于缓斜近距离煤层开采，拟采用下列开采顺序，先采上煤层（组）后采下煤层（组），同一煤层先采上区段，后采下区段。其优点是：先采上煤层或上区段后，对下层或下区段没有什么影响或甚小，对下层或下区段的巷道维护和开采有利。需要注意的是：当煤层间距较近时，上煤层采后围岩和煤柱内所产生的支撑力有可能传递到下煤层中而产生应力增高区。为此上煤层开采时应尽量不留煤柱或少留煤柱。必须留煤柱时，也要使下煤层的巷道布置在上煤柱之外，躲开应力增高区。当煤层间距较小时，还要注意不要使上下煤层的工作面错距过小，以免上煤层顶板冒落对底板产生动力冲击，影响下煤层的开采工作；同时也不能出现下煤层回采后顶板岩石移动，波及上煤层的回采工作面。因此工作面安全错距要符合规程中所规定的距离，4050m进行安全生产。工作面回采顺序采用后退式，既工作面向采区运煤上山方向推进，若煤层中有漏水时，可先采此煤层最下区段，然后再按下行方法开采。2、采区总工程量及达产工程量1）、采区总工程量 （见表53）a、达产工程量巷道掘进工程计划的原则应注意的问题：确定连锁工程，分清各巷道的先后。主次，确定施工顺序。尽快构成巷道掘进的全风压系统，以改善施工中通风状况，便于多个掘进工作面同时掘进施工。要尽快按岩巷、煤巷、半煤巷分别配置掘进队，施工条件要相对稳定，以利于掘进技术和速度的提高。巷道掘进工程量的测算要符合实际，又要留有余地，计算时的取值一般按图测算值增加1020。巷道掘进进度要根据当地及邻矿的具体条件选取，同时考虑施工准备时间及设备安装时间，使计划切实可行。根据以上原则，在保证回采衔接的情况下，矿压小早掘，矿压大晚掘，采用连锁安排，由两个开拓和两个掘进队承担投产前的工程，尽快形成通风系统，准备与掘进交错平行作业，以实现缩短投产工期，达到早日投产的目的。达产工程量及准备时间 （见表54）采区总工程量 表53巷道名称工程量（m）备注岩巷半煤岩巷煤巷采区石门260包括皮带的泄水巷采区装车站250采区煤仓25采区下部车场60岩石集中上山800绞车房7.6区段平石门3154采区变电所25912运输平石门13512煤层运输上山6309煤层运输上山63079平石门10047煤层轨道、运输平巷1180427煤层切眼、联络巷18041538煤层轨道、运输平巷1180428煤层切眼、联络巷18041539煤层轨道、运输平巷1170429煤层切眼、联络巷180415312煤层轨道、运输平巷11704212煤层切眼、联络巷1804153小计2822.640041660总计44382.63、掘进施工安排1）、巷道掘进方法采区内的岩石巷道采用钻爆法决掘进，选用液压凿岩机钻车钻眼，使用2号矿用岩石铵梯炸药，用毫秒电雷管起爆，机械装岩，3吨矿车运矸，用料石砌碹或光爆锚喷及金属支架支护，煤巷、半煤岩巷使用综合掘进机组施工，使用刮板输送机和吊挂皮带运煤，运料使用调度绞车旱船完成，使用拱形金属可缩性支架支护。各岩巷、煤巷、半煤岩巷均按中线掘进，斜巷按中线和腰线掘进，巷道均要按设计要求的坡度和方向施工，直线距离超过200m的工程均使用激光指向仪指向，各掘进头均使用局部扇风机通风。达产工程量及准备时间 表54工程名称工程量（m）施工队伍平均日进尺施工天数工期安排岩巷半煤岩巷煤巷采区石门260开一465采区下部车场60开一415岩石上山800开一3.6222.2绞车房7.6开一3.62.1一中平石门315开一478.8第一区段7轨道上山1180掘一13.3388.6采区环形装车站250开二462.5采区煤仓25开二3.67采区变电所25开二3.6712煤层运输上山630掘一1252.5912运输平石门135开二433.89煤层运输上山630掘一1252.5第一区段7-9运输平石门100掘一8.3312第一区段7运输平巷1180掘一13.3388.6第一区段7煤层切眼180掘一1215亮面12安装36总工期一年零六个月2）、掘进速度按照原煤炭工业部对开拓、掘进工作面进度的要求，结合本矿的实际情况，确定掘进进度。（见表55） 巷道掘进进度表 （表55） 项目进度岩巷半煤岩巷煤巷上山平巷上山平巷上山平巷月进度108120225250360460日进度3.647.58.331213.33备注每月生产日按30天计算。