潞宁孟家窑煤业公司采区设计_毕业设计.doc

毕业设计 潞宁孟家窑煤业公司潞宁孟家窑煤业公司 1111 采区设计采区设计 二 0 一二煤矿开采技术 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 1 - 前前 言言 本设计是我全面运用潞安职业技术学院所学的煤矿开采技术基础理论、 专业知识和基本技能对实际问题进行设计或研究的综合性训练。通过本次 设计，能够使我们掌握工程设计的一般程序和方法，加强理论联系实际、 独立分析问题、解决实际问题和的能力，培养学生求真务实、勇于创新的 科学态度以及科技创新的能力。 一、编制依据 1、山西省煤炭地质 114 勘查院 2010 年 2 月编制的山西潞安集团潞 宁孟家窑煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告 ； 2、国家工程建设性条文及有关的技术政策、设计规范、安全规程及技 术规定； 现场踏勘过程中收集到的资料和建设单位提供的资料。 3、现场踏勘过程中收集到的资料和单位提供的资料。 4、山西省煤炭工业局文件晋煤规发【2008】1138 号 5、煤炭工业现行的有关规程、规范及法规。 二、设计指导思想 以市场为导向，以经济效益为中心，以科技进步为动力，认真贯彻执 行国家有关煤炭建设的方针政策，按照高起点、高技术、高效率、高效益 的建设方针，结合本矿资源条件和优势，运用现代先进的设计理念，积极 采用先进适用的新技术、新工艺、新设备、新材料；根据系统工程的思想， 进行全面策划，综合考虑，实现系统创新。按照系统配套，整体协调的总 要求，贯彻生产高度集中化、开拓开采系统简单化、采掘高产高效综机化、 煤流胶带输送机化、辅助运输单一化、主要设备集控自动化、监控管理信 息化、地面布置合理化和技术经济合理化的技术原则，把孟家窑矿井建设 成为高产高效、安全可靠的国内一流现代化矿井。 三、主要设计特点 1、 结合地面、井下条件，优化井田开拓部署。 2、 采煤工作面采用综合机械化采煤工艺，提高矿井机械化程度 3、 最大限度减少人员，提高生产效率。 4、充分考虑利用整合矿井的井筒进行开拓布置，提高了矿井的安全性。 5、通过原有主暗斜井，为井下煤炭运输系统尤其是新井建设增加了缓 冲余地，有助于实现井下煤炭运输系统良好运行。 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 2 - 6、建立矿井集中排水系统，减少了井下排水系统环节，提高了井下防 治水灾的能力。 7、回采工作面的巷道布置采用双巷布置方式，可以最大限度的采出井 下煤炭资源，提高了地下煤炭资源回采率。 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 1 - 目目 录录 第一章第一章 矿井概况矿井概况.- 1 - 第一节 井田地质特征- 1 - 第二节 煤层的埋藏特征- 7 - 第三节 井田境界及储量- 19 - 第四节 井田开拓- 21 - 第二章第二章 采区地质特征采区地质特征.- 25 - 第一节 采区范围.- 25 - 第二节 采区地质情况 .- 25 - 第三节 采区储量和生产能力 .- 26 - 第三章第三章 采煤方法及采区巷道布置采煤方法及采区巷道布置.- 27 - 第一节 采煤方法的选择- 27 - 第二节 矿压观测情况- 27 - 第三节 采区巷道布置 .- 28 - 第四节 回采工艺与劳动组织- 30 - 第五节 采区准备- 34 - 第四章第四章 采区运输、防排水与供电采区运输、防排水与供电 - 36 - 第一节 采取运输- 36 - 第二节 采区防排水和洒水- 38 - 第三节 采区供电- 39 - 第五章第五章 采区通风与安全采区通风与安全 .- 42 - 第一节 采区通风系统- 42 - 第二节 风量配备- 43 - 第三节 安全措施- 50 - 第六章第六章 采区巷道规格及支护方式采区巷道规格及支护方式 - 54 - 第一节 工程地质概况- 54 - 第二节 巷道断面和支护方式- 55 - 第七章第七章 采区设备选型及计算采区设备选型及计算- 56 - 第一节 采煤机的计算与选型- 57 - 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 2 - 第二节 工作面辅助运输设备选型- 58 - 第三节 顺槽可伸缩胶带输送机- 58 - 第四节 液压支架的计算与选型- 59 - 第八章第八章 主要技术经济指标主要技术经济指标- 60 - 参考文献参考文献- 69 - 致致 谢谢- 70 - 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 1 - 第一章第一章 矿井概况矿井概况 第一节第一节 井田地质特征井田地质特征 1.1.1 井田地理位置和交通井田地理位置和交通 孟家窑矿井位于宁武县城西，行政区划隶属宁武县凤凰镇及余庄乡管辖。矿区地理 位置：东经 11211121121434，北纬 385553385951，整 合后的井田范围由 23 个拐点顺次圈定，井田南北长 7.7km，东西宽 0.72.9km，整合后 矿区面积约 17.1305km2。矿井地理位置及交通见图 1-1-1。 