冠裕煤矿开采设计采煤专业毕业设计说明书2

1、太原理工大学继续教育学院毕业设计说明书毕业生姓名： 专 业：采矿工程学 号： 指 导 教 师： 所属系（部）： 目 录第一章 矿井概况11.1井田地质特征11.2煤层的埋藏特征51.3井田境界与储量91.4矿井开拓11第二章 采区基本开采条件13 2.1矿井开拓方式及采掘部署132.2生产水平、采区及采掘工作面布置132.3.采区大巷布置及特征13第三章 采煤方法及采区巷道布置143.1采煤方法的选择及其依据143.2顶板管理方式及支架选型153.3作面长度、年推进度和生产能力计算153.4采区布置15第四章 采区运输系统、排水系统164.1采区运输154.2采区排水系统174.3采区供电系统

2、第五章 采区通风与安全5.1采区通风系统5.2风量配备5.3通风构筑物5.4安全措施第六章 采区巷道规格及支护方式6.1巷道断面和支护方式6.2掘进工作面个数及主要机械设备6.3井巷工程量第七章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织第八章 采区主要经济技术指标参考文献致谢第一章 矿井概况1.1 井田地质特征冠裕煤矿位于山西省平定县冠庄村村南，地理坐标为北纬374010374232，东经11332191133553。北距平定县城15km，距阳泉市25km，东距207国道7km，其间有简易公路联接。经平定、阳泉与太旧高速公路和石太铁路线相接，可通往全国各地，交通较为便利。故本矿区煤炭外运条件良好。井田位于

3、太行山北段西侧。为低中山地貌。地形总体呈南高北低,沟谷多呈南北向分布，形态多呈“u”型。地形最高点位于井田西南部山梁，标高1326m，最低点位于井田北部，阳胜河河床，标高915m。最大相对高差311m。本区属海河流域，子牙河水系，井田北界外有阳胜河，由西向东流。其特点是夏季雨量集中，易发洪水；冬、春两季雨量很小，以致出现断流。属季节性河流。井田内各沟谷，雨季雨水除渗入地下外，均流入阳胜河。平定县属暖温带大陆性气候，四季分明。冬季少雪，春季多风，夏季雨量集中，多晴朗凉爽天气。据平定县气象站19581980年共23年的资料统计，基本情况如下：历年平均降水量601.1mm，且主要集中在7、8、9三个

4、月内。其中1963年8月5日一天内降雨量达173.6mm，为本县有记录以来之最大降雨量；历年平均蒸发量为1888.1mm，蒸发量为降雨量的34倍；年平均气温9.3，一月份最冷，平均气温为-6，月平均气温最低-9.7。七月份最热，平均气温为22.5，月平均气温最高23.6；年平均风速为2.1m/s，多为西北风；无霜期169天，最大降雪度为25cm，每年11月底开始地冻，翌年3月份解冻，最大冻土深度60cm。据中国地震动峰值加速度区划图，本区动峰值加速度值为0.1g，相等于原地震烈度七度区。现采用一对斜井开拓，主副井井口均位于井田东北部。井筒沿s55w方向，2230倾角延深进入井田见煤，设有+62

5、0水平轨道运输大巷。大巷采用矿车运输，井口配备绞车提升，通风方式为中央并列抽出式。该矿投产时间不长，目前井下开采范围不大，井下涌水量为80-140m3/d，矿井属高瓦斯矿井。井田东与平定煤矿二坑相邻，东南和南后峪煤矿交界，东北为平定煤矿一坑。西、北与阳煤集团相邻。据了解，未发现周边煤矿有越界开采现象，对本矿生产未产生不利影响本井田深积地层由老至新为奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、二叠系下统下石盒子组、二叠系上统上石盒子组、第四系中、上更新统。简述如下：本井田深积地层由老至新为奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、二叠系下

6、统下石盒子组、二叠系上统上石盒子组、第四系中、上更新统。简述如下：1、奥陶系中统峰峰组（o2f）主要为炭岩及豹皮状灰岩，其次为泥灰岩及薄层状白云质灰岩。底部为厚层状角砾状泥灰岩。下部岩溶较发育。本组厚约170m左右。2、石炭系中统本溪组（c2b）全厚3540m，平均38.9m。平行不整合于奥陶系灰岩之上，本组地层由灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩及石灰岩组成，夹有12层煤线。底部为“山西式铁矿”，呈鸡窝状分布。其上为g层铝铝土矿，厚度变化较大。灰岩一般有两层，含少量蜓科及海百合茎化石。3、石炭系上统太原组（c3t）全厚95120m，平均105.6m。为本矿区主要含煤地层之一，连续沉积于本溪组之中，岩

