阳通煤矿设计说明书1

1、阳通煤矿设计说明书1 太 原 理 工 大 学毕业设计论文任务书 1 2 3 4 5 前 言 毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使本专业学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究。以培养和提高学生分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个采矿工程技术人员的根本训练。本次设计的内容是万通源二铺煤矿4、9、11#煤层初步设计。是在万通源二铺煤矿井田概况和地质特征的根底上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考?煤矿开采学?、?煤炭工业矿井设计标准?、?煤矿矿井开采设计手册?、?煤

2、矿平安规程?等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识独立完成设计的。通过本次设计，我看到了许多以往自己欠缺的地方，提高了综合能力，知识水平也有了一定的提高。由于本人能力有限，错误难免，恳请各位老师指正。本次设计的指导老师为李建忠老师，同时还得到了田取珍、张东峰、曲民强、孙惠民、丰建荣、王开、李惠等老师的悉心指导，他们在许多方面给予了珍贵意见，为了帮助我们顺利、正确地完成毕业设计，他们经常加班加点，

3、牺牲了大量的工作时间和业余时间，在此我向他们表示衷心的感谢和深深的敬意！由于本人水平有限，设计中难免存在错误和缺乏，恳请各位老师不吝指正。 学生：李实 6 摘 要 本次设计是开采阳通煤矿02、6、8、9#煤层，煤层厚度分别为2.4m、2.6m、2.6m、2.4m，煤层间距分别为23m、40m、13m。据井田外围资料调查该井田为低瓦斯矿井，上组煤瓦斯涌出量平均为13.44m3/t，下组煤为12.25-77.48 m3/t。煤层均有爆炸危险性。煤的自然倾向等级为不易自燃。根据矿井涌水量预测，该矿井正常涌水量为1600m3/d，采用大井法预测结果为1255m3d。山西阳通井田位于山西省清徐县马峪乡程

4、家坪、麦地掌村及古交市邢家社乡陈家社村一带，南距清徐县城约10km，属清徐详查勘探区和邢家社普查区的一局部。井田内地形比拟简单，村与村之间均有简易公路相联，可通行卡车。所以工业广场的位置位于称家坪附近，采用立井开拓，主、副立井及风井的断面分别为23.8m2、44.2 m2、19.625 m2。开拓方案一为从程家坪附近上方打立井至02与6号煤层向西开掘集中运输巷、集中轨道巷、集中回风巷至既定位置再向南北开掘巷道至井田边界，