图 1-1-1 潞宁孟家窑煤业有限责任公司交通位置图 1.1.2 地质勘探程度地质勘探程度 各组段地层在区内均有出露，先期开采地段构造形态，并探明了 10m 及 10m 以上 断层有 13 条，其中 1 条逆断层和 12 条高角度正断层，走向均为 ne 和 nee 向。区内未 发现陷落柱和岩浆岩侵入体存在，总体评价构造属简单类（类） ；区内煤层的发育情 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 2 - 况主要是含煤层段为太原组和山西组，对煤层进行了对比，共查明了 10 层煤层，其中 主要可采煤层是太原组 2 号和 5 号煤层，平均厚度分别为 3.60m 和 13.74m，全区稳定 可采，其它煤层均为不稳定局部可采；通过煤样化验，确定 2 号煤层为低灰高灰分、 低硫中硫分、低热值高热值、高软化温度灰之气煤，可作为动力用煤、气化用煤和 民用煤，经浮选后灰分降至 7.27%-15.31%，平均 11.82%，全硫含量平均为 0.89%，也可 作为炼焦配煤；5 号煤层为中灰、中高硫高硫、低热值高热值、高软化温度灰之气 煤、可作为动力用煤，气化用煤和民用煤；太原组 2 号煤层的直接充水含水层为顶板砂 岩裂隙含水层，单位涌水量为 0.0055l/s.m ，水文地质勘探类型属二类；5 号煤的直接 充水含水层为太原组砂岩裂隙含水层，单位涌水量为 0.0026 l/s.m，5 号煤层底板位于奥 灰水位以上时，水文地质勘探类型属二类，5 号煤层底板位于奥灰水位以下时，水文地 质勘探类型属三类；地温最高井温仅为 8.9，最低井温为 5.0，两者只差 3.9，且 分属不同的钻孔；在同一钻孔中，井温差最大是 m4 号钻孔 1.6，最小的是 m10 号钻 孔仅 0.1；这种最高井温仅为 8.9，地温梯度近似于零的异常现象，不符合地温区域 规律。本区属于地温异常区。 本井田地质构造和水文地质条件简单，经过地质勘探基本查明了井田内的地质构造， 以及井田内的水文地质条件和煤层赋存特征、井田内地质储量等，基本达到了设计要求 的程度，可以作为本设计的基础资料。 1.1.3 井田煤系地层概述井田煤系地层概述 1.1.3.1 地质构造 1. 区域构造 本井田位于山西中隆北部吕梁隆起北端宁（武）静（乐）向斜中段之西翼。 宁静向斜北东起自雁门关，南西至娄烦县，长约 160km， ，宽约 30km，为自北东向 南西掀斜的复向斜，其北西侧以春景洼西马坊枢纽逆冲断裂与属于吕梁山块隆的芦牙 山赤坚岭掀斜背斜相接，南东侧以芦家庄娄烦枢纽逆冲断裂与五台块隆相接。 宁静向斜中段在宁武轩岗到新堡杜家村之间，表现为简单的向斜。轴部在段家 岭迭台寺宁化堡一线，由中侏罗统天池河组构成。两翼地层产状较陡，由三叠系、 二叠系、石炭系、奥陶系、寒武系等构成，局部地段出露太古界变质岩系。 本井田即在宁静向斜中段的西翼，处于复杂区域构造中的相对简单地段，构造线总 体方向为 nnessw 向。 2. 井田构造 本井田构造形态总体为一单斜构造，走向为 ne，倾向 se，倾角 1843左右；在 单斜上伴随有少量的褶曲和断层（见表 1-1） ，平均 0.76 条/km2；井田内未发现陷落柱 和岩浆岩侵入（见图 1-1） 。 断层一览表(表 1-1) 编号性质断距 倾角走向倾向长度位置备注 f1正断层 15m 70 neennw210m杨坡子 f2正断层 25m 75 nenw250m张家沟南 f3正断层 25m 75 nenw250m张家沟南 f4正断层 30m 70 neesse240m张家沟 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 3 - f5正断层 25m 70 nenw240m马连沟南 f6正断层 404 5m 70 nese1300m马连沟南 f7逆断层 15m 30 nese450m马连沟m13 孔揭露 f8正断层 15m 70 neennw130m李家山东 f9正断层 10m 70 nese390m孟家窑联办矿东m4 孔揭露 f10正断层 20m 70 nese320m孟家窑联办矿东 f11正断层 25m 70 neesse240m孟家窑南 f12正断层 407 0m 70 neesse1550m孟家窑南m3 孔揭露 f13正断层35m 70nee sse500m李家窑 井田内褶曲有三条，分别为 s1、s2、s3。s1 向斜，北起小庄旺村，南至张家沟北 部，长约 1.4km，走向 nw 5-20，两翼产状 20左右；s2 背斜，北起小庄旺村，南至 马连沟北部，与 s1 近似平行，长约 1.3km，走向 nw30-35，两翼产状 25左右；s3 向斜，位于井田西南部，井田内延伸长约 1.4km，走向 nw 45-60，ne 翼产状 9-12， sw 翼产状 18-22。 井田内断层见断层一览表 1.1-2，现将 30m 以上断层介绍如下： f4 正断层：位于张家沟村一带，走向 n80e，倾向 sse，倾角 70，断距 30m，井田 内延伸长约 240m，由二维地震查明。 f6 正断层：位于马连沟村南，走向 n45e，倾向 se，倾角 70，断距 4045m，井 田内延伸长约 1300m，由二维地震查明。 f12 正断层：位于孟家窑村和胭脂村南，走向 n60en85e，倾向 sse，倾角 70， 断距 4070m，井田内延伸长约 1550m，向东延伸至马庄村，并延出区外，由二维地震 查明和 m3 号孔揭露。 f13 正断层：位于李家窑村和原李家窑矿一带，走向 n75e，倾向 sse，倾角 70， 断距 35m，井田内延伸长约 500m，向东延伸至李家窑村，并延出区外，由二维地震查 明。 