7、性由灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、浅灰、灰白色砂岩，3层深灰色白灰岩以及614层煤组成。4、二叠系下统山西组（p1s）平均厚55.60m，为井田内主要含煤地层之一，它连续沉积于太原组之中。岩性主要由灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、灰白色中粗粒砂岩组成。含煤26层。5、二叠系下统下石盒子组（p1x）连续沉积于山西组之中，一般厚87.5m，底部以k8砂岩与山西组分界。一般分上、下两段：（1）绿色岩层段（p1x1）底部k8砂岩，为黄绿色厚层状粗砂岩，底部含小砾石、小菱铁矿结核及泥岩包体。分选、磨圆度均差，泥质胶结，疏松，表面呈球状风化，并有氧化铁浸染。全段主要由黑色泥岩、深灰色砂质泥岩、粉砂岩及灰色砂

8、岩组成，夹有12层铝质泥岩及菱铁矿结核。下部夹有36层煤线。本段地层因地表风化后砂岩及砂质泥岩显示浅灰绿色色调，因而称绿色岩层段。全厚4055m，平均47.5m。（2）黄色岩层段（p1x2）底部k9为灰色厚层状中粒砂岩，韵律性明显，底部为砂砾岩，相变为细砂岩，分选、磨圆度不好。含煤屑及泥岩包体，呈斜层理或波状层理，泥质胶结，其上为浅灰色、绿灰色砂质泥岩、粉砂岩及灰色砂岩。有时可夹黑色泥岩和一层煤线以及灰色铝土泥岩12层。上部砂岩带主要由12层灰白色粗中粒砂岩及23层灰绿色砂质泥岩组成。砂岩中含砾石，砂质泥岩中含紫斑。顶部为桃花泥岩。本段地层因地表风化后为姜黄、灰黄色，因而称黄色岩层段。全厚35

9、45m，平均40m。6、二叠系上统上石盒子组（p2s）井田内大片出露，出露总厚度约250m左右，分上下两段。（1）红黄色岩层段（p2 s1）其岩性下部以黄褐色砂质岩层为主，夹薄层灰绿色中细砂岩及泥岩。上部以黄绿色厚层状粗细粒砂岩为主，夹黄褐色及暗紫色砂质泥岩条带。全厚122.70172.90m，平均150m。（2）褐色岩层段（p2 s2）以狮脑峰砂岩（k12）为基底，由23层绿色含砾粗砂岩组成。中部夹由黄绿、紫或灰黑色薄层砂质泥岩，厚40m左右。向上为紫红、兰紫及暗黄色砂质泥岩、泥岩及含紫色的黄绿色砂砾岩组成。砂岩多泥质胶结，疏松，容易风化。7、第四系中，上更新统离石黄土和马兰黄土（q2+3）

10、以不整合覆盖在基岩之上。大多分布在山顶和山坡处，井田内分布较广。中更新统离石黄土（q2）：由红棕色、红黄色亚砂土及亚粘土组成，并含有钙质结核。上更新统离石黄土（q3）：为浅黄、黄灰色亚砂土或细粉砂土，孔隙度大，垂直节理发育，底部含钙质结核。本统厚040m，平均22.5m。平昔矿区位于沁水坳陷的东部边缘北段，太行山隆起之西翼。基本构造形态为一单斜，走向北西，向南西方向倾斜。在此单斜上又发育次一级波状褶曲。断层走向和褶曲轴向大多为北东，少数北西，陷落柱普遍发育。起控制作用的主要为新华夏构造体系。本井田位于沁水煤田阳泉矿区扩区（平定区）南部。现将井田内褶曲、断层及陷落柱等构造现象分述如下：1、褶曲：

11、 （1）史家沟-鸦凹向斜：位于井田东部，沿n20e方向穿过井田，轴部为928号和m10号钻孔连线，轴部宽缓，两翼倾角49，轴向延伸5000m以上。（2）杏庄向斜：位于井田东南部，轴向n30e，井田内延伸距离1500m，m94，1224号钻孔连线东侧为其轴部。（3）药林寺台沟背斜：位于井田东部，轴向n30e，两翼倾角为7左右。轴部为m30号孔与m4号孔以西100m处之连线。井田内延伸距离3400m左右。（4）马道岭向斜：位于井田西部，轴向n60e，延伸距离1600余m，轴部宽缓，西翼倾角58。2、断层：井田内断层较少，落差不大，都为高角度正断层。fm60：走向n10e，倾向nw，延伸500m。落

12、差2m。fm61：走向n5e，倾向nw，倾角650，延伸240m，落差8m。fm62：走向n10w，倾向sw，延伸200m，落差5m。fm63：走向sn，倾向w，倾角600，延伸200m，落差7m。3、陷落柱：井田内陷落特别发育。全井田共有陷落柱50个，平均每平方公里3个，其中3个为井下巷道发现。陷落形态多为园形及椭园形，一般常见的直径为10100m（地表），陷壁角6580，一般多在75左右。陷落柱围岩以二叠系石盒子组地层居多，陷落体中岩层时代都新于围岩，陷落体部分被黄土掩盖，有一部分为煤矿坑下所揭露。综上所述，井田井田范围褶曲和陷落柱发育，地层倾角510，断层少且落差小，总体分析，本井田地质