单位：米/月 米/日3）、施工安排整个采区安排12个正常生产的回采工作面，一个备用回采工作面，2个掘进工作面，采掘比例1：2。掘进顺序：a（开一）：采区石门采区下部车场岩石上山绞车房第一区段平石门（掘一）第一区段7煤层轨道上山（回风）平巷b（开二）：采区环形装车站煤仓（变电所）（掘一）9煤层运输上山第一区段79运输平石门第一区段7煤层运输平巷切眼四、采区生产能力核算1、采区回采工作面衔接见表 （见表56）2、采区生产能力的核算根据以上所拟方案及各章的计算，对采区生产能力进行核算，以保证所设计生产能力的可行性和合理性。1）回采工作面生产能力计算：以指定的12煤层计算:由公式 a0=l*l*m*k3 =11881804.21.420.93=118.6 万吨/年式中：a0回采工作面生产能力 万吨/年l工作面面长 ml工作面推进度 m l=3.6330=1188mm煤层厚度 m煤的容重 吨/立方米k3工作面回采率 中厚煤层取0.95；厚煤层取0.932)验算采区正常生产能力由公式a=n*a0*b*k=1118.61.10.95=123.9 （万吨）式中：a采区生产能力 万吨/年n采区同时生产的工作面个数 个a0每个工作面生产能力。b掘进出煤系数 取1.1k工作面产量不均衡系数，两个工作面取0.95，三个取0.9经验算采区生产能力123.9万吨/年满足采区设计要求，合格。3）验算采取生产系统的生产能力验算回采工作面运输系统的生产能力选回采工作面运输系统中运输能力最小的工作面刮板输送机的能力工作面刮板输送机能力 a n=700t/ha n =1.25 a b/nih0=1.254371.2/270.8=487.9 t/h式中：an工作面运输能力 t/ha b采区生产能力 t/hn每日出煤班次 取每日2班i每班运煤时间 （7小时）h0运煤不均衡系数 （0.7-0.8）取0.8输送机的实际的运输能力大于设计工作面输送机应具有的运输能力，故合格。采区通风能力验算选取回采工作面整个通风系统中巷道断面最小的运输石门进行验算a b60vs/c=(60610)/0.8=4500 t/d式中：a b验算采区生产能力 t/dv所选巷道最大允许风速 取6m/ss所选巷道净断面面积 s=10m2c日产吨煤所需的风量 m3/min 经验(0.9-0.7)取0.9a b4371.24500 吨/日 合格采区车场通过能力的验算本设计采区车场为环形车场，通过的能力大，故只验算放煤闸门的装车能力：an=(nghrts60)/tkb=(1553001660) /(121.2)=150万吨/年式中：an采区煤仓放煤闸门装车能力g矿车载重 5吨/辆hr年平均工作日 取300天ts日生产小时数kb运输不均衡系数（1.15-1.5）取1.2150/100=1.5 (倍)， 采区车场的实际装车能力是设计年产量的1.5倍，符合要求。五、采区的服务年限采区的服务年限为9.2年，符合采矿设计手册要求的100万吨/年的服务年限应大于6年的规定。经采区工作面的工程衔接安排，采区产量的递增期为6个月，采区产量的递减期为6个月，采区正常生产期为9年8个月，即9.63年，采区服务10年零8个月，即10.63年(9.63/10.63) 100%=90.4%75% 符合要求。接替计划的原则及注意的事项：年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量，必须确保矿井计划产量的完成，并力求各月采煤工作面产量均衡。矿井两翼配采的比例与两翼储量分布的比例大体一致，防止后期形成单翼生产。为确保合理的开采顺序，上下煤层（包括分层）工作面之间，保持一定的错距和时间间隔；煤层之间，除间距较大或有特殊要求允许上行开采外，要按自上而下的顺序开采。为实现合理集中生产，尽量减少同时生产的采区数及工作面数，避免工作面布置过于分散。为便于生产管理，各采煤工作面的接替时间，尽量不要重合，力求保持一定的时间间隔。特别是综采工作面，要防止两个面同时搬迁接替。采区车场一、采区上中下部车场形式选择及依据1、第一车场（上部车场）采用一水平南三石门直接进入各个煤层，在