胡尚宏课程设计说明书

1、课程设计说明书 姓 名： 胡尚宏 学 号： 120020214 指导教师： 程立朝 河北工程大学2016年1月一、实践课程的性质、目的与任务采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节。是在“矿山压力及其控制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上，通过采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过程。通过采区设计要达到下列目的：1.系统地灵活运用和巩固所学的理论知识；2.掌握采区开采设计的步骤和方法；3.提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。本课程设计的主要任务是：1.编写采区设计说明书一份（3050页）；2.设计

2、图纸部分：采区巷道布置平、剖面图（平面图1：2000，剖面图1：1000）；工作面布置图（平面图1：100或1：200，剖面图1：100或1：50），其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表；采区下部车场设计图：线路设计平面图（1：200）、线路设计坡度图（1：100）、巷道断面图（1；50）。二、实践课程教学的基本要求1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解，提高对就业岗位的感性认识； 2.使学生在课程设计过程中，独立完成教学要求，提高设计工作能力；3.使学生能熟练采区设计内容级步骤，提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。三、实践内容（一）设计说明

3、书内容1.采区概况：叙述采区位置，开采范围及与邻近采区的关系。2. 采区地质：叙述采区范围内煤层赋存条件，煤层走向、倾向、倾角和煤层数目、顶底板岩层厚度和性质、煤质、煤的自然性、瓦斯等级、采区地质构造等，并计算采区储量。3.确定采区生产能力和服务年限，确定采区内同时生产的工作面个数，工作面配产与接续。4.选择各可采煤层的采煤方法，确定回采工艺、工作面支架架型、采煤机和运输机类型，确定工作面长度、采高及工作面日推进度。5. 划分区段或条带，确定开采顺序。6. 采区巷道布置，要通过技术经济分析，选择最佳方案并论证其合理性。7. 确定采区生产系统，包括运煤、运矸、运料和通风系统，列表说明采区设备类型

4、。8. 巷道断面选择，列表说明采区上（下）山、区段集中巷、区段平巷及主要联络巷道的断面规格及支护方式。9. 采区下部车场设计，包括装车站设计。10. 采区主要技术经济指标：采区走向长度、倾斜长度、区段数目、采煤方法、回采工作面长度、采区可采储量、采区生产能力、采区服务年限、采区回采率和掘进率、达到设计产量时的巷道工程量。（二）要求1.说明书要文、图、表并茂，力求语言简练论据充分，计算准确，插图美观。2.内容、中，至少要有一处进行经济比较。3.设计图可以用计算机绘制出图，也可以用铅笔绘制。4.必须按期完成设计，按期交卷。 1采区概况1.1 采区位置、范围及井上下关系1.1.1位置及范围设计采区位

5、于山西某矿北一采区，采区走向长度2100m，倾斜长度约为1913m。采区投影面积约为4023万平方米。1.1.2邻区情况开采情况，已开采相邻采区煤层埋藏特征、构造特征、水文情况、顶底特征等。井田内基本无小窑开采，现开采与基建的小井除批准范围较小的毛家沟及白村煤矿在矿井井田的北部边界内，其他都在井田浅部以外。1.1.3 地面情况及受生产影响程度叙述需要保护或受影响地面情况，包括地面建筑物和构筑物分布，河流、水库、湖泊等水文情况，铁路及其等级。本矿井属水文地质条件简单的矿井，绝大部分煤层位于奥灰水位以上，仅深部很少部分受奥灰水影响。1.2 煤层赋存及围岩情况1.2.1 煤层赋存情况李家沟勘探区精查

6、地质报告提出，区内共含煤18层，自上而下可采及局部可采煤层有3、6、81、84、9及15号煤层，总厚度这9.333m。可采煤层特征详见表。 可 采 煤 层 特 征 表 A煤层编号煤层厚度（m）煤 层 间 距（m）结构稳定性顶 底 板 岩 性可 采情 况最大可采平均最 小最 大平 均顶 板底 板31.681.517.6215.7310.06简单极不稳定粉砂岩泥岩及细砂岩全部可采62.201.58简单极不稳定泥岩及砂质泥岩砂质泥岩全部可采10.4021.209.758-13.031.74简单不稳定砂质泥岩或泥岩砂质泥岩或粉砂岩、细砂岩全部可采3.3016.609.408-42.351.05较简单不