13、构造总体应为类，即中等类。2.2煤层的埋藏特征石炭系上统太原组（c3t）及二叠系下统山西组（p1s）为本井田主要含煤地层，共含煤15层，由上而下编号为1、2、3、5、6、81、82、84、9上、9、11、12、13、14、15号。其中16号位于山西组；8115号位于太原组，煤层总厚13.12m，煤系总厚161.20m，含煤系数8.5%。井田内零星可采、局部可采、全部可采煤层有3、6、81、9、15号三煤层。现将可采煤层分述如下：1、3号煤层：赋存于山西组中上部，上距k8砂岩平均20m左右，见煤点厚度0.111.16m，平均0.64m，为一局部可采的不稳定煤层。井田内在井田北东部的743、908

14、、m3钻孔、东南部的m7、1224钻孔两块控制达可采厚度。煤层一般不含夹矸，结构简单，顶板多为砂质泥岩、粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。2、6号煤层：赋存于山西组下部，下距k7砂岩一般2.55.0 m。上距3号煤层13.428.87m，平均21.14m。煤层厚度0.071.30m，平均0.68m，为不稳定煤层，在井田的东南部m 92、m 94和1218号孔处分布小片可采区。不含夹矸，结构简单。顶板多为砂质泥岩、粉砂岩，底板多为泥岩、砂质泥岩。3、81号煤层：位于k7砂岩下10m左右，见煤点厚0.102.75m，平均1.44m，在冶85号、911号和22号、715号处分布小片不可采区，全井田大部分

15、可采，属薄煤层，结构较简单，局部含12层夹矸。顶板多为砂质泥岩、泥岩，局部为粉、细砂岩，底板多为砂质泥岩、粉砂岩，局部为细砂岩。属较稳定的大部可采煤层。煤层厚度由东向西呈增厚趋势。4、9号煤层：位于太原组上部，上距8号煤层7.9516.04m，平均13.4m。该煤层为一局部可采的极不稳定的薄煤层，煤层厚度02.60m，平均0.67m。可采区分布于井田南部，井田北部多属尖灭区。煤层结构简单，仅局部含一层夹石。顶板为细砂岩、粉砂岩、炭质泥岩和砂质泥岩、泥岩，底板多为砂质泥岩、泥岩，局部为细砂岩和粉砂岩。5、15号煤层：位于太原组底部，k2（四节石灰岩）灰岩之下，距k2灰岩一般13.5m左右。为一全

16、区稳定可采的厚煤层，煤层厚度4.328.64m, 平均6.30m。最大厚度为井田东南部的m5号孔，厚达8.64m。最小厚度为井田中部934号孔，厚度仅为4.32m。煤层结构较复杂，一般含夹矸13层, 局部可达5层，部分则不含夹矸。顶板多为砂质泥岩、泥岩，局部为粉、细砂岩；底板多为炭质泥岩，局部为砂质泥岩、泥岩和铝质泥岩。可采煤层特征见表1-2-1。表1-2-1 煤层特征表含煤层段煤层号煤层厚度（m）最小-最大平均煤层间距（m）最小-最大平均结构可采性稳定性山西组30.11-1.160.64简单不可采不稳定13.4-28.8721.1460.07-1.300.68简单不可采不稳定7.46-24.

17、2915.87太原组c3t810.10-2.751.41较简单大部可采较稳定7.95-16.0413.490.00-2.600.67简单局部可采极不稳定78.89-94.1876.18154.32-8.646.29复杂全井田可采稳定煤质概述1、物理性质井田3号煤以镜煤、亮煤为主，属光亮型及半光亮型煤；6号煤以镜煤、亮煤为主，属光亮型及半光亮型煤，夹暗煤条带；81号煤煤岩类型属光亮型及半光亮型，以镜煤、亮煤为主，多为金刚光泽；9号煤为光亮型及半亮型煤，以镜煤、亮煤为主，夹暗煤条带；15号煤层为光亮型及半亮型煤，以镜煤、亮煤为主，夹暗煤条带，金刚光泽或似金属光泽，煤质坚硬，煤芯大多呈柱体。2、化学

18、性质及工艺性能根据钻孔煤芯煤样化验结果和该矿取样分析资料，本井田各可采煤层化学性质及工艺性能如下：（1）3号煤层：水分(mad)：原煤为2.04%；浮煤为1.97%。灰分(ad)：原煤为15.49%；浮煤为8.02%。挥发份(vdaf)：原煤为8.49；浮煤为7.36。3号煤层属低灰、特低硫、特低磷、特高热值之无烟煤。（2）6号煤层：水分(mad)：原煤为0.82%-2.02%，平均为1.42%；浮煤为1.44%。灰分(ad)：原煤为10.31-31.79%，平均为21.05%；浮煤为9.58%。挥发份(vdaf)：原煤为7.22-13.20%；平均为10.21%；浮煤为8.05%。6号煤层属