井田内东北部和中南部发育有两组断层，构造线方向分别是 nee 向和 ne 向，这与 区域构造线方向一致。f12 和 f6 两条正断层分别为两组断层的主断层，断距最大，延伸 最长，其余断层为次生断层。 综上所述，本井田总体构造属一类（构造简单） 。 1.1.4 水文地质水文地质 1.1.4.1 矿井水文地质 井田位于宁武煤田西部边缘，吕梁山北段管涔山东麓，区内地形总体为西高东低， 地面标高一般在 16001980.2m 之间，最低标高位于井田东边界沟谷中。地形高差相对 较大，最大相对高差 380.2m，一般为 100200m。地貌形态为剥蚀侵蚀中低山区。区 内主要出露二叠系地层，在山梁及沟谷中见第四系松散沉积物。 区内无大的地表水体，无常年流水性河流，仅沟谷中有季节性河流，在雨季有短暂 的洪流发生，地表迳流快，河水流入桑干河支流恢河。 1奥陶系中统（o2）石灰岩含水层 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 4 - 为岩溶裂隙含水层，井田西边界有出露，该含水层由下马家沟组、上马家沟组含水 层组成，含水空间以岩溶裂隙为主。m4 号钻孔奥陶系顶界埋深 470.47 m，揭露厚度 152.13 m。岩性由白云质灰岩、石灰岩、泥质灰岩及角砾状泥灰岩等组成，上部见少量 垂直裂隙及不规则裂隙，大多被方解石充填。下部 591.07593.87m 岩溶裂隙发育见蜂 窝状小溶孔，其下岩溶裂隙发育，钻进过程中冲洗液消耗量和水位有变化变化。 据 m4 号钻孔对上马家沟组上部进行抽水试验，单位涌水量 0.0029l/sm，渗透系 数为 0.0439m/d，水位标高 1295.04m，水质类型为 hco3so4ca 型。m11 号钻孔奥 灰静止水位观测，水位标高为 1285.63m。根据上述资料，结合区域资料，该含水层属 弱强富水性含水层。 2石炭系上统太原组（c3t）砂岩裂隙含水层 该含水层为碎屑岩裂隙含水层，井田西边界有出露。主要含水层由数层砂岩构成， 含水空间以构造裂隙为主，为 5 号煤层顶板直接充水含水层。据钻探资料，砂岩裂隙大 多以垂直裂隙为主，部分被充填。在该层段钻进时冲液消耗量和水位变化不明显。据 m4 号钻孔对太原组（c3t）5 号煤层顶底板进行混合抽水试验，单位涌水量为 0.0026 l/sm，渗透系数为 0.0073m/d，水位标高 1590.03 m，水质类型为 so4ca 型，属弱 富水性含水层。 3二叠系下统山西组（p1s） 该含水层为碎屑岩裂隙含水层，井田内有出露。含水层主要由中-细粒砂岩组成，含 水空间以构造裂隙为主。当开采 2 号煤层形成导水裂隙带沟通该含水层后，成为 2 号煤 层顶板间接充水含水层，钻进过程中消耗量及水位变化不明显。 据 m4 号钻孔对山西组(p1s)及 2 号煤层顶底板进行混合抽水试验，单位涌水量为 0.0055l/s.m，渗透系数 0.0309 m/d，水位标高 1636.38m，水质类型为 clhcoso4k+naca 型，为弱富水性含水层。 4上石盒子组(p2s)砂岩裂隙含水层 该含水层为碎屑岩裂隙含水层，井田内大部有出露，含水层主要由粗-细粒砂岩组成， 含水空间以构造裂隙为主。据钻探资料，钻进至该层段孔内涌水，涌水量为 0.454 l/s， 结合区域资料，该含水层属弱中等富水性含水层。 5二叠系上统石千峰组(p2sh)砂岩裂隙含水层 该含水层为碎屑岩裂隙含水层，井田东部有出露，含水层主要由粗-细粒砂岩组成， 含水空间以风化裂隙及构造裂隙为主。结合区域资料，该含水层属弱富水性含水层。 6基岩风化带裂隙含水层 该含水层为区内不同时代基岩风化裂隙含水层，含水空间以风化裂隙为主，风化深 度一般 3060m。钻进至该含水层段时，部分钻孔冲洗液消耗量有漏失现象。 该含水层受地形、风化裂隙发育程度及大气降水的影响，不同地段富水性差异较大。 7第四系松散岩类孔隙含水层 主要为第四系松散沉积物，含水层主要由砾石、细砂或砂土等组成。主要分布于山 间河谷地带，富水性因地而异，一般愈靠近河谷富水性愈好。主要接受大气降水及河水 的补给，受大气降水影响明显。 1.1.4.2 煤层顶底板 1、2 号煤层 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 5 - 顶板 主采 2 号煤层的直接充水含水层为其顶板砂岩裂隙水含水层，钻孔单位涌水量 0.0055l/s.m，属弱富水性含水层。由于开采时形成的导水裂缝，可能沟通上覆其它含水 层，使其成为煤层开采的间接充水含水层。其导水裂缝带高度采用建筑物、水体、铁 路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中的公式进行计算。 井田内煤层顶板主要为泥岩、砂岩，本次采用煤层为缓倾角、中硬岩层导水裂缝带 高度计算公式，其公式为： （2.1） 6 . 5 6 . 36 . 1 100 m m hii （2.2） 1020mhii 式中：hii导水裂缝带高度 m； m煤层累计采厚 m，取 2.10-4.59m； 按式一计算，计算时式 2.1 中取 “+” ，产生的导水裂缝带高度为 35.7747.54m； 按式 2.2 计算，产生的导水裂缝带高度为 38.9852.85m。 根据计算结果，2 号煤层开采时产生的导水裂隙带最大高度可沟通山西组砂岩裂隙 含水层,西部煤层浅埋区可到达地表。 