7、稳定炭质泥岩或粉砂岩砂质泥岩细砂或砂质泥岩、粉砂岩全部可采煤层编号煤层厚度（m）煤 层 间 距（m）结构稳定性顶 底 板 岩 性可 采情 况最大可采平均最 小最 大平 均顶 板底 板93.192.0050.4077.3066.00简单不稳定泥岩、砂质泥岩或粉砂岩泥岩、炭质泥岩全部可采157.685.48复杂稳定砂质泥岩、粉砂岩或泥岩全部可采可 采 煤 层 特 征 表 B1.2.2 煤的物理特征和工业分析物理特征包括可采煤层颜色、光泽、硬度、容重等；工业分析包括各可采煤层的工业牌号、灰分、水分、挥发分、固定碳、硫分、磷分、发热量、胶质层厚度等。1.2.3 煤层顶底板情况各可采煤层顶底板岩性各煤层

8、大同小异，一般为泥岩、砂质泥岩，太原组个别煤层直接顶为石灰岩，山西组有的煤层顶底板为砂岩。1.2.4 标志层主要标志层特征：由下至上分为15号煤以下至K1层段，岩层中多含铝质，并有12层铝土泥岩作为煤系终止；K2（四节石）灰岩全区稳定；K3（钱石）灰岩全区分布广泛；K4（猴石）灰岩厚度受S1砂体控制变化较大。三层灰岩均含海百合茎、蜓、层孔虫及腕足类动物化石碎片，并以K3灰岩最多，81号煤层顶板常为深灰色或黑色海相泥岩，含戟贝、海百合、舌形贝动物化石。K7砂岩为山西组含煤地层基底，为浅灰、灰白色中粗粒砂岩，分选、磨圆较差，泥质胶结，含少量植物碎片化石及泥质包体，含大量菱铁质鲕粒。1.3 地质构造

9、及水文情况采区走向长5750m，倾斜宽6578m，面积378223500m2。煤层倾角3°8°,平均5°，根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度2.363.63m。平均2.27m。 1煤质区内各煤层均为单一的无烟煤种。同一煤层自南向北变质程度有所增高，就埋藏深度而言由上而下变质程度也有所增高。煤质有发热量大，洗后灰份低，硫、磷有害物质含量少等特点。2瓦斯、煤尘、自燃、地温等情况李家沟区在精查地质勘探中，虽对主要可采煤层瓦斯含量进行了测定，但因取样少，所测定的瓦斯含量变化幅度大，难以利用。根据阳泉矿区现有生产矿井历年统计资料，矿井相对瓦斯涌出量一般

10、为30m3/t左右，因此，设计暂确定本矿井相对瓦斯涌出量为30m3/t。建议请有关部门对本井田瓦斯涌出量进行测定，为今后设计提供可靠依据。李家沟精查地质勘探报告中，关于煤尘爆炸性资料测定，除84煤层可能有爆炸危险外，其它主要可采煤层一般无煤尘爆炸危险。地质报告中无煤层发火资料，15号煤层在阳泉三矿、四矿以及邻近的贵石沟矿井开采过程中出现过自燃发火，贵石沟矿井掘进工作面和回采工作面均发过火。发火期一般为23个月。建议本矿井增补这方面的工作，以便使设计采取切实可靠的防火措施。井田内地温资料较少，根据李家沟精查勘探资料，煤系地层平均地温梯度值为每百米温升1.62.0，井田范围内无地温异常区。3地质储

11、量3.1 储量计算原则本井田为煤质单一的无烟煤，参与储量计算的可采及局部可采煤层有：6、81、84、9及15号煤层。储量计算的工业指标为：可采厚度0.8m以上，灰份小于40%。3.2 储量计算方法本区地层倾角平缓，一般为5°10°左右，仅向斜轴部局部地段达15°左右，面积采用用水平投影面积，计算公式为：储量=厚度×面积×容重经计算，全矿地质储量约为1172.11Mt。4开采条件评述本井田储量丰富、地质构造中等，其特点是断层少，褶曲起伏变化较小，对开采影响不大；陷落柱虽多，但主要分布在井田北部边界毛家沟村一带，其它地区较少，特别是首采区范围内更少