19、低灰中灰、中高硫、特低磷、特高热值之无烟煤。（3）81号煤层：水分（mad）：原煤0.502.06%，平均1.43%，精煤0.553.13%，平均1.40%。灰分（ad）：原煤15.1935.92%，平均23.17%，精煤7.3810.94%，平均8.88%。挥发分（vdaf）：原煤8.2815.12%，平均10.42%，精煤6.937.84%，平均7.45%。全硫(st.d)：原煤1.9814.89%，平均5.31%，精煤0.511.45%，平均0.81%。磷（pd）：精煤0.0020.024%，平均0.008%。发热量（qb.ad）：原煤34.2937.42mj/kg，平均35.0mj/k

20、g。81号煤层属中富灰、中高硫、特低低磷、高发热量之无烟煤。（4）9号煤层：水分（mad）：原煤0.833.12%，平均1.66%，精煤0.762.44%，平均1.48%。灰分（ad）：原煤14.0327.69%，平均20.12%，精煤8.3111.57，平均11.65%。挥发分（vdaf）：原煤7.6910.49%，平均8.94%，精煤6.308.15%，平均7.56%。全硫(st.d)：原煤0.492.93%，平均1.26%。精煤0.490.97%，平均0.68%。磷（pd）：精煤0.0020.004%，平均0.003%。发热量（qb.daf）：原煤35.0235.85mj/kg，平均35

21、.29 mj/kg。9号煤层属低富灰、特低高硫、低磷、高发热量之无烟煤。（5）15号煤层：水分（mad）：原煤0.793.01%，平均1.82%，精煤0.633.04%，平均1.52%。灰分（ad）：原煤7.8626.18%，平均16.11%，精煤3.398.31%，平均5.91%。挥发分（vdaf）：原煤6.7010.46%，平均8.08%，精煤5.187.13%，平均6.35%。全硫(st.d)：原煤0.711.56%，平均1.20%，精煤0.580.91%，平均0.78%。磷（pd）：精煤0.0040.172%，平均0.054%。发热量（qb.ad）：原煤34.5235.44mj/kg，

22、平均35.01mj/kg。15号煤层为特低富灰、特低中硫、特低高磷、高发热量之无烟煤。3、可选性井田范围无原煤的分选试验资料。据148队在马郡头精查勘探时从李夫峪煤矿采取15号煤层大样进行筛浮试验，试验结果为：原煤1001mm级的中煤量为18.22%，大于100mm级破碎到1001mm中煤量为24.12%，属难选中等可选。理论精煤回收率，原煤1001mm级均为65%，大于100mm级破碎到1001mm的为72.08%，属良优级。4、煤的工业用途井田各煤层灰分含量较低，大部为中低灰，除81号煤层含硫较高外，基本为中低硫煤，经洗选后，灰分、硫分均有明显降低，加之各煤层均具较高的发热量，可做为良好的

23、动力用煤。1.3井田境界与储量井田境界根据1400000431358号采矿许可证，井田范围按以下13点座标圈定：1、x=4176380 y=197240932、x=4176799 y=197264343、x=4178270 y=197271194、x=4178424 y=197292425、x=4178627 y=197292366、x=4179342 y=197292347、x=4179342 y=197297678、x=4178567 y=197297889、x=4178579 y=1973023810、x=4176204 y=1973030311、x=4176176 y=19729278

24、12、x=4174326 y=1972933813、x=4174184 y=19724153井田东西走向长5km，南北倾斜宽4km，面积19.3356km2。储量（一） 地质储量1、储量计算基础本次参与储量计算的煤层为不稳定煤层、局部稳定煤层稳定可采煤层的3、6、8、9、15号煤层。储量计算边界为井田范围。工业指标：（1）本矿区煤层为无烟煤，依据规范，其采用指标见表2-1-1。表2-1-1 储量计算工业指标表最低可采厚度（m）最高可采灰分（%）最高硫分（%）0.80403（2）煤层视密度：3号煤层视密度：1.38t/m36号煤层视密度：1.44t/m381号煤层视密度：1.40t/m39号煤层

25、视密度：1.43t/m315号煤层视密度：1.41t/m32、计算方法本区参与储量计算的煤层，产状都比较平缓，故储量计算方法采用地质块段法。计算公式为：q=smd式中：o-储量 （kt） s-块段面积 （km2） m-块段厚度 （m） d-视密度 （t/m3）（1）面积：用求积仪在储量图上测得。（2）厚度：采用块段内及邻近工程点的煤厚算术求平均值。储量计算结果根据地质报告并考虑了近年来动用储量，进行了储量计算，共获得地质储量197269kt，其中：111b+122b级储量88751kt，占总储量的49.3%。地质储量汇总表 单位：kt煤层号111b（a)122b(b)333a+ba+b+c(a

26、+b)/(a+b+c)*100备注3-247002470未批采（不可采）6-124001240821671401022907161773908441.4全硫含量大于3%9批采（局部可采）151313959435681917257414076551.6合计15306734451085188875119726949.3（二）、可采储量根据煤炭工业矿井设计规范，经计算，矿井保有工业储量为56754.9kt，矿井设计储量40043.4kt，矿井设计可采储量30023.1kt 15号煤层可采储量表 单位：kt采区编号工业储量（kt)永久煤柱（kt)设计储量（kt)大巷煤柱（kt