底板 井田内 2 号煤层底板标高在 16401820m 之间。据 m4 号孔奥灰抽水试验资料，奥 灰水位标高为 1295.04m，2 号煤层在井田西部部分煤层位于奥灰水压力之下，煤层底板 标高本次取 1295m 为带压开采边界线。带压开采是个复杂的问题，影响的因素较多，本 次采用突水系数法进行评价。采用煤矿防治水规定附录四中的公式，计算 2 号煤层 底板奥灰水突水系数。其公式为： （2.3） m p t 式中：t突水系数，mpa/m； p隔水层承受的水压，mpa/m； m底板隔水层厚度， m。 正常地段 2 号煤层底板隔水层厚度按惯例直接利用煤层底板至奥灰顶界的距离。全 井田 m4、m11 号钻孔揭露上马家沟组顶界，本次除 m11 号钻孔其余均采用 m4 号孔资 料，其厚度取 97.37m。 奥灰水位标高采用 m4 号钻孔抽水试验恢复水位标高，本次取 1295m。按（2.3）式 计算结果见表 1-2。 部分 2 号煤层底板奥陶系中统岩溶裂隙含水层突水系数计算表表 1-2 孔号或 煤层底板标高 底板标高 （m） 底板水头压 力（mpa） 隔水层厚度 （m） 突水系数 ts（mpa/m） 1295（带压开 采边界） 1295.000.95597.370.010 m21228.481.60797.370.017 m5982.674.01897.370.041 m81034.203.51297.370.036 m111037.123.634112.640.032 m131272.861.17297.370.012 m141084.613.01897.370.031 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 6 - m161021.163.64097.370.037 660（煤层最 低 标高） 660.007.18297.370.074 按煤矿防治水规定中底板受构造破坏块段突水系数一般不大于 0.06 mpa/m，正 常块段突水系数不大于 0.10 mpa/m，本次确定以下带压开采分区标准： t0.06 相对安全区（） 0.06t0.10 临界区 （） t0.10 危险区 （） 经计算，位于奥灰水位标高以下 2 号煤层底板突水系数为 0.0100.074mpa/m，属 于大部分属相对安全区，东南部见少部分地段为临界区。 2、5 号煤层 顶板 5 号煤层的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，钻孔单位涌水量为 0.0026l/s.m，属弱富水性含水层。 开采时形成的导水裂缝，可能沟通上覆其它含水层，使其成为煤层开采的间接充水 含水层。 5 号煤层厚度为 8.44-16.82m，井田内煤层顶板岩性主要为砂岩及泥岩，本次采用煤 层为缓倾角、中硬岩层导水裂缝带高度计算公式，按式 3.1、式 3.2 进行计算。 按式 3.1 计算，导水裂缝带高度为 54.9560.73m；按式 3.2 计算，产生的导水裂缝 带高度为 68.1092.02m。 5 号煤层底距 2 号煤层平均间距 66.19m,开采 5 号煤层时最大导水裂缝带可以沟通 2 号煤层采空区积水。 底板 井田内 5 号煤层底板标高在 5201800m 之间。部分 5 号煤层位于奥灰水压力之下， 煤层底板标高 1295.04m 为带压开采边界线，计算时采用 1295m，计算时采用式 2.3。全 井田 m4、m11 号钻孔揭露上马家沟组顶界，除 m11 号钻孔隔水层厚度采用本孔资料外， 其余钻孔隔水层厚度均采用 m4 号孔资料，其厚度取 22.09m。计算 5 号煤层底板突水系 数（t）见表 1.7-2。 经计算，位于奥灰水位标高以下 5 号煤层底板突水系数为 0.0100.354mpa/m，属 于相对安全区、临界区和危险区。 部分 5 号煤层底板奥陶系中统岩溶裂隙含水层突水系数计算表表 1.7-2 孔号或煤层底板标 高 底 板 标 高 （m） 底板水头压力 （mpa） 隔水层厚度 （m） 突水系数 ts（mpa/m） 1295 （带压开采边界） 12950.21722.090.010 m21167.241.47022.090.067 m41236.330.79222.090.036 m5920.203.89222.090.176 m71265.130.50922.090.023 m8958.353.51822.090.159 m101223.730.91622.090.041 m11968.893.60441.410.087 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 7 - m131203.531.11322.090.050 m141006.623.04522.090.138 m16954.593.55522.090.161 520 （煤层最低标高） 5207.81722.090.354 1.1.4.3 井田水文地质类型 1. 2 号煤层 井田内主要为向东南倾斜的单斜构造，部分 2 号煤层位于当地侵蚀基准面以下， 直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层及导水裂隙带所沟通的间接含水层。据钻孔抽水 试验资料，单位涌水量为 0.0055l/s.m，属弱富水性含水层；本井田位于奥陶系中统岩 溶裂隙含水层水位以下的 2 号煤层底板距奥灰岩溶裂隙含水层有一定的隔水层相隔，按 煤矿防治水规定计算突水系数为 0.0100.074mpa/m，大多数地段为相对安全区， 仅在东南部为临界区；本区西部边界存在采空区积水。