12、，因此，对矿井开采，尤其是初期开采影响很小。本矿井主采15号煤层，全区稳定可采，平均厚度5.48m，采用放顶煤综采可以实现高产高效。本矿井虽薄煤层较多，且在15号主采煤层之上，但因层间距大，9号煤距15号煤平均间距66m，大于开采15号煤的顶板裂隙带高度，因此，可以实现上行开采。从薄煤层的分布看，主要分布在井田的北部、巴洲河以北。若薄煤层的最低可采厚度按0.8m计，首采区范围内仅南二盘区局部有84和9号煤层可采。若薄煤层的最低可采厚度按1.2m计（最小经济可采厚度），则矿井初期前15a开采范围内薄煤层储量很少。因此，薄煤层对矿井投产初期15号煤层的开采基本没有影响。各煤层的顶底板岩性多为砂岩、

13、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，顶板易于冒落，属中等条件的顶板管理方法。井田内基本无小窑开采，现开采与基建的小井除批准范围较小的毛家沟及白村煤矿在矿井井田的北部边界内，其他都在井田浅部以外。本矿井属水文地质条件简单的矿井，绝大部分煤层位于奥灰水位以上，仅深部很少部分受奥灰水影响。本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大，需采取抽放措施，对将来开采有一定影响。综合上述分析，本矿井开采技术条件是良好的。5瓦斯、煤尘、自燃、地温等情况李家沟区在精查地质勘探中，虽对主要可采煤层瓦斯含量进行了测定，但因取样少，所测定的瓦斯含量变化幅度大，难以利用。根据阳泉矿区现有生产矿井历年统计资料，矿井相对瓦斯涌出量一般为30

14、m3/t左右，因此，设计暂确定本矿井相对瓦斯涌出量为30m3/t。建议请有关部门对本井田瓦斯涌出量进行测定，为今后设计提供可靠依据。李家沟精查地质勘探报告中，关于煤尘爆炸性资料测定，除84煤层可能有爆炸危险外，其它主要可采煤层一般无煤尘爆炸危险。地质报告中无煤层发火资料，15号煤层在阳泉三矿、四矿以及邻近的贵石沟矿井开采过程中出现过自燃发火，贵石沟矿井掘进工作面和回采工作面均发过火。发火期一般为23个月。建议本矿井增补这方面的工作，以便使设计采取切实可靠的防火措施。井田内地温资料较少，根据李家沟精查勘探资料，煤系地层平均地温梯度值为每百米温升1.62.0，井田范围内无地温异常区。6水文地质特征

15、从阳泉矿区整体来看水文地质工作较少，对山西组砂岩和太原组石灰岩裂隙承压水，特别是奥灰岩深部裂隙承压水还缺乏确切评价。经山西省水资源委员会批准，沿桃河和南川河进行过地下水资源勘探工作。（1）含水层主要含水层有奥陶系灰岩、太原组灰岩和第四系冲积层。由上而下简述如下：第四系冲积层：主要分布于洪水河、巴洲河和安坪河的河谷中，河谷最宽约300m，一般100200m，厚度1020m，砂砾中含较丰富的潜水，且水质良好，单位涌水量1.305.00L/s.m。民用井水量每小时可达100m3以上。上二迭统石盒子组：主要含水层属裂隙性的砂岩层（K7、K8、K9、K10），区内砂岩出露广泛，裂隙也较发育，这类砂岩一般

16、胶结致密，故其富水性较差，单位涌水量0.00079L/s.m。下二迭统山西组：属孔隙性砂岩层（K5、K6），胶结性良好，富水性差，单位涌水量在1L/s.m以下，浅部钻孔单位涌水量0.0161L/s.m以下，渗透系数0.212m/d。上石炭统太原组灰岩：主要含水层为海相沉积之三层灰岩（K2、K3、K4），其中K2灰岩含水性较强，为主要含水层，水位标高为+690.57+695.63m，进入80年代后期由于井田开采使主要含水层破坏，如城关、李家庄、大寨的机井已近干涸，大量的地下水被疏干。奥陶系灰岩：井田东部有广泛基岩出露，L86孔揭露灰岩295.75m，巴洲村48号孔和上郭庄51号孔分别揭露206.

