张子山煤矿矿井设计-李义

1、山西中阳张子山煤矿矿井设计（l5mt/a）级别：2013级专业：13开采名：李义指导教师:2015年7月15日毕业设计任务书函授站（点）山西大同大学继续教育学院函授站 专 业 采矿工程 班级13开采学生姓名李义任务下达日期：2015年6月20 口完成日期：2015年7月15日题目：山西中阳张子山煤矿矿井设计（1.5mt/a）主要内容和要求：1、设计说明书一份，包括内容包括矿井概况、采区地质概况、采区 储量及生产能力、采区方案设计、冋采工艺、采区生产系统、安全技术措 施、釆区主要技术经济指标表等方面的设计。2、图纸：矿井井田开拓平面图、采区巷道布置及机械化配备平面图、 采区巷道布置及机械化配备剖

2、而图、回采工作而详图、巷道断而图。函授站（点）负责人签字:指导教师签字:毕业设计指导教师评阅书函授站（点）山西大同大学继续教育学院函授站 专业一班级 13开采学生姓名 李义题目：山西中阳张子山煤矿矿井设计（1.5mt/a） 指导教师评语：成绩：指导教师签名：年月采矿工程山西大同大学继续教育学院 毕业设计评阅教师评阅书函授站（点）山西大同大学继续教育学院函授站专业班级13开釆学生姓名李义题目：山西中阳张子山煤矿矿井设计（1.5mt/a）评阅教师评语：成绩：评阅教师签名：年月采矿工程山西大同大学继续教育学院毕业设计答辩及综合成绩函授站（点）：山西大同大学继续教育学院苗授站学生姓名：李义学号 113

3、01131131专业：采矿工程班级：采矿工程题目：山西中阳张子山煤矿矿井设计（1.5mt/a）设计说明书（论文）：111页，图纸：6张，其它材料：无答辩情况（本科）回答问题提出问题正基本有一般ii回答确正确性错误勰不清答辩成绩（本科）：答辩小组长（本科）：年月日指导教师评价成绩：指导教师：年月日评阅教师评价成绩：评阅教师：年月日答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任：年月日函授站（点）负责人：年月日本设计主要是进行山西中阳张子山煤矿矿井设计，其中四一采区设计 水平最低标高+940m,最高标高+990m,平均+980m。采用上下山开采，采 区走向1560m,倾斜长480m,本采区主要开采4#煤

4、层，煤层走向为南北走 向，煤的密度为1.4t/m3/煤层平均厚2.5m,煤层平均倾角3。，属近水平煤 层。釆区走向无大的地质变化，倾向部分地区存在尖灭情况，总体开采条件 较好，采区集中巷采用皮带运输机。4号煤层采区布置有胶带大巷、轨道大巷、回风大巷，三条大巷相互平 行，水平间距30叽 在4号煤层采区巷道东南侧布置4101首采工作面，煤 层采高2.5m,回采面采用一次采全高采煤工艺，回釆工作面长度为160m, 全部垮落法管理顶板。工作面实行四班六小时作业制度，年工作日330d,综采工作面每循环 进尺0.80m,日循环9个，日进尺7.2m,循环系数取0.80,年工作日330d。 年进度1900m。

5、关键词：张子山煤矿；综采；采区；巷道布fabstractthis design is mainly for a coal mine design in shanxi zhongyang , one of four one mining area design lowest elevation of +940m, the highest elevation of +990m, average +980m. the mining on the mountain mining area inclined length, to 1560m, 480m, 4# of the main coal seam

6、 mining, coal seam for coal from north to south,the density is 1.4t/m3, the average coal seam thickness of coal seam, 2.5m, the average angle of 3 degrees, nearly horizontal seam. in strike no geological changes.has pointed out in some areas of the overall trend, mining conditions, miningconcentrate

7、d roadway by belt conveyor.no.4 coal seam mining layout with belt roadway, track big lane three, return air roadway, roadway parallel to each other, the level spacing 30m. in the southeast side ofno. 4 coal seam roadway layout of the 4101 mining face, the coal mining height 2.5m，a mining full height

8、 mining the mining face, length of coal face is 160m, all management roof caving methodthe implementation of the four working face of class six hours working system, workingon 330d, fully mechanized working face in each round of 0.80m cycle, day 9, day 7.2m,cycle coefficient of 0.80, years of workin

9、g on 330d. in the progress of 1900m.矿井概述11.1交通位置11.2地形地貌113河流水系114气象及地震情况1设计采区地质情况52.1采区地层及其地质构造52.2水文地质情况923煤质、瓦斯、煤层自燃情况9采区储量及生产能力1131采区工业储量113.2采区可采储量113.3采区生产能力及服务年限123.3.1采区生产能力12332采区的服务年限12采区方案设计134.1采煤方法选择134.2达产时回采工作面个数及装备1343采区巷道布置144.3.1采区巷道布置方案确定14432采区巷道布置方案比选154.4采区巷道掘进174.4.1采区主要巷道断面17