按煤矿防治水规定本区 2 号煤层除东南部为临界区外，矿井水文地质类型属中等型。在奥灰突水临界区内矿井水 文地质类型为复杂型。在奥灰突水相对安全区内可能有隐伏的断层或陷落柱存在引起底 板突水，生产中应加强探测预报工作。 2. 5 号煤层 部分 5 号煤层位于当地侵蚀基准面以下，含水层为开采时顶板导水裂隙带所沟通 的太原组砂岩裂隙含水层，单位涌水量为 0.0026 l/s.m，属弱富水性含水层；按煤 矿防治水规定计算突水系数为 0.0100.354mpa/m，属于相对安全区、临界区和危险 区；开采时可能受 2 号煤层采空区积水的影响。按煤矿防治水规定5 号煤层底板 在带压开采线以上和相对安全区矿井水文地质类型属中等型。在奥灰突水临界区和危险 区内矿井水文地质类型为复杂型。在奥灰突水相对安全区内可能有隐伏的断层或陷落柱 存在引起底板突水，生产中应加强探测预报工作。 第二节第二节 煤层的埋藏特征煤层的埋藏特征 1.2.1 含煤性及可采煤层含煤性及可采煤层 1.2.1.1 含煤性 主要含煤层段为太原组和山西组，井田煤炭资源较为丰富煤质优良，可作为动力用 煤、气化用煤和民用煤。井田面积 17.0km2，可采煤层 2 层，全井田资源/储量 364.59mt，资源条件优越。 1.2.1.2 可采煤层 可采煤层是太原组 2 号和 5 号煤层，平均厚度分别为 3.60m 和 13.74m，全井田稳 定可采，资源/储量（111b+122b+333）36459 万 t，全为气煤（其中 2 号煤层为 6910 万 t，5 号煤层为 29549 万 t） 。先期开采地段共获得资源/储量（111b+122b+333）9284 万 t，探明的资源/储量（111b）7601 万 t，占本地段资源/储量总和的 82%；控制的资源/ 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 8 - 储量（122b）799 万 t，探明的和控制的资源/储量（111b+122b）占本地段资源/储量的 90%。矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量 111b122b2m112m22333k 式中 k 为推断的资源量 333 的可信度系数，根据本 井田地质构造及各可采煤层赋存情况，设计取 0.9。 经计算，全矿井工业资源/储量为 356.30mt。 矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损失）采区回采率 根据煤炭工业矿井设计规范要求，2 号煤层采区回采率 80，5 号煤采区回采 率 75。 经计算，矿井设计可采储量为 169.43mt。矿井设计可采储量见表 1-3。 井田内可采煤层特征见表 1-3。 表 1-3 可采煤层特征一览表 单位：万吨 煤层厚度（m） 煤层 编号 最小最大平均 含夹矸 层 数 层间距 （m） 稳 定 程 度 可采性 2 号2.104.583.6004稳定可采 5 号8.4416.8213.7403 66.19 稳定可采 1.2.2 煤煤 质质 1.2.2.1 煤的物理性质 1、2 号煤层呈黑色-褐黑色，沥青光泽为主，少数玻璃光泽，节理、内生裂隙不发 育，断口呈参差状、棱角状，条带状结构，块状构造。视(相对)密度为 1.44t/m3，真(相 对)密度为 1.50t/m3。 以暗煤为主，其次为亮煤，镜煤呈条带状、线型状。其宏观煤岩类型以半暗型煤为 主，其次为暗淡型煤，少量半亮型煤。 2、5 号煤层为黑色-深黑色，沥青光泽-玻璃光泽，断口呈参差状，节理及内生裂隙 不发育，条带状、条理状结构，层状构造。视(相对)密度为 1.48t/m3。真(相对)密度为 1.54t/m3。 以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带及含少量黄铁矿结核散晶。其宏观煤岩类型以 半暗型煤为主，其次为半亮型煤，暗淡型煤少量。 1.2.2.2 煤的化学性质 井田内 2 号、5 号煤层化验指标汇总见表 2.1-4。现将 2 号、5 号煤层的煤质特征分 述如下： 1、 2 号煤层 原煤灰分（ad）为 14.58%-42.51%，平均为 27.68%，为低灰高灰煤。以中灰煤为 主，高灰煤分布在 m1、m9、m15 号孔附近，m8 号孔附近为低灰煤。浮煤灰分（ad） 为 7.27%-15.31%，平均 11.61%，为低灰高灰分煤。 原煤挥发分（vdaf）为 34.99%-39.73%，平均 38.15%；浮煤挥发分（vdaf）为 34.52%- 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 9 - 37.66%，平均 36.28%，为中高挥发分高挥发分煤。浮煤挥发分自西北向东南逐渐降低。 原煤硫分(st,d)为 0.48%-1.53%，平均 0.79%，为特低硫中高硫煤。以低硫煤为主， 特低硫煤分布在本井田中北部，中硫煤分布在本井田中部及 m2 号附近，m13 号孔附近 为中高硫煤。浮煤硫分(st,d)为 0.56%-1.65%，平均 1.01%。为低硫分高硫煤。 2、 5 号煤层 原煤灰分（ad）为 18.94%-28.88%，平均为 24.19%，为中灰煤(图 2.1-7)。