17、39m和514.55m，水量比较丰富，桃河资料提供单位涌水量为0.52.5L/s.m，渗透系数为0.92.4m/d。根据已有资料分析水位标高在+450+460m之间，有东南高西北低的趋势，水力坡度18，井田西部奥灰水位标高约为+450m。（2）矿床充水条件太原组K2、K3、K4灰岩分别为15、13、12号煤层充水的主要因素。奥灰水位一般对矿井初期充水无影响，对水位以下深部开采影响较大，断层带或陷落柱带一般无水，个别局部充水。本井田属水文地质条件简单的矿井。（3）矿井涌水量根据阳泉矿区现有生产矿井统计资料，参照李家沟精查地质勘探报告矿井涌水量预测，设计确定矿井正常涌水量按吨煤涌水系数0.4m3/

18、t，最大涌水量按吨煤涌水系数0.63m3/t考虑，经计算矿井正常涌水量为340m3/h，最大涌水量为530m3/h。2采区储量、生产能力和服务年限2.1 采区储量1、工业储量采区走向长5750m，倾斜宽6578m，面积378223500m2。煤层倾角3°8°,平均5°，根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度2.363.63m。平均2.27m。储量计算公式：Q=d.s.M. 式中：d为煤的容重 s为水平面积 M为煤的真厚度 Q=37822350×1.3×2.27=11161万t2、可采储量储量计算公式:ZK=(Zg-p)

19、5;C   式中： ZK- 设计可采储量, 万t；     Zg- 工业储量，万t；     p- 永久煤柱损失量，万t；C- 采区采出率，本设计条件下取90%。P- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边界永久煤 柱损失量，万t； 经初步计算煤柱损失量为15tZK1= ZK2= ( Zg1-p1)× C1=(3215607-15)×0.9=10257万t2.2、采区生产能力及服务年限1、采区生产能力一个采面的生产能力为：A0  =LV0MC0 式中 L采煤工作

20、面长度，m；     V0推进速度，m/a；       M煤层厚度或采高，m；     煤的密度，t/m3              C0采煤工作面采出率，一般取0.930.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限；此处取0.95。 采煤机截深取0.5m,一天截4刀，采用三八制一个班截2刀。一天工作面推进速度为4m,采煤工作面年推进速

21、4m/d×330d=1320m/a。因此一个采面生产能力A0 =5750×2345×2×1.6×0.95=427万t/a。采区生产能力为：AB =k1k2  A0i式中  n 采区内同采的工作面个数，此处取1；     k1  采区掘进出煤系数，取1.1 左右； k2 工作面之间出煤影响系数，n=1取1，n=2 时取0.95,n=3时取0.9。采区生产能力AB  =1.1×1×42.1=475万t/a。2、服务年限采区服务年限的计算：T= =27

22、5.9/（46.31×1.3）=7.8年T-采区的服务年限；Zk-采区的可采储量；P-采区的生产能力；K-取采区储量备用系数1.3故采区服务年限为7.8年。3采区准备3.1 采煤方法的确定3.1.1 采煤方法的确定原则安全、经济、煤炭采出率高是采煤方法选择的基本原则。在生产安全的前提下，充分考虑其经济合理性，保证采煤工作面单产高、材料消耗少、煤炭质量好、成本低。选择采煤方法要充分考虑煤层厚度、倾角、顶底板特征及构造复杂程度、含水性和瓦斯等。3.1.2 采煤方法的确定本盘区北部标高高，南部表高低，倾向由北向南，大巷布置在盘区北部边界，因此为上行垮落采煤法开采。3.2 采区巷道布置方案3