10、4.4.2巷道支护形式184.4.3巷道掘进机械配备及进度指标19采煤工艺215.1回采工艺215.2工作面主要参数确定225.2.1工作面长度及采高的确定225.2.2回采工作面数目、工作制度、年推进度225.2.3工作面回采方向225.3工作面顶液压支架选型236采区生产系统256.1采区运输系统256.1.1工作面刮板输送机和转载机选择256.1.2回风顺槽无极绳连续牵引车266.2采区通风系统266.2.1矿井总风量计算266.2.2通风设施、防止漏风和降低风阻的措施306.3采区供电系统316.4采区通讯系统336.5采区检测系统337采区主要经济技术指标36参考文献38致 谢391

11、矿井概述1.1交通位置山西中阳张子山煤业有限公司位于位于中阳县城东古家岭村附近，行政区 划隶属于中阳县张子山乡管辖。其地理坐标为东经111。10仃2"111。12，12，北纬 37。25'18"37。27'25"。井田位于中阳县城东北约12km处，307国道和孝（义）一柳（林）铁路均 从井田西部外围通过，井田内有简易公路与307国道和中阳县城相通，交通运 输条件较为便利，详见交通位置图1-1-u1.2地形地貌该矿地处晋西黄土高原，属吕梁山西侧的中低山区，地貌类型以侵蚀的黄 土梁、嫄、昴为主，其次为冲沟，地面切割强烈，地形复杂。区内最高点在井 田西南

12、部古家岭村西山梁上，海拔为1296.0m,最低点在井田西部水库沟谷中， 海拔为1024.5m,最大相对高差为271.5m。1-3河流水系本区属黄河流域的三川河水系。该矿内无常年性河流，仅在雨季有短暂流 水从井田内各大沟谷流出，向西流入南川河，最后向北转西汇入黄河。1.4气象及地震情况该矿地处晋西北黄土高原，属温带大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大。 其气候特点是冬春干旱少雪多风，夏秋温和多雨，全年夏短冬长。据中阳县气 象局多年观测资料，年主导风向为西南风，冬季多西风，夏季多西南风，年平 均风速为3.lm/so最高气温32.5°c,最低气温2l.7°c,多年平均气温16.3&

13、#176;c。 全年无霜期132天，每年11刀底冻结，翌年3刀初解冻，最大冻土深度0.70m, 降水量为326.90-811.50mm,大多集中在78刀份，蒸发量为1482-1941mm, 蒸发量大于降水量。1:45000。下伞抻县。丸峠47王拿沌?倉柑2孝后下乌林石刘家坪上义瓷龙门址r gt5tfttt木孤台 )976o县 拿山张家桂阳*"79戏草山?o* 子山*£«?*xn*新卩* 事山。4)*.*7 王管圧 离交賈李坦、。大石头o性场西卫j -xx*密村鉄u* o 曲死芟°汾。金家山« * *k«x 希水文“ 汀a鼻攵审.

14、71; 矢惧 o 村出tt. «jim公踣南阳c足余。甘村ojlmo王叉戏祥&头o a£mtn x <1 o專胸畑2xxjl0 县q杨李峪0 3 夭神头°林。"丄 t®v9一丿 龙支obf：凶 。屡拳沟、7 、：o*»«o#*o / 王山霞/倉拿山。楼0*、忌( :/ 祐沟o县 /"7 /。民邑-、一./t<o/&夬于、瓷上/'口o/w /、*ruof°4 义 *tc王家沟j.广久圧o县7/b村本区地处吕梁地隆区，根据记载只受邻区地震影响，如1829年4刀离 石（北纬3

15、7. 5° ,东经111. 2° ）发生的5. 25级地震和1891年4月17日 孝义、介休（北纬37. 1° ,东经111.9° ）发生的5. 75级地震时区内有感 觉，表现为房响尘土落。依据gb18306-2001中国地震动参数区划图，本 区地震动峰值加速度为0. 05g,对应地震基本烈度为vi度。2设计采区地质情况2.1采区地层及其地质构造i、地层本采区位于河东煤田的中部，金春一乔家沟精查勘探区北段和张子山 煤矿扩建勘探区内，井田内赋存的地层由老至新有：奥陶系中统峰峰组； 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，上统 上石盒子组

16、及上第三系、第四系地层。现根据金春一乔家沟精查勘探区和 张子山煤矿扩建勘探资料，结合煤矿生产揭露情况将井田内各地层层序、 厚度、岩性及其变化情况由老至新简述如下：(1) 奥陶系中统峰峰组(o2f)本组地层在地表未见出露，据钻孔揭露，岩性以深灰色、灰色巨厚层 状石灰岩及白云质灰岩为主，夹灰一黄色泥灰岩，灰岩致密、坚硬，质地 纯净，裂隙发育。顶部侵蚀面下有石膏带，再下为深灰色角砾状灰岩，富 含珠角石等化石，本组厚度大于loomo(2) 石炭系中统本溪组(c2b)为一套海陆交互相沉积，岩性主要由灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩及 灰白色砂岩组成，常夹i2层不稳定的石灰岩。底部为灰色铝土泥岩，局 部为黄色黄