浮煤灰分 （ad）为 7.00%-13.91%，平均 9.27%，为低灰高灰分煤。 原煤挥发分（vdaf）为 29.62%-40.31%，平均 36.40%；浮煤挥发分（vdaf）为 30.00%- 37.18%，平均 34.49%，为中高挥发分高挥发分煤原煤硫分(st,d) 为 1.95%-3.35%，平 均 2.77%，为中高硫高硫煤。 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 10 - 煤层号 25 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 11 - 原 煤 0.76-5.52 2.07 (16) 0.59-2.59 1.49 (15) mad(%) 浮 煤 0.68-3.45 1.35 (16) 0.52-2.10 1.10 (15) 原 煤 14.58-42.51 27.68 (16) 18.94-28.88 24.19 (15) ad(%) 浮 煤 7.27-15.31 11.61 (16) 7.00-13.91 9.27 (15) 原 煤 34.99-40.50 38.15 (15) 29.62-40.31 36.40 (15) 工 业 分 析 vdaf(%) 浮 煤 34.52-37.66 36.28 (16) 30.00-37.18 34.49 (15) 原 煤 0.48-1.53 0.79 (15) 1.95-3.35 2.77 (15) st,d(%) 浮 煤 0.56-1.65 1.01 (15) 1.95-3.13 2.46 (15) 原 煤 0.008-0.037 0.018 (11) 0.009-0.017 0.012 (10) 有 害 成 分 pd(%) 浮 煤 0.005-0.018 0.009 (11) 0.005-0.012 0.007 (10) 原 煤 16.457-28.875 22.966 (16) 21.188-27.113 24.923 (15) 发 热 量 qgr,d (mj/kg)浮 煤 27.230-31.541 29.221 (16) 28.998-31.679 30.831 (15) 粘结指数(gr,i) 浮 煤 50.0-82 61.7 (7) 50.1-77 65.7 (12) cdaf(%) 83.07-84.21 83.63 (4) 80.90-84.82 83.20 (4) hdaf(%) 4.37-5.55 5.13 (16) 4.77-5.29 5.11 (15) odaf(%) 8.30-8.84 8.50 (4) 6.40-9.52 7.67 (4) 元 素 分 析 (浮) ndaf(%) 1.46-1.60 1.51 (4) 1.29-1.48 1.42 (4) sio2+al2o3+tio2 (%) 74.37-95.32 88.06 (5) 70.32-79.51 73.93 (4) fe2o3+cao+mgo +k2o+na2o (%) 3.26-16.65 7.70 (5) 13.26-18.15 15.91 (4) 煤 灰 成 分 分 析(原) st()15001479 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 12 - 视(相对)密度 1.41-1.46 1.44 (3) 1.45-1.53 1.48 (3) 浮煤回收率(%) 10.45-61.63 41.00 (16) 35.70-65.12 48.97 (15) 煤类 qmqm 1.2.2.3 可选性 本次施工采取 2 号煤层简易可选性试验样 2 件，5 号煤层简易可选性样 3 件，现简 述如下： 1、煤的筛分浮沉试验 简易可选性筛分试验结果汇总见表 1-4。 由表可知，2 号煤层 13-6mm 粒级产率最高，其次为 3-0.5mm 粒级，0.5-0mm 粒级产 率最低。13-6mm 粒级灰分最高，其次为 0.5-0mm 粒级。5 号煤层 0.5-0m 粒级产率最高， 其次为 3-0.5mm 和 13-6mm 粒级，6-3mm 粒级产率最低。13-6mm 粒级灰分最高，其次为 6-3mm 粒级。3-0.5mm 粒级灰分最低。 本次还进行了煤粉筛分试验（0.5-0mm） ，结果见表 2.1-13，由表可见煤粉产率主要 集中在 0.25-0.125mm 级内，其次为 0.075-0.045mm 与 0.5-0.25mm 两粒级，以1.7m 经验算，所选 zf4600/17/32 型放顶煤支架高度符合要求。 由上述校核可知，所选支架符合要求。因此，工作面采用 zf4600/17/32 型液压支 架。 5. 工作面支架布置形式 本工作面使用 100 架 zf4600/17/32 型液压支架支护顶板。 工作面两端头(机头机尾)分别使用二架 zfg5600/18/34 型的排头架进行顶板支护。 表 3.4.2 zfg5600/18/34 型端头液压支架技术特征表 项目技术特征单位 型号 zfg5600/18/34 型式支撑掩护式 操作方式本架操作 支 架高度18003400 mm 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 34 - 宽度14301600 mm 中心距 1500mm 初撑力 4945kn 工作阻力 5600kn 支护强度 1.03mpa 对底板比压 0.8mpa 适应倾角 20 重量 24t 制造厂家峰峰机械厂 6. 