23、.2.1 采区巷道布置方案方案一煤层群采用集中斜巷联合准备的一种联合准备方式，运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层，在上部煤层每个条带分别布置一条运输机巷，一条瓦斯抽放巷，一条轨道进风巷，并且通过斜巷与大巷联系。优缺点：输送机巷、瓦斯抽放巷和轨道进风巷同时布置，有利于巷道间的联系，有利于掘进施工，有利于设备、材料运送、通风和方便行人。巷道布置系统完善可靠，生产灵活性大，可多工作面同时生产，生产集中，增产潜力大。服务年限长的集中斜巷布置在较稳定坚硬的底板岩石中，较好地克服了矿山压力大，巷道维护困难的问题，实现了沿空掘巷，减少了煤层自燃的危险。但是岩巷掘进困难，费用高速度慢。并且由于横跨四层煤层，

24、层间距过大，岩石工程量大，施工慢，耗费高。方案二：采用各煤层单独准备的布置方式，每一个条带分别开斜巷进入上部煤层，每一个条带都布置一个煤仓直通运输大巷。优缺点：服务年限长的盘区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中，较好地克服了矿山压力大，巷道维护困难的问题，实现了沿空掘巷，减少了煤层自燃的危险。但是岩巷掘进困难，开采下组煤的时候需要重新开拓新的斜巷，工期长，费用高，速度慢。 方案三：采用煤层群分组集中斜巷联合准备，3#煤层和6#煤层为A组， 81#煤层和84#煤层为B组，两组煤层分别共用一组斜巷与集中石门联系，并与大巷连接。3.2.2 方案的技术经济比较3#煤层和6#煤层地质条件，平

25、均采高，涌水量和瓦斯涌出量相差不大，把此两组煤层布置在一起有利于上煤层采完后的顺利接替，并且只需要进行斜巷的延伸即可对下煤层进行开采，而不需要重新准备新的斜巷，因此可以减少石门掘进费用，减少掘进时间；81#和84#煤层除了平均采高差别较大外，其余条件相差不大，因此也可以把两组煤层布置在一起。斜巷基本上都是不知在岩石中的，掘进困难，费用较高，掘进速度慢，为减少斜巷掘进费用应尽量减少岩巷的掘进量。虽然采用一组集中斜巷联系四层煤层布置时对巷道的维护要求较高，并且得留下护巷煤柱，增加一定的煤炭损失，但是，综合现有的采煤技术和本盘区地质状况，宜采用集中斜巷布置的方式。综上所述：根据本盘区的地质条件和现代

26、采煤技术条件，方案一最为合理。其中方案一和方案二需进行详细经济比较才能决定两个方案的详细经济比较现对三个方案的经济比较进行详细叙述： 巷道硐室掘进费用 方案工程名称方案一方案二单价（元）工程量(m)费用（万元）工程量(m)费用（万元）回风运料斜巷（m）1578152×14=2128335.80152×2=3044797进风行人斜巷（m）157894×14=1316208.8594×2=1882966煤仓(元/m3)1443.14×42×25×14/4=439663.303.14×42×25×2/

27、4=628904集中平巷(元/m)8312×(3000-15×2)=6000493.61合计607.9580.28 巷道及硐室维护费 方案工程名称方案一方案二单价（元）工程量（m）费用（万元）工程量(m)费用（万元）回风运料斜巷（m）40元/m152×14×16.02=34090.56136.36152×16.02×2=4870.0819.48进风行人斜巷（m）40元/m94×14×16.02=21082.3284.3394×16.02×2= 3011.7612.05小计220.6931.53煤

28、仓(元/m3)30元/a.m25×16.02× 14=5607.0016.8225×16.02×1= 400.501.20集中平巷(元/m)160元/a.m2577×16.02×2=96120.001537.92合计237.51.1570.65生产经营费 方案工程名称方案一方案二单价（元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）斜巷（m）1164元/m94×14=1316153.1894×2=18821.88煤仓（m）951元/m14×25=35033.2925×2=504.76合计186.4726