17、铁矿。平行不整合覆盖于奥陶系灰岩侵蚀面之上，沉积厚度受 奥灰侵蚀基准面控制。厚度在6.0248.71m之间，平均27.86m。(3) 石炭系上统太原组(c3t)为一套海陆交互相含煤地层，亦为井田内主要含煤地层之一，由灰色 砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、石灰岩及煤层组成。主要含石 灰岩有4层(l0、li、k2、l5),全区稳定，除l0石灰岩外，其下均直接 压煤(8、7、6号)，是很好的标志层，所含煤层自上而下编号为6、7、8、 10、11号，6、10号煤层为全区稳定可采煤层，其余煤层均为不可釆煤层。 本组地层厚度79.08-95.86m,平均91.55im与下伏地层呈整合接触关系。(4)

18、 二叠系下统山西组(pls)为井田内另一含煤地层，由各粒级灰白色砂岩，灰、灰黑色砂质泥岩、 泥岩和煤层组成，煤层自上而下编号为01、02> 03、1、2、3、4、4下、5 上、5中、5下号11层煤，其中4号煤层层位较稳定，为大部可釆煤层， 其余煤层均为不可采煤层。全组厚51.1162.92m,平均57.81m。与下伏地 层呈整合接触关系。(5) 二叠系下统下石盒子组(plx)为一套纯陆相沉积，下部以灰绿色的砂岩、砂质泥岩为主，间夹薄层 泥岩及煤线，上部以黄绿色砂岩、砂质泥岩为主，夹有泥岩条带，厚度 59.5383.26m,平均73.52m。底部以k4中砂岩为界与下伏地层呈整合接 触。2、

19、含煤地层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组地层， 分述如下：(1) 石炭系上统太原组(c3t)本组主要岩性为灰色砂岩、深灰灰黑色砂质泥岩、泥岩及石灰岩， 含煤5层，其中可采煤层2层，为井田内主要含煤层段，全组厚79.08 95.86m,平均91.55im属海陆交互和沉积，根据岩性、沉积特征，以10 号煤层、l1灰岩本组可分为上、中、下三段：1) 下段(c3tl)k1砂岩底10号煤层底，为基本无煤段。岩性主要为泥岩、砂质泥岩间夹灰色各粒级砂岩，夹12层青灰色、深灰色石灰岩和11号煤线。本 段厚度为35.124&06m,平均41.26m。2) 中段(c3t2)10号煤层

20、底l1石灰岩底，为碎屑岩含煤段。其中含有稳定可采的10 号煤层和不稳定的8号煤层，两煤层之间普遍为灰色、灰白色中、粗粒砂 岩(局部含砾)顶部和底部大多为泥岩或砂质泥岩。本段厚度为 24.52-28.13m,平均 26.26m。3) 上段(c3t3)l1石灰岩底l5石灰岩顶，为碳酸岩及碎屑岩含煤段。本段地层主要 由四层石灰岩组成，石灰岩厚度占到整个岩层厚度的60%以上。三层石灰 岩厚度都比较稳定，从上而下依次为l5、k2、lu石灰岩与石灰岩之间夹 有泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及6、7号煤层，其中6号煤层为全区稳定可采 煤层，7号煤层为不稳定的不可采煤层。本段厚度为22.07-26.56m,平均 24

21、.03m。l1石灰岩为深灰色，含有动物化石及其碎片，两层石灰岩中间一般夹 有一层平均厚度为1.48m的黑色泥岩或钙质泥岩。k2石灰岩为深灰色，致密坚硬，裂隙中充填方解石脉，含有动物化石, 下部具有凹凸不平的溶蚀裂隙面，并充填有炭屑。k2石灰岩厚度为1.00- 118m,平均为7.00mol5石灰岩为深灰色，致密坚硬，裂隙中充填方解石脉，含有黄铁矿结 核及蜿足类动物化石，l5石灰岩厚度为3.80-4.53m,平均为4.13m。(2) 二叠系下统山西组本组厚51.1162.92m,平均57.81m,与太原组连续沉积，含煤层及煤 线11层，自上而下编号为01、02、03、1、2、3、4、4下、5上、

22、5中、5 下号。其中4号煤层为较稳定的大部可采煤层，5上号煤层为不稳定的局部 可采煤层,其余煤层均为不可采煤层。岩性主要为砂岩、砂质泥岩、泥岩、 煤层、煤线等，为一套三角洲沉积。本组沉积的特点主要是岩性横向、纵 向上变化较大，岩性、岩相变化规律不明显。3、煤层及煤质井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。其中 太原组地层平均厚度91.55m，煤层总厚&68m,含煤系数9.48%，主要含 煤5层，自上而下编号为6、7、8、10> 11号煤层，其中6、10号煤层为 全区稳定可采煤层，其余均为不可采煤层，山西组地层平均厚度57.81m, 煤层总厚4.37m,含煤系数7.