工作面回风巷超前支护及布置方式 回风巷超前支护布置形式采用 dw42 单体液压支柱配合 3金属顶梁支护，每排三 根，架设顶梁上顶不平时用木料背实，顶梁调平顺。点柱为 dw42 型液压单体柱。打柱 范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于 20m。 生产班组随循环推进，将排头支架前回掉的单体柱向前打，使超前支护 20m 内始终 保持每排 3 柱，柱子要保证人行通道宽度不小于 0.8m，同时又不影响转载机推拉，柱子 要用 8#铁丝连锁防倒。 7. 工作面进风巷超前支护布置形式 进风巷超前支护布置形式采用采用 dw42 单体液压支柱配合 3金属顶梁支护，一 梁一柱形式，每排三根，点柱为 dw42 型液压单体柱。打柱范围从工作面煤壁算起，保 证每班超前支护距离不小于 20m。生产班组随循环推进，将工作面侧单体柱提前一循环 回收。 3.4.2 劳动组织劳动组织 作业方式 为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用两班 半采煤，半班检修的三八工作制。 工序安排 综放面割煤、移架、推移输送机、放煤三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭 配方式，即及时支护和滞后支护。 a. 及时支护方式 采煤机割煤后，先移架后推溜的方式。 b. 滞后支护 采煤机割煤后，先推溜后移架的方式。 由于本设计中工作面是煤层顶板，为防止冒顶事故发生，必须采用先移架后推溜的 及时支护方式。 工作面作业规程如下： 割煤移架推前溜放煤拉后溜割煤。 c. 劳动组织 工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见(表 3.4-2)。 表 3.4-2 劳动组织表 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 35 - 工 种一班二班三班合 计 班 长 2226 支 架 工 3315 机组司机 2215 放 煤 工 2215 刮半机司机 1113 输送机司机 1113 转载机司机 1113 浮煤清理工 3338 端头维护工 2226 修理工 0088 质量验收员 1113 区管人员 1124 运料工 3339 其它人员 55818 合 计 26263589 电力费=0.51( 19.2 +1.185)=10.4 元/t 工作面吨煤成本=设备折旧费+工资+材料消耗费+电费 (6-17) 则,工作面的吨煤成本=1.445+3.26+5+10.4=20.1(元/t) (5) 主要技术经济指标 主要技术经济指标见(表 3.4-3)。 表 3.4-3 主要经济指标表 序 号名 称单 位指 标备 注 1煤层厚度m5.8平均 2煤层容重t/m31.47平均 3工作面走向长度m150平均 4工作面倾向长度m1032平均 5煤层倾角6平均 6采煤机采高m2.5 7工作面回采率%83 8循环进尺m0.6 9日循环进刀数刀5 10日进度m3.0 11日产量t3366.4 12日出勤人数人89 13回采工效t/工37.82 14工作制度 三八制 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 36 - 第五节第五节 采区准备采区准备 带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘平巷、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；工作面长度可保持基本等长，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煤层底板岩 层中，辅助运输采用矿用电机车。 带区准备方式存在的问题，如辅助运输、行人比较困难的问题在采用无极绳绞车后 可以很好的解决。故采用带区准备方式，以下就带区巷道布置及其生产系统进行说明。 3.5.1 采煤方法及工作面长度的确定采煤方法及工作面长度的确定 首采区煤层厚 5.8m，倾角 6，属近水平煤层。由于煤层较厚，采用综合机械化放 顶煤自然跨落法采煤。 1 工作面长度的确定 影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度 等。 设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按 150200m 的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素， 地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。 根据以上技术分析和目前我国煤矿实践经验，近水平煤层综采放顶煤工作面长度以 130250 m 较为合理。参考阳方口矿现场生产经验，结合带区区段的整体划分，确定首 采带区采煤工作面的长度为 150 m。 根据规范规定：结合本矿井的实际情况，带区工作面的长度确定为 150 m 可以 满足产量的要求。 