29、.64费用汇总表 方案总费用方案一方案二掘进（万元）607.9580.28维护（万元）237.511570.65生产经营（万元）186.4726.64合计（万元）1031.882177.57 方案一：采用集中化生产，从根本上克服了方案二的缺点。虽然方案一维护费用高，但从技术和管理等方面的综合分析，选择方案一更优越一些。方案二：系统简单，通风容易，但生产调度管理复杂，维护困难，装煤点多，管理复杂。综上所述，选择带区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图。3.3 采准巷道参数设计区段轨道巷分别通过区段甩车场、区段回风道及区段瓦斯道分别与采区轨道上山、回风上山及采区瓦斯道联通，区段集

30、中巷通过区段人行联巷、区段运煤道分别与人行上山、运输上山联通。巷道断面设计的原则是：满足煤矿安全规程3对巷道断面的基本要求，并根据巷道的用途及巷道围岩的岩性考虑一定变形量。a、准备巷道：采用直墙半圆拱形断面。采区石门、采区上山及采区进风道设计净高3.5 m，净宽4.0 m，净断面12.28 m2；区段双岩巷、区段进、回风道设计净高3.1 m，净宽3.6 m，净断面9.769 m2；区段联巷设计净宽3.4 m，净高3.1m，净断面9.3 m2；溜煤上山净宽3.2m，净高2.8m，净断面7.861 m2；采区装车石门、采区变电所大断面、采区车场大断面设计净高3.5m，净宽4.6m，净断面13.83

31、m2。图 采区巷道1图 采区巷道2图 采区巷道3巷道施工先采用锚网喷支护，然后采取钢带长锚杆锚索网喷进行补强支护。锚网喷支护参数为：锚杆使用20mm左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，长2.0m(加长锚杆长度为2.5m、交岔点补强用长锚杆的长度为3m)，全长锚固，金属网用4mm圆钢编焊，网孔150mm×150 mm；长和宽分别为3000 mm、800 mm，锚杆盖板、垫片均配套加工；喷浆厚度为150mm，砼强度C20。锚索为预应力锚索，设计长度为6.5m，钢带选型为BWH-280-3.00。施工中可根据巷道顶板岩性及层位调整锚索的长度，锚杆及锚索初锚力、锚固力要符合有关规定，并在巷道施工作业规

32、程中予以明确规定。巷道施工过程中如遇到断层破碎带、岩性松散破碎等情况，锚网喷支护达不到设计的支护强度时，应及时改变支护形式，改变支护形式必须有变更支护设计。b、回采巷道:溜煤上山穿煤段采用木密棚支护，梯形断面，断面积不小于7.5 m2，煤层机、风巷原则上采用U型钢棚支护，直墙半圆拱形断面，断面积不小于10 m2。其支护参数必须在回采工作面设计中加以详细规定。4、开采顺序本采区内分为四个区段，且采区内只有一个工作面进行生产工作，所以本采区采用下行开采顺序进行开采工作。开采顺序为：832-1832-2832-3832-4。5、采区车场a、上部车场：轨道上山与-400东大巷单道起坡甩车场联结，车场储

33、车线铺双道，储车线长度32.1m，可储9个3吨固定式矿车。图为上部车场b、中部车场：轨道上山与一区段及以下区段均采用单道起坡甩车场联结，车场储东线设双道，一区段车场储车线长度为32.1m，可储9个3吨固定式矿车。图为中部车场 c、下部车场：轨道上山与下部车场设双道起坡，轨线坡度与巷道坡度相同，均为4，储车线长度为44.5m，可储12个3吨固定式矿车。3大巷及83采区装车石门采用43kg/m的钢轨，采区内部所有轨道一律采用30kg/m的钢轨；道岔的钢轨型号与轨线钢轨型号相同。图为下部车场6 区段（工作面）划分a、区段划分：83采区划分为4个区段，一区段的上限为85采区三区段下限。区段参数列表如下