27、)可采储量(kt)井田、采区工业场地陷落柱风井场地小计一采区14381.4538.625948163948.610432.810657025.9二采区40592542.81026664.62233.438358.62061.827222.6三采区12190342.9209551.911638.11103.37901.1四采区73601.618564776532.47164.466437.24554.846411.8合计1407653280.325946827119713898.31268678784.988561.41.4矿井开拓矿井现采用斜井开拓方式：一个混合提升斜井，净宽4.0m、净断面9

28、.48m2、倾角22.5、斜长713.0m，井筒内装备双轨，采用2jk2.5/20型双滚筒绞车；一个回风斜井，净宽4.2m、净断面10.67m2、 倾角30、斜长549.405m，井筒无装备。根据开拓现状、设计生产能力及通风要求，开拓方案简述如下：1、采用斜井开拓方式，在工业场地新增一个主斜井，净宽4.6m、净断面14.7m2、倾角25，斜长760.1m，装备1000mm钢绳芯胶带输送机和检修轨；副斜井、回风斜井功能不变，维持现状。2、设置+620水平胶带、轨道运输大巷和回风大巷，井下主运输采用b=1000mm胶带输送机，采用无极绳绞车牵引1t矿车担负辅助运输任务。3、矿井采用机械抽出式通风方

29、式，初期为中央并列式通风、后期分区式通风。15号煤层共划分了4个采区。水平划分及标高井井田内煤层赋存平缓，一般510，属近水平煤层；按煤层间距， 3号煤、6号煤赋存于山西组，属于不稳定的不可采煤层，8号、9号煤煤层为上组煤， 15号煤层为下组煤，上、下组煤层平均间距89.5m。该矿井田内的煤层赋存状况东高西低，高差近100m，且81号煤层平均硫份5.31%，属于国家禁止开采煤层，9号煤层为局部可采的极不稳定煤层，分布在井田南部，井田北部属尖灭区。基于上述分析，结合开拓方式，确定井田共划分为一个开采水平。设+620m水平开采15号煤层，待查清8号煤层低硫区域后，在适当位置设辅助水平开采8号煤层。

30、主要运输大巷及总回风巷的布置方式和位置选择根据开拓布置现有工程情况，设置三条大巷，即一条水平+620水平胶带运输大巷、一条+620m水平轨道运输大巷、一条回风大巷。轨道大巷根据运输要求，按一定坡度布置，胶带大巷沿着煤层底板布置，回风大巷沿15号煤层顶板布置。采区划分及开采顺序1、采区划分为了达到集中生产、系统简单、管理方便、设备利用率高及高产高效的目的，采区划分依据以下原则：（1）采区尺寸与高产高效工作面开采要求相适应，力争做到采区划分合理，接替工程量小，工作面服务时间适宜。（2）采区布置符合分区通风要求，尽可能减少煤炭的反向运输。据此，设计将15号煤划分为四个采区，其中煤层埋藏浅，靠近井底的

31、一采区作为首采区。2、开采顺序采区开采顺序为先近后远，逐步向井田边界推进。第二章 采区基本开采条件2.1矿井开拓方式及采掘部署主斜井落底向东布置一采区胶带大巷；沿西南方向布置集中运输大巷。副斜井落底向东布置一采区轨道大巷；沿西南方向布置集中轨道大巷。回风斜井落底向东平行布置一采区一号回风大巷，与一采区二号回风大巷；沿西南方向布置集中回风大巷。2.2生产水平、采区及采掘工作面布置矿井开采的15号煤采。一采区为生产采区，南区为准备采区。一采区采掘部署有15103综采放顶煤工作面、15104进风顺槽综掘工作面、15104内错尾巷综掘工作面和15104高抽巷普掘工作面；南区布置有集中轨道大巷普掘工作面

32、、集中运输大巷普掘工作面和集中回风大巷普掘工作面，三个大巷掘进工作面采取停一个，掘两个的交替轮流掘进的方式进行掘进作业。2.3.采区大巷布置及特征一水平采区巷道一采区轨道大巷采用锚网喷支护，局部采用u型棚支护，巷道净宽4.0m，净高3.38m。净断面积12.24m2。一采区胶带大巷采用锚网喷支护，局部采用u型棚支护，巷道净宽4.0m，净高3.38m。净断面积12.24m2。一采区一号回风巷采用u型钢棚支护，巷道净宽3.2m，净高2.8m，净断面积8.96m2。一采区二号回风巷采用半圆拱形断面，料石砌碹支护，巷道净宽3.4m，净高3.0m，净断面积10.2m2。第三章 采煤方法及采区巷道布置3.