2开采工艺确定 根据采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； 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 37 - 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）一次采全高工艺 优点： 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，增加了生产时间；材料消耗 少。 缺点： 煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏 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，采用一 次采全高采煤方法，所需投入较大，实际操作困难，2 号煤层平均厚度在 5.8 左右，厚 度变化不大，故采用采 2.5m,放 3.3m，确定工作面采用综合机械化放顶煤自然跨落法采 煤。采放比为 1：1.4。 第四章第四章 采区运输、防排水与供电采区运输、防排水与供电 第一节第一节 采取运输采取运输 4.1.1 煤炭运输方式煤炭运输方式 矿井为年产 1.20mt 大型矿井。根据井田开拓方式与煤炭的日运量及运距等条件， 矿井的煤炭运输采用胶带运输方式。此运输方式能够满足高产高效的运输要求，同时能 够适应产量的变化，也具有运输系统简单、畅通等特点，完全可以实现由工作面到井底 通达地面的连续运输，管理较为方便。 移交生产时首采区上山胶带与井筒胶带直接搭接，因此初期胶带运输大巷没有胶带 输送机。 4.1.2 辅助运输方式辅助运输方式 矿井日常的井下辅助运输主要担负人员运送、支护材料、小型设备等的运输任务， 由于生产的集中化，工作面地点的减少，使得这些运送任务基本上是点到点的长距离运 输，在此情况下，首先要保证运输系统的畅通，且尽可能的减少转载环节，提高辅助运 输的效率，去有效地配合高产高效的矿井生产。 下井人员是通过主斜井架空乘人器下井，在井底车场换乘采区上山人车直达各工作 地点。 根据开拓方式，大巷为水平巷道，因此，大巷辅助运输方式选用蓄电池机车运输， 其运量和运输能力都较大，能够满足矿井的生产需要。 采区上、下山采用提升绞车，区段石门及工作面顺槽采用连续牵引车运输。 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 38 - 4.1.3 主要运输巷道断面及支护方式主要运输巷道断面及支护方式 4.1.3.1 巷道断面形式 设计主要辅助运输和胶带输送机大巷基本沿煤层走向布置，局部为半煤岩巷，断面 均为半圆拱巷道，胶带输送机运输大巷上仓段局部 16，胶带输送机运输大巷铺设混凝 土底板，厚度 100mm，巷道右侧敷设宽 1.4m 的胶带输送机；辅助运输大巷铺设两条 900mm 轨距 30kg 的轨道，设计为道渣道床，厚度 200mm。 4.1.3.2 支护方式 胶带输送机沿 5 号煤层布置，采用“u”型钢及喷砼支护；辅助运输大巷均为锚网 喷支护方式，支护厚度 100mm。 4.1.3.3 巷道断面 胶带输送机运输大巷净宽 4.4m，净高 3.9m，净断面积 14.2m2，设计掘进断面积 15.67m2； 辅助运输大巷净宽 4.8m，净高 4.1m，净断面积 17.21m2，设计掘进断面积 19.90m2。 胶带输送机运输大巷和辅助运输大巷断面特征详见图 4.1-12。 4.1.4 辅助运输设备的选型辅助运输设备的选型 副斜井为全矿井服务，主要担负全矿井的辅助提升运输任务，设计采用 900mm 轨 距系列矿车及特制车辆来完成提升运输任务。鉴于井筒宽度及绞车提升重量的限制，采 煤机等超重超宽设备需解体下井，于工作面内组装。 人员在主斜井乘坐架空乘人器上、下井，在 11 采区车场换乘采区上山人车，到采 区各工作区段，步行到各工作点。 材料及设备由副斜井装运下井，在井底车场通过 12t 蓄电池式工矿电机车转运到采 区轨道上、下山的绞车提升系统中，再由顺槽连续牵引车运输到工作面及各用料点。 大件设备和支架采用特制平板车运输下井，砂石等散料用 1.5t 固定箱式矿车下井， 水泥通过专用散装水泥车运输，爆破材料和油品等轻型货物由专用车辆下井，长材通过 mc1.59b 专用材料车下井转运。 4.1.5 辅助运输车辆选择辅助运输车辆选择 4.1.5.1 辅助运输量及运距 1设计依据 矿井生产能力 1.20mt/a，其中矿井投产时共布置有 1 个普掘工作面、2 个综掘工作 面、1 个综采工作面；矿井设计年工作日 330d，每天三班生产，一班检修。 矿井巷道为掘锚机掘进，大巷采用锚喷支护，工作面顺槽采用锚杆支护，主要辅助 运输大巷为轨道运输系统大巷，采用道渣道床，厚度为 200mm，胶带运输机大巷铺设 煤矿开采技术毕业设计说明书 - 39 - 100mm 混凝土地面，大巷及顺槽横贯风墙、密闭采用轻质混凝土砖砌筑砂浆抹面。 2矿井辅助运输量估算 针对矿井生产安排与采掘进度情况，考虑材料、设备运输在正常生产与工作面安装 和搬家两种情况（大巷铺底考虑与工作面安装和搬家错开） ；人员运输考虑以各采掘面 和巷道维修人员等一次运输到主要位置，兼顾其它固定工作点的人员运输，其运量见表 4.2-1。 矿井辅助运输量 表 4.1-5 类别 盘区 人员（人/ 最大班） 矸石 （t/班） 正常生产时材料 及一般设备（t/班） 正常生产时长材 及管网（t/班） 一盘区 123949445 第二节第二节 采区防排水和洒水采区防排水和洒水 本矿井在副斜井