34、： 区 段划 分一二三四倾斜长（m）105100100105区段标高（m）-436.5-478.0-525.0-572.0 表2-2 区段参数b、区段巷道为保证采区内上下区段同采时形成采、掘、打钻的独立通风系统，83采区采用9煤底板双岩石集中巷的布置方式。双岩巷间距为35m，集中皮带运输巷（简称集中巷1）距9煤间距为2535m，集中轨道运输巷（简称轨道巷）距9煤间距为4050m。区段轨道巷分别通过区段甩车场、区段回风道及区段瓦斯道分别与采区轨道上山、回风上山及采区瓦斯道联通，区段集中巷通过区段人行联巷、区段运煤道分别与人行上山、运输上山联通。3.3.1 回采工作面长度确定根据采区生产能力、煤层

35、生产能力、采煤工艺设备等确定回采工作面长度。为了延长工作面服务时间，结合8煤赋存条件和生产技术条件以及我矿的生产管理经验、现有装备数量及生产能力等因素，确定综采面平均长度为105m左右。.3.3.2 回采巷道护巷方式据煤层厚度、顶底板特征、支承压力显现特征等确定护巷方式及其留设煤柱尺寸大小。根据巷道断面选择原则，由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大，煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩，底板为砂质泥岩、粉砂岩。属于中等稳定顶板（类顶板）。本盘区两条盘区上山均沿煤层布置，巷道两边均留有保护煤柱护巷，因此受才动影响不大，服务年限长，故采用半圆拱形断面。区段平巷布置在煤层中，所受顶压和侧压都不大，且服务年

36、限短，采用梯形断面，支护方式采用锚梁网支护。石门都是布置在岩石中，采用半圆拱形断面。支护方式均采用锚喷支护。3.3.3 确定区段斜长和数目根据工作面长度、回采巷道断面尺寸和护巷煤柱宽度确定区段斜长，再由采区斜长确定区段数目。3.4 采区车场和硐室布置3.4.1 采区车场布置（1）采区车场选型：根据煤层倾角、运输方式和运输能力等进行采区下部车场（含装车站）、中部车场和上部车场形式选择。（2）采区车场设计：要求对上山采区的下部车场或下山采区的上部车场的线路和装车站进行设计（在说明书中附有插图）。绕道车场起坡后直接和轨道进风巷相连接，由于煤层倾角为5到10度，为减少车场工程量，轨道上山提前下扎角，使

37、起坡角达25度。运输大巷距上山落平点较近，围岩条件较好，存车线长，故绕道采用卧式底板绕道。调车方便，但工程量较大。盘区车场单道起坡斜面线路计算：斜面线路采用DC615-3-12道岔，=18°2606”, a=2077mm,b=2723mm.绕道线路设计：弯道计算：如图中：R1、R3取12000，弯道部分轨道中心距仍为1300.则：R2=13300 1、3均为90°。K1=18850 K2=20892c1插入直线段，应该大于一个矿车长度（竖曲线低道起坡点至曲线终点），一般取23m；这里取3m。 d=（Le+n×Lm）-c1-LAB-K1 =(4.5m+30×

38、;2m)-3m-0.8m-18.85m=41.85m3.4.2 采区硐室布置包括绞车房、采区变电所、转载站、下山采区水仓泵房等硐室选型布置。3.5采掘安排与回采率3.5.1 回采工作面布置由采区生产能力和各煤层工作面产量确定同采工作面个数（最多不得大于2个），同采工作面空间和时间关系。由劳动组织和循环进度计算各煤层回采工作面推进度，列表反映采区内各个工作面接替和开采期。3.5.2 掘进工作面布置由采掘配备和掘进速度确定掘进工作面个数。同时掘进工作面与回采工作面空间和时间关系。列表反映采区内各个巷道施工安排。计算万吨掘进率。3.5.3 达产时巷道工程量和可采期。3.5.4 采区设计回采率根据采区

39、总储量和设计煤炭损失，计算采区设计回采率。分析提高采区回采率的途径回采率为99.7%1. 合理确定煤柱尺寸，最大限度回收应回收的上山和区段煤柱（不少于50），以减少面积损失。 3.6 提高煤质措施1. 打眼放炮时注意不要破坏顶、底板，以免煤内含矸石。2. 煤巷掘进注意煤、岩分开装。3. 加强现场管理，减少冒顶事故，做好背帮、挡矸措施。4. 加强工人的提高煤质意识，做到人工捡矸。4回采工艺4.1 设计工作面地质概况4.1.1 基本概况本井田储量丰富、地质构造中等，其特点是断层少，褶曲起伏变化较小，对开采影响不大；陷落柱虽多，但主要分布在井田北部边界毛家沟村一带，其它地区较少，特别是首采区范围内更