33、1采煤方法的选择及其依据矿井初期开采15号煤层，该煤层厚度4.328.62m, 平均6.30m。最大厚度为井田东南部的m5号孔，厚达8.64m。最小厚度为井田中部934号孔，厚度仅为4.32m。煤层结构较复杂，一般含夹矸13层, 局部可达5层，部分则不含夹矸。顶板多为砂质泥岩、泥岩，局部为粉、细砂岩；底板多为炭质泥岩，局部为砂质泥岩、泥岩和铝质泥岩。根据煤层赋存条件及井田开拓布置，结合国内目前技术装备水平，设计采用长壁综采放顶煤采煤法。工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型综采工作面采、装、运、支全部为机械化。根据15号煤层的采高、硬度及目前综合机械化采煤发展趋势，设计选用4mg200型采煤机。

34、采煤机小时生产能力计算：q采=60hbvtk(t/h)式中： h采煤机采高，取2.4m；b采煤机截深，0.6m；v采煤机牵引速度，4m/min；t煤容重1.42t/m；k工作面回采率，取93%。q采=602.40.641.420.93=456t/h 因此工作面配套生产能力确定为500t/h。工作面装备见表下表。回采工作面主要设备配备表序号设备名称设备型号单位数量电机功率备注1采煤机4mg200台12002可弯曲刮板输送机sgb630/220部2110x23转载机szz764/132部11324破碎机pcm110台11105放顶煤液压支架zfq2000/16/24架966过渡支架ztf4000/

35、17/35架47单体液压支柱dz35根1108乳化液泵站wrb200/31.5套11329喷雾泵站wpz320/6.3套14510可伸缩胶带输送机ssj1000/125部11253.2顶板管理方式及支架选型综采工作面选用zfq2000/16/24型放顶煤液压支架，工作面端头应力集中区配备过渡支架、单体液压支柱，金属铰接顶梁强化顶板管理。以全部垮落法管理工作面顶板。3.3作面长度、年推进度和生产能力计算1、工作面长度确定依据煤层条件、设备能力及矿井生产规模，确定15号煤层工作面长度为120m。2、工作面年推进度根据采煤机切割速度，工作的长度、开机率计算每天完成6个循环，每刀截深0.6m，日进度3

36、.6m，年平均推进度为1080m。3、工作面生产能力及数目确定工作面生产能力按下式计算：q=limtk式中： l年推进度，1080m；l工作面长度，120m；m采高，机采平均2.4m，放顶煤平均3.6mt容重，1.42t/m；k工作面回采率，机采0.93，放顶煤0.8。经计算工作面年生产能力940.7kt/a，矿井以一个综放工作面加掘进煤即可满足矿井设计生产能力900kt/a之要求。 3.4采区布置一、移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置及采区尺寸依据井田开拓布置、煤层赋存条件、开采技术条件以及工作面装备水平和通风条件，设计确定采区生产能力为900kt/a。因此，全矿井初期以一个采区确

37、保矿井设计生产能力。为了节省初期井巷工程量，减少初期投资和建设工期，尽快回收资金，设计将首采区布置在井底东翼，即一采区。二、采区巷道布置根据井田开拓布置和通风要求，每个采区布置三条大巷即沿15号煤层底板布置一条胶带运输巷，沿15号煤层顶板分别布置一条辅助运输巷和一条回风巷。根据瓦斯抽放和工作面通风要求，回采工作面共布置五条顺槽：在胶带顺槽一侧布置两条顺槽，即一条胶带顺槽，一条进风顺槽；在回风顺槽一侧布置三条顺槽，即一条回风顺槽，一条尾巷，一条进风顺槽。其中进风顺槽主要用于补充尾巷风量和稀释瓦斯浓度。第四章 采区运输系统、排水系统4.1采区运输主斜井胶带输送机担负全矿井原煤的提升任务。井筒装备1

38、部由煤炭科学院研究总院生产的型号为dtl100/43/2315s型带式输送机。选用输送带型号为st/s2500型煤矿用钢丝绳芯阻燃带，带宽1000mm，带厚22mm，带速2.5m/s，输送能力为430t/h；井筒倾角25，输送距离780m；配用型号为yb450s2-4电动机2台，功率315kw，电压6000v；减速器为yotc650l型；胶带拉紧形式为机尾重车拉紧。胶带输送机驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置、温度保护、烟雾保护、超温洒水装置、防撕裂保护、紧急联锁停车等保护装置 ，同时该带式输送机装设有防逆转装置和制动装置。巷道内有充足的照明，在机头和机尾设有防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相

39、接触的防护栏。副斜井提升系统采用绞车提升，担负全矿的人员、物料和矸石的提升任务。提升机型号为2jk-2.5/20，滚筒直径2500mm，滚筒宽度1200mm，最大静张力为90kn，最大静张力差55kn。配用yvf400m2-10型电动机，额定功率200kw，电压380v。提升钢丝绳选用规格型号为67的钢丝绳，直径28mm。担负材料设备的升降及矸石的提升任务，提升长度743m，提升最大倾角22。提升容器为u型矿车，1次提升5个矿车，矿车自重为600kg，提升载重为1000kg/个。担负全矿井的人员运输提升任务，提升长度580m，提升最大倾角22。提升容器为人车型号为xrb15-6/6型，1次提升