23、56%,其中4号煤层为较稳定的大部可釆煤层, 5上号煤层厚度01.35m,平均0.57m,为局部可采煤层，其余煤层均为不 可采煤层。本井田含煤地层总厚为149.36m,可采煤层总厚为&84m,可采 煤层含煤系数5.92%。4号煤层位于山西组中下部，煤层厚度02.37m,平均1.19m,仅90 号钻孔含1层夹肝，其余钻孔不含夹肝。该煤层层位较稳定，但厚度变化 较大。在井田的西南角、东南部及中部存在尖灭现象。煤层顶板多为泥岩、 细粒砂岩，局部为中粒砂岩或砂质泥岩，底板以砂质泥岩为主，局部为细 粒砂岩或粉砂岩。为结构简单较稳定的大部可采煤层。4、构造本井田总体上受褶曲控制，井田中部发育一宽缓

24、背斜，背斜轴迹走向 为北东南西，向南西倾伏，两翼地层倾角约4° ,为一对称背斜；南部为 一宽缓向斜，轴迹走向为北东南西，向北东倾伏，两翼地层倾角约5° , 为一对称向斜。4号煤层根据大土河永华煤矿井下揭露有河流冲刷带，位于井田西南 部，由井下巷道及采空区边界控制，该冲刷带呈条带状。井田内未揭露断层和陷落柱等地质构造。但在今后生产过程中必须加 强防范，以防构造及隐伏构造的导水、透气事故。综上所述：本井田构造类型为简单类。2.2水文地质情况井田内沟壑纵横，切割强烈，具典型的黄土地貌特征。在梁弗地带被 第四系上更新统黄土所覆盖，沟谷中广泛出露上第三系上新统红土。基岩 未见出露。区

25、内最高点在井田西南部古家岭村西山梁上，海拔为1296.0m, 最低点在井田西部水库沟谷中，海拔为1024.5m,最大相对高差为271.5m。井田地表水属黄河流域，三川河水系。井田内无常年性水流，仅在雨 季沟谷中有短暂洪水向西南流入南川河，最后向北转西汇入黄河。2.3煤质、瓦斯、煤层自燃情况1、瓦斯2011年4刀，张子山煤业委托山西省煤炭工业局综合测试中心编制了 山西中阳张子山煤业有限公司矿井瓦斯涌岀量预测报告，对该矿的瓦斯 涌岀量进行了预测。预测结果表明：张子山煤业以开采4号煤层时，矿井 最大绝对瓦斯涌岀量31.99m3/min,最大相对涌岀量为12.67m3/t；按照煤 矿安全规程（2011

26、版）第133条，该矿井开采4号煤层时为高瓦斯矿井。山西中阳张子山煤业有限公司委托山西国辰建设工程勘察设计有限公 司编制了山西中阳张子山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目瓦斯抽采 工程初步设计，根据瓦斯抽放报告，各煤层抽采情况如下：4号煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为11.91m3/min,回采工作面瓦斯抽 采率为46%,抽放后，4号煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为6.43m3/mim2、煤尘矿方委托山西省煤炭工业局综合测试中心及山西省煤炭地质研究所对 张子山煤业有限公司的4号煤层煤样进行检测，鉴定结果4号煤层均具有 爆炸危险性。区内各可采煤层均具有煤尘爆炸性，它将成为今后矿山开采的乂一危 害因素，设计及

27、生产部门应引起高度重视，作好洒水降尘工作。3、煤的自燃倾向矿方委托山西省煤炭工业局综合测试中心及山西省煤炭地质研究所对 张子山煤业有限公司的4号煤层煤样进行检测，鉴定结果4号煤自燃倾向 性等级为i级，属容易自燃煤层4、地温地压井田范围内未做过任何地温测试工作，本井田无地温测试资料，据煤 矿多年来生产情况揭露为地温正常区。另据煤矿资料，本井田地压正常。3采区储量及生产能力3.1采区工业储量矿井工业储量是指在采区范围内，经过地质勘探煤层厚度和质量均合 乎开采要求，地质构造比较清楚，目前即可利用的可列入平衡表内的储量。 由公式：按公式：zg=shmi7cosa其中s采区走向长度，为1560m；h采区

28、倾斜长度，为480m；m煤层厚度，平均厚度2.5m；r煤层的容重,1.44t/m3 ；a煤层倾角，取平均倾角3。采区工业储量计算：zg=l560x480x2.5x1.44/cos3°269.36 万吨3.2采区可采储量采区可采储量按公式zk= (zgp) xk计算确定。须先确定出采区的 煤柱损失量p和采区的回采率ko其中煤柱损失量p包括水平与水平之间的煤柱损失量，釆区与釆区之 间的煤柱损失量及采区其他开采损失三部分。1) 水平间煤柱留设30m。2) 采区间煤柱留设30m。煤柱损失按照工业储量的10%,其它开采损失按工业储量的3%来计 算。损失量 p=zgx 13%= 194.36x