40、少，因此，对矿井开采，尤其是初期开采影响很小。本矿井主采15号煤层，全区稳定可采，平均厚度5.48m，采用放顶煤综采可以实现高产高效。本矿井虽薄煤层较多，且在15号主采煤层之上，但因层间距大，9号煤距15号煤平均间距66m，大于开采15号煤的顶板裂隙带高度，因此，可以实现上行开采。从薄煤层的分布看，主要分布在井田的北部、巴洲河以北。若薄煤层的最低可采厚度按0.8m计，首采区范围内仅南二盘区局部有84和9号煤层可采。若薄煤层的最低可采厚度按1.2m计（最小经济可采厚度），则矿井初期前15a开采范围内薄煤层储量很少。因此，薄煤层对矿井投产初期15号煤层的开采基本没有影响。各煤层的顶底板岩性多为砂岩

41、、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，顶板易于冒落，属中等条件的顶板管理方法。井田内基本无小窑开采，现开采与基建的小井除批准范围较小的毛家沟及白村煤矿在矿井井田的北部边界内，其他都在井田浅部以外。本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大，需采取抽放措施，对将来开采有一定影响。综合上述分析，本矿井开采技术条件是良好的。工作面配产与接续3#煤层工作面接替顺序图工作面编号开采顺序103011103025103032103047103053103068103074103089103096103101010301，第一个1为下行开采第一个煤层，03为煤层编号，01为工作面编号。对于3#煤层布置两个综采工作面便可以满足

42、生产设计的要求。3#煤层工作面接替顺序为：10301103031030510307103021030910304103061030810310。4.1.2 工作面煤层埋藏特征本矿井虽薄煤层较多，且在15号主采煤层之上，但因层间距大，9号煤距15号煤平均间距66m，大于开采15号煤的顶板裂隙带高度，因此，可以实现上行开采。从薄煤层的分布看，主要分布在井田的北部、巴洲河以北。若薄煤层的最低可采厚度按0.8m计，首采区范围内仅南二盘区局部有84和9号煤层可采。若薄煤层的最低可采厚度按1.2m计（最小经济可采厚度），则矿井初期前15a开采范围内薄煤层储量很少。因此，薄煤层对矿井投产初期15号煤层的开采

43、基本没有影响。4.1.3 煤层顶底板特征各煤层的顶底板岩性多为砂岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，顶板易于冒落，属中等条件的顶板管理方法。4.1.4 水文和构造特征本矿井属水文地质条件简单的矿井，绝大部分煤层位于奥灰水位以上，仅深部很少部分受奥灰水影响。从阳泉矿区整体来看水文地质工作较少，对山西组砂岩和太原组石灰岩裂隙承压水，特别是奥灰岩深部裂隙承压水还缺乏确切评价。经山西省水资源委员会批准，沿桃河和南川河进行过地下水资源勘探工作。（1）含水层主要含水层有奥陶系灰岩、太原组灰岩和第四系冲积层。由上而下简述如下：第四系冲积层：主要分布于洪水河、巴洲河和安坪河的河谷中，河谷最宽约300m，一般100200m，厚度1020m，砂砾中含较丰富的潜水，且水质良好，单位涌水量1.305.00L/s.m。民用井水量每小时可达100m3以上。上二迭统石盒子组：主要含水层属裂隙性的砂岩层（K7、K8、K9、K10），区内砂岩出露广泛，裂隙也较发育，这类砂岩一般胶结致密，故其富水性较差，单位涌水量0.00079L/s.m。下二迭统山西组：属孔隙性砂岩层（K5、K6），胶结性良好，富水性差，单位涌水量在1L/s.m以下，浅部钻孔单位涌水量0.0161L/s.m以下