40、3个人车，人车自重为2200kg，提升载重为1125kg15人/车。井下运输系统井下煤炭运输为胶带输送机运输。一采区胶带大巷安装4部dsj100/80/16090型胶带输送机，输送能力为800t/h，运输距离总计约为1380m，配用带宽为1000mm，带厚为10mm，型号为1000s型，胶带为塑料整芯阻燃输送带，胶带拉紧形式为电控液压自动张紧绞车。该机装有煤位、速度、胶带温度、烟雾、防跑偏、超温洒水等各项保护装置。辅助运输系统由无极绳运输系统和调度绞车接力运输系统组成。煤炭运输流程15103综采工作面：采煤机mg250/600-awd型sgz764/400t型前后刮板输送机桥式转载机15103

41、顺槽胶带机（dsj100/50/2125s）15103煤仓煤仓下k4给煤机1采区4部胶带输送机（dsj100/80/160型）主斜井井底煤仓给煤机主斜井dtl100/43/2315s型胶带输送机地面筛分车间地面洗煤厂。15104综掘工作面：ebz120(ebj-120tp)综掘机40型刮板输送机15103煤仓煤仓下k4给煤机1采区4部胶带输送机（dsj100/80/160型）主斜井井底煤仓给煤机主斜井dtl100/43/2315s型胶带输送机地面筛分车间地面洗煤厂。材料设备运输流程从副井井口车场装入矿车，经副斜井的1部提升机运输到井底车场，一采区通过sq80/75b型无极绳绞车运输，再通过调度

42、绞车接力运输到各个运料地点。人员运输人员在副斜井乘坐斜井人车，通过副斜井绞车运输到井底车场，步行至各个工作地点。4.2采区排水系统矿井现有中央水泵房、一采区水仓、主斜井水仓、副斜井水仓，矿井采取分级排水的方式排水，正常排水为中央水泵房的工作水泵排水和一采区水仓水泵排水。现分述如下：中央主排水泵房：设在副斜井井底，设主副水仓，总容积2000m3，其中主水仓容积1000 m3，副水仓容积1000m3。水泵房安装3台md155-676型矿用耐磨离心泵，单台额定排水量155m3/h，额定扬程402m，主轴转速2950r/min，配套电机功率280kw，额定电压6kv，3台水泵。正常涌水时为1台工作，1

43、台备用，1台检修。最大涌水时为2台工作，1台检修。沿副斜井铺设有两趟2196mm排水钢管，长度均为900m，排水高度267m。正常涌水时为1趟使用，1趟备用，最大涌水时2趟同时工作。两趟排水管路经管子道经副斜井敷设至地面生产三污水处理后复用。主斜井水仓2个，容积均为200m3，水仓内分别装有md46-503型离心式水泵2台，功率37kw，额定扬程150m，额定流量 46m3/h， md46-504型离心式水泵2台，功率45kw，额定扬程200m，额定流量 46m3/h；副斜井水仓1个，容积为400m3，水仓内装有d85-454型矿用单级清水泵1台，功率75kw，额定扬程180m，额定流量85m

44、3/h；和md46-504离心式水泵1台。一采区水仓2个：分别设在一采区轨道大巷650m处、1070m处，水仓容积均为160m3 ，水仓内安装md46-503型排水泵1台，额定流量为46m3/h。md46-303型排水泵1台，额定流量为46m3/h。沿轨道巷分别敷设1趟80mm排水钢管至中央水泵房水仓。采掘工作面水仓内装有bwq-15-60-9.2型矿用潜污泵2台，功率9.2kw，额定扬程60m，额定流量 15m3/h。井下各采掘工作面及巷道积水，采用矿用潜水泵或小水泵通过井下排水管就近排入采区水仓再排入中央水泵房。4.3采区供电系统供电电源在工业场地附近设1座35kv变电站，供电电源由陈家庄

45、变电站110/35kv变电站35kv不同母线段提供（陈家庄变电站两回路电源分别引自红卫220kv变电站和磛石110kv变电站）。输电线路为铁塔双回架空钢绞铝导线，输电距离7.5km,导线规格为lgj-120mm2，一回路运行，另一回路带电备用，任一回路均能满足本所全部负荷的用电。在变电站内配置有高压配电装置采用xgn77-40.5高压开关柜,共安装11台，采用单母线分段连接，室外设有避雷针。电力负荷矿井设备总装机容量10050kw，设备工作容量8600kw，最大负荷有功功率4020kw，最大负荷无功功率1800kvar，自然功率因数0.75，补偿后功率因数0.95，矿井吨煤电耗20kwh。地面