29、13%=25.27 万 t由于2#煤属于厚煤层，回采率按照80%进行计算z2=(工业储量煤柱损失)x0.8=(194.36-25.27) xo.80=135.27 万吨3.3采区生产能力及服务年限3.3.1采区生产能力采区设计生产能力为150万吨/年。3.3.2采区的服务年限采区设计服务年限按t=zk/ka式中:t采区服务年限，年；k储量备用系数，取1.4;a采区设计生产能力，150万"年；zk采区可釆储量，1352.7万t。经计算，全采区服务年限为2.15年。一个采区准备时间为1年左右, 能保证两个采区进行正常的接替，同时确保足够的富余时间。4采区方案设计4.1采煤方法选择根据煤层

30、赋存情况4号煤层采用综合机械化开采。儿年的使用证明矿 井采用综采工艺方式与短壁刀柱式以及分层长壁式相比，具有回采率高， 安全性好，经济效益好，巷道布置简单，万吨掘进率低，通风系统简单， 工人的劳动强度小，产量高等优点。因此，对于本矿的4号煤层开采，使 用综采放顶煤和综采开采是有利的。设计确定4号煤层采用综合机械化采 煤法。4.2达产时回采工作面个数及装备目前矿井采用“一井一面“系统简单，通风容易，本矿井设计一个回 采工作面，位于一盘区最右侧。4号煤层厚度2.5m,采高2.5m。工作面长 度160m,推进长度1560m。采用“四六”作业制度,日进度7.2m,年工作 日按330d计算，正规循环系数

31、取0.75工作面年产量计算：采煤机割煤产量计算：lxhxaxtx 丫 xcx 4)式中：l 回采工作面长度，m；h设计采高，2.5m；a日进度，m；t年工作日，d；丫一原煤容重，t/ ；c工作面回采率，中厚煤层取90%；e正规循环系数。代入已知参数得：160x 1.8x7.2x330x 1.44x0.90x0.75=66.5 万 t/a工作面产量为=66.5万t/a掘进出煤按回采工作面产量10%考虑，则为：=x 10%=66.5 x 10%=6.65 万 t/a=66.5+6.65=735 万 t/a满足设计能力要求。4,3采区巷道布置4.3.1采区巷道布置方案确定方案一：全矿井共布置有3个井

32、筒，即主斜井、副立井、回风立井，三个井筒 均布置在工业场地内，三个井筒均为新建。矿井采用主斜副立的开拓方式, 全井田布置一个水平开拓所有煤层，水平设置在4号煤层，水平标高为+ 960m,开采4号煤层。在井田中南部东西方向沿4号煤层底板开掘4号煤 层运输大巷、轨道大巷、回风大巷；4号煤层向北延伸运输、轨道、回风三 条大巷至井田边界，负责开采4号煤层一二采区，向南布置三采区运输大 巷、轨道大巷和回风大巷，负责开采4号煤层43采区。主斜井在4号煤层见煤处设甩车场，与4号煤层轨道大巷连接，将液 压支架等大件运送至煤层，同时轨道大巷通过4号煤层暗斜井（斜长141m, 角度17°）,运送小件材、

33、歼石和人员，回风大巷通过4号煤层集中回风巷 与回风立井相连。全井田4号煤层共划分为三个采区，南北大巷东侧的为41采区，大巷 西部为42采区，井底车场东南角区域为43采区。方案二与方案一不同之处在于井下巷道呈一字形布置，即在井底车场东侧沿 南北方向布置4号煤层运输、轨道、回风三条大巷至井田边界，开采整个 井田。全井田4号煤层共划分为3个采区，即41采区、42采区、43采区。 以南北三条大巷为界，大巷以西为41采区，大巷东侧井田中部边界线以北 为42采区，井田中部边界线以南为43采区。4.3.2釆区巷道布置方案比选1）采区巷道技术比较，如表41所示。表41开拓方案技术比较表优点缺点方案1、井田1釆

34、区工作面推进距离长，搬家次数少；2、设备利用率高，资源回收率高；3、井底车场附近东侧的工作面推进距离长，有利于实现综釆；4、有利于实现对4号煤剩余资源储量 的开采布置5、最大限度利用了 4号煤原有井巷工 程量1、总工程量大，投资略高。2、二采区工作面开采时，运输环节多， 运营费略高；3、2采区工作面推进距离长，不利于防止煤炭自燃。1、巷道工程量少；1、井出2采区推进距离短，搬家次数 多；方2、运输环节少，占用设备少，系统简2、井底车场附近东侧的工作面推进距案单；离短，不利于综釆；二3、2釆区工作面推进距离适中，有利于3、搬家费用高，不利于组织生产；防止煤炭自燃。4、不利于布置4号煤开拓巷道，4

35、号煤开拓工程量大。2）方案经济比较，如表42所示。两个方案的井筒、井底车场都一样，不同之处在于井田北部的大巷布 置，因此只对两方案北部大巷的掘进费用进行比较，两方案的经济比较见 下表。表4-2开拓方案经济比较表序号项目单位方案一方案二方案一比方案二1井巷工程m67005900+800万元26802360+3202合计万元26802360备注主要比较井巷工程的差值，其他项目相差不大由表比较可知，方案一较方案二多岀井巷工程量800m，多投资约320 万元。通过上述两方案技术经济比较可知，方案二与方案一相比，井巷工 程上少投资320万元，但方案二井田北部推进距离短，搬家次数多，搬家 所支付的费用高于

36、巷道工程量费用，综合考虑技术经济因素，设计推荐采 用方案一。4.4采区巷道掘进 4.4.1釆区主要巷道断面1、采区巷道采区巷道的断面形状及支护方式。考虑到设备运输、通风、掘进、矿 压及巷道的服务年限等因素后，确定井下近水平煤层巷道均采用矩形断面, 锚喷、锚索方式支护；倾斜岩石巷道均采用半圆拱断面，锚喷方式支护； 工作面顺槽采用矩形断面，锚网索支护；对大断面嗣室及围岩条件较差的 巷道采用殓支护或锚杆、锚索联合支护。一采区胶带巷采用矩形断面、锚喷、锚索支护方式，沿煤层底板布置, 净宽4.6m,净高2.8m,净断面12.88m2,倾角02。；一采区回风巷断面为矩形，净高4000mm，净宽5000mm

37、,净断面 20.00m2o巷道采用锚喷、锚索支护，沿煤层顶板布置。一采区轨道巷断面为矩形，净高2800mm，净宽4600mm,净断面 12.88m2o巷道采用锚喷、锚索支护，沿煤层底板布置。2、工作面巷道工作面回采巷道有：运输顺槽、回风顺槽和开切眼。工作面运输顺槽沿4号煤层底板布置，巷道坡度02。断面按满足铺 设一台带宽1000mm的可伸缩带式输送机和安全行人尺寸设计，同时考虑 满足矿井通风要求。巷道采用矩形断面，锚杆、锚网、锚索支护，其中帮 锚杆靠工作面煤壁侧采用玻璃锚杆支护，顶板和远离工作面煤壁侧采用螺 纹钢锚杆支护；巷道净宽4.60m,净高2.8m,净断面12.88m2,且巷道靠工 作面

38、煤壁侧布置检修轨。工作面凹风顺槽沿4号煤层底板布置，巷道坡度02。，断面按通过液 压支架设计，同时考虑综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设单轨， 轨距600mm,轨型30kg/m,钢筋混凝土轨枕。巷道釆用矩形断面，锚杆、 锚网、锚索支护，其中靠工作面煤壁侧采用树脂锚杆支护，顶板和远离工 作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护。巷道净宽4.0m,净高2.4m,净断面9.6na工作面开切眼沿4号煤层底板布置，采用矩形断面巷道。为了初期设 备安装，开切眼巷道净宽5im净高1.27m，净断面6.48m20开切眼采用 锚网索支护，其中靠工作面煤壁侧采用树脂锚杆支护，顺槽顶板和远离工 作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护

39、；并每隔3m打四根15.24m长的锚索补强 支护。4.4.2巷道支护形式（1）顶板支护锚杆形式和规格：采用杆体为022左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长 度2200mm,杆尾螺纹为m22,型号为022 m22 2200。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为k2335,另 一支规格为z2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mm。托板：采用拱型高强度托盘。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂直线成30度角，其余与 顶板垂直。网片规格：采用04.5mm,网孔100x100mm, 4.2x1m金属点焊网护 顶。锚杆布置：排距为800mm，间距为800mm,最靠近帮上的一根顶锚杆

40、距巷帮 350mm以内。锚索:采用015.24mm的单根钢绞线,长度6300mm,加长锚固，采用 三支锚固剂，一支规格为k2335，两支规格为z2360。锚索每3m居中布置 一排，布置方式为2-l-2o(2)帮部支护锚杆形式和规格：工作面侧帮锚杆采用020x1800树脂锚杆，非工作 面侧帮锚杆采用018m201800金属锚杆。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为z2360，锚固长度960mm,钻孔直径为28mmo锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平成向上10度角，靠 近底板的巷帮锚杆安设角度为与水平成向下10度角。网片规格：工作面侧采用抗静电尼龙网支护，非工作面侧采用04.5