46、供配电工业场地6kv配电室矿井在工业场地建有一座6kv配电室，安装有2台s9-5000/35 355%6.3kv型主变压器，单台装机容量为5000kva，电压为3535%6.3kv， 2台主变压器，1台运行，1台备用。配电室6kv电源来自主变压器，共安装26台gg-1af（改）高压开关柜，采用单母线分段接线方式，其中进线柜2台，母联柜1台，隔离柜1台，所变1台，pt柜2台，下井出线2台，副斜井出线柜2台、主斜井皮带出线柜2台、瓦斯抽放出线柜2台、主扇风机出线柜2台、2台厂变、2台电容器出线柜、2台筛分车间出线柜、3台煤机厂出线柜。该配电室担负矿井主副斜井提升、洗煤厂、筛分车间、主扇风机、机修车

47、间、瓦斯抽放泵站、选矸以及井下中央配电室等地供电电。井下供配电中央配电室供配电主斜井井底车场设中央配电室，双回6kv电压等级电源均引自工业场地6kv配电室不同母线段。采用myjv223120mm26kv型矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装电缆，沿主斜井井筒敷设，供电距离约1300m。配电室设有bgp-6型高压开关柜13台，kbsg-500/6/0.69kv型干式变压器1台。kbz型、qbz型磁力隔爆开关。该变电所担负主排水泵（双回路）、一采区变电所（双回路）、一采区皮带4部带式输送机、520开拓大巷（双回路）等负荷用电。一采区配电室一采区设立采区配电室，双回6kv电压等级电源均引自井下中央配电室不同的

48、高压开关，采用myjv223956kv矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装电缆，供电距离870m。采区配电室13台pbg-630高压隔离开关，其中1台隔离开关电源引自中央配电室3#高压开关，电源线路采用myjv223356kv矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装电缆，供电距离820m。采区配电室安设有1台kbsg-500/6 6kv/0.69kv干式变压器，以660v单回路电源向轨道运输巷和胶带运输巷的绞车、水泵、皮带机等设备设施供电。2台kbsg-315/6 6kv/0.69kv干式变压器，均为15104掘进工作面变压器，达到局部通风机“双风机双电源”的要求。15103综采工作面配电点，电源来自一采区配电室，供

49、电线路采用myjv22-350-6kv矿用交联聚乙稀绝缘钢带铠装电缆，供电距离0.7km，设1台kbsg-500-6kv/0.69kv干式变压器，以660v单回路电源向工作面的调度绞车、回柱绞车、采区水泵、皮带机、涨紧绞车、等设备设施供电；安设2台kbsg-1000-6kv/1.2kv干式变压器，以1200v单电源向喷雾泵、乳化液泵、转载机、破碎机、采煤机等设备设施供电。15104进风顺槽掘进工作面和15104尾巷回风顺槽掘进面工作面配电点电源来均来自一采区配电室，以单回路660v电源向综掘机、调度绞车等机电设备供电；其掘进工作面局扇供电电源一趟来自一采区配电室回专用变压器，另一趟来自中央变电

50、所回专用变压器达到局部通风机“双风机双电源”的要求。第五章 采区通风与安全5.1采区通风系统矿井采用中央并列式通风方式，通风方法为机械抽出式。全矿井布置有3个斜井，其中主斜井和副斜井进风，回风斜井回风。回风斜井井口安装2台fbcdz30/2560型对旋轴流式通风机，配用电机功率2560kw，2台通风机1台工作，1台备用，备用通风机能够在10min内起动。通风机安装有水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表。5.2风量配备(一) 矿井风量计算1、根据煤矿安全规程的要求，矿井风量按以下两种方法计算：（1）按最大班下井人员需风量计算q矿=4nk =41001.45/60=9.66（m3/s）式中：q

51、矿 矿井总需风量，m3/s； 4每人每分钟供风标准，m3/min.人； n井下同时工作的最多人数，人； k风量备用系数，取1.45。（2）按采煤、掘进、独立通风硐室及其他地点实际需要风量总和的方法计算矿井的总风量。2、回采工作面风量计算:根据抽放后的瓦斯涌出量，分别对本煤层与邻近层开采时的需风量进行计算，依次计算回采工作面风量。（1）本煤层所需风量计算q本=q本k100/60=18.6 （m3/s）式中：q本 本煤层所需风量，m3/s；q本 本煤层绝对瓦斯相对涌出量，m3/min；k 瓦斯涌出不均衡系数，k=1. 8（2）邻近层所需风量计算q邻=q邻k100/60=20.8（m3/s）式中：q

52、邻 邻近层所需风量，m3/s；q邻 邻煤层瓦斯相对涌出量，m3/min；3、掘进工作面配风量计算q掘=q掘k100/60=3.3 （m3/s）式中：q本 本煤层所需风量，m3/s；q本 本煤层绝对瓦斯相对涌出量，m3/t；k 瓦斯涌出不均衡系数，k=2.0。根据所选掘进通风设备和矿井实际供风经验，每个掘进工作面配6 m3/s，掘进工作面总配风量：q掘=62 = 12（m3/s）4、硐室配风量矿井达到设计生产能力时，独立通风的硐室有：1个爆破材料发放硐室，一个采区变电所，每个硐室配风量按1.5 m3/s考虑，则硐室总配风量为3 m3/s。5、其它配风量根据巷道布置情况，并考虑备用工作面需风量，其它配风