41、mm, 网孔100x100mm, 3.0xl.lm金属点焊网护帮。锚杆布置：排距为looon讪，间距为1000mm,最靠近帮上的一根帮锚杆距顶 350mm以内。4.4.3巷道掘进机械配备及进度指标矿井达产时，为保证工作面的正常衔接，全矿配备两个掘进工作面， 一个综掘工作面，一个炮掘工作面。煤层巷道均为半煤岩巷，顺槽设计各配备一套综掘设备掘进顺槽，单 巷掘进，大巷各配备一个炮掘工作面。依据煤炭工业矿井设计规范，设计确定巷道掘进度指标如下：表43炮掘工作面机械设备配备表序 号设备名称设备型号容量(kw)单位数量备注使用备 用合计1煤电钻zms-12b1.2台2134号煤层1 个炮掘工作2气腿式凿岩

42、机yt-24台223局部扇风机fbd25.0/2x112x11台22面，此表为 个工作面 的设备。4调度绞车jd-1.625台3145探水钻myz-20022台1126发爆器mfb-50个2127小水泵kwqb20-75/55.5台2128激光定向仪jk-3台119煤电钻综合保zbz-4.0z台21310柔性风筒500m1200120011气动锚杆钻机mqt-90/2.4c台1112混凝土喷射机fs-2台1113胶带输送机ssj800/2x402x40部1114刮板输送机sgb-420/3030部11表44综掘工作面机械设备配备表序 号设备名称设备型号容暈(kw)-单位数量备注使用备 用合计4

43、号煤层1 个综掘工作 面，此表为 一个工作面 的设备。1掘进机ebj-160190台112带式转载机qzp-1607台113胶带输送机ssj80/10/2x402x40部114湿式除尘器scf-61&5台115气动锚杆机mqt-90/2.4c台116激光定向仪jk3台117调度绞车jd-1.625台3148局部扇风机fbd25.0/2xll2x11台229柔性风筒0500m1000100010探水钻myz-20029台11211刮板输送机sgb-420/3030部1112小水泵kwqb20-75/55.5厶2135采煤工艺5.1回采工艺4号煤层工作面采用综合机械化一次采全高采煤工艺。1

44、、工艺流程：采煤机在端头斜切进刀一采煤机割煤、装煤一移架-推移可弯曲刮板 输送机-清煤。工作面两端作业流程为：割煤-移机头（尾）-清煤-移 架。端头斜切进刀长度35m,移架作业距采煤机后滚筒5im推移可弯曲刮 板输送机距采煤机后滚筒10m,推移可弯曲刮板输送机后立即清煤。2、进刀方式：（1）采煤机割透机头时，采煤机后35m外，可弯曲刮板输送机推向回 采工作面煤壁，做好采煤机进刀和推移机头的工作。（2）让采煤机反向牵引，沿可弯曲刮板输送机弯曲段方向切入煤壁， 使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤壁，使整个可弯曲刮板输送机 成一条直线。（3）让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下

45、一 个循环。（4）机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。3、割煤顺序：采煤机在工作面由机头一机尾，机尾一机头反复运行，逐架顺序割煤。4、移架方式：工作面移架时，采取及时支护方式，邻架手动操作，从端头或端尾跟 机移架。5、推移前部刮板运输机的方式:采用从一端顺序推溜的方式。保证推拉前后溜弯曲段不少于15m,逐 步将前溜推成一条直线。5.2工作面主要参数确定 5.2.1工作面长度及采高的确定（1）采煤工作面长度确定根据采区的设计生产能力布置回采工作面长度为160nio（2）采煤工作面采高确定采区内主采4#煤层，煤层厚度平均2.5m,均方差为0. 45,变异系数为 1.36%。仅90号钻

46、孔含1层夹肝，其余钻孔不含夹肝。该煤层层位较稳定, 但厚度变化较大。在井田的西南角、东南部及中部存在尖灭现象。煤层顶 板多为泥岩、细粒砂岩，局部为中粒砂岩或砂质泥岩，底板以砂质泥岩为 主，局部为细粒砂岩或粉砂岩。为结构简单较稳定的大部可采煤层。5.2.2回采工作面数目、工作制度、年推进度（1）回采工作面数采区布置一个长壁综采一次采全高工作面。（2）回采工作面作业制度、年推进度工作面实行四班六小时作业制度，年工作日330d,综采工作面每循环进尺0.80m,日循环9个，日进尺7.2m,循环系数取0.80,年工作日330d。年推进度=日循环进度x年工作日x循环率=7.2x330x0.80=1900.

47、8（m）o5.2.3工作面回采方向采煤工作面采用后退式回采，工作面顺序式开采5.3工作面顶液压支架选型1、工作面液压支架选型回采工作面顶板采用全部垮落法管理。设计经过对煤层岩性分析，并 参照邻近类似条件生产矿井开采该组煤层时的煤岩揭露情况，确定选用支 撑掩护式液压支架，并与采煤机配套。支架支护强度采用估算法计算，公式如下：p= (68) x9.8xmxyxio-3式中：m釆高，取最大釆高6.1m；y为顶板岩石容重，取y=2.5t/n?；则:p= (68) x9.8x6.1x2.5xw3=0.8971.196mpa,取 1.2mpa。支架工作阻力的确定：f=a (l+c) p式中：a支架中心距，

48、m；l支架顶梁长，m；c梁端距，c =0.20.35m,取 c =0.3m；则:f=1.5x (5.5+0.3) x0.6 = 5.22mn = 5220kn根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况、煤层赋存条件， 综采工作面选用zy10900/30/65型支撑掩护式液压支架。其主要技术参数 见下表。其技术参数如下：液压支架技术特征表型号支架高度(m)工作阻力(kn)支护强度(mpa)推移步距(m)重暈(0中心距(mm)zy10900/30/653.0-6.510900kn1.00.8301500工作面超前顺槽支护采用zcz9040/24/55型超前支架组，超前支护距离暂按20m考虑。6采

49、区生产系统6.1采区运输系统采区总体运输遵循：首采工作面（可弯曲刮板输送机）一进风顺槽（可 伸缩带式输送机）-一采区胶带巷（带式输送机）-一采区上仓胶带斜巷 （带式输送机）-井底煤仓（给煤机）-集中胶带大巷（带式输送机）- 主斜井一地面生产系统。6.1.1工作面刮板输送机和转载机选择工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是运输能力与采煤机 生产能力相适应，二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配，三是运输机 长度与工作面长度相一致。为此工作面刮板输送机选为sgz764/264型刮板输送机。其技术参数如 下：刮板输送机技术特征表型号运输长度（m）输送能 力（t/h）屮部槽 宽（m）电机功率（kw

50、）电压等级（v）备注sgz764/264300220012x8553300工作面顺槽转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作 面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套。设计利用现有的 szz1200/315型转载机，其主要技术参数见下表。刮板转载机技术特征表型号槽宽(m)输送能力电机功率电压等级(v)备注szz1200/3151.2300031533006.1.2回风顺槽无极绳连续牵引车(1) 设计依据运距lc = 890m,倾角02。；运豊 材料、设备6车/班，最大件30t, 运载平板车自重2.5t,矿车采用600轨距it标准矿车，自重600kgo(2) 选型计算

51、钢丝绳选择钢丝绳采用 22nat6x 19 + fc 1670zz248163, d = 22mm, pk=1.63kg/m, qs=297kn=30291kgo q(u= (32500+1800) (sin2°+ficos2°) = 1715kg。安全系数加=竺=14.8 oqd大.lc.pk (sin2°+f2cos2°) 连续牵引车选型f= (g+go) (0.02cos20+sin20) +22 pk lc=2612kg=25.6knv60kn。根据巷道坡度、运距、运量情况，本矿单轨无极绳连续牵引车选用 sq1200/75 型，绳速 vm =l/

52、1.7m/s,驱动电机为 yb 型，660v, 75kw,滚 筒直径dg= 1200mmo牵引车60kn。外形尺寸2900x1680x1480。6.2采区通风系统6.2.1矿井总风量计算根据煤矿安全规程第一百零三条规定，采区总进风量按如下要求 分别计算，并选取其屮的最大值：1、按井下同时工作的最多人数计算q 矿井=4xnxk式中：q矿井井需风量；n 井同时工作最多人数(交接班时间)；220人4每人每分钟供风标准；m'/mink矿井通风系数，取1.25；q 矿井=4x220x1.25=1099.8n?/min (18.33m3/s)2、根据矿井内实际用风地点的产量、瓦斯涌出量、分别计算风

53、量(1) 4号煤层回采工作面 按工作面瓦斯涌出量计算3q 采=100 q 绝k 采=100x5.48xl.5=822m /min (13.7m'/s)式中q采一回采工作面风量m3/min；q绝一回采工作面绝对瓦斯涌出量m3/minok采一回采工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.5。 按工作面二氧化碳涌岀量计算q 采=67q 绝 k 采=67x (4.50x80%x2727-18-60) xi.5=913.545n?/min (15.23m3/s)式中q采一回采工作面风量m3/min；q绝一回釆工作面绝对瓦斯涌出量(全矿井二氧化碳相对涌出量为4.50m3/t,工作面二氧化碳相对涌岀量按全矿井的80%进行计算)。k采一回采工作面二氧化碳涌出不均匀系数，取1.5。 按工作面温度计算：q 采=60xs v k 采=60x36.3xl.0xl.2=2613.6n?/min(17.82n?/s)式中：s工作面有效断面积：36.3 m2v工作面温度15°c20°c,风速，取1.0m/sk采回采工作面通风系数，取1.22工作面有效通风断面系数，取0.8 按工作面最多工作人数计算：q 采=4xnxk式中：q采工作面需风量；m3/minn工作面交接班期最多人数；40人4每人每分钟供风标准；m3/mink矿井通风系数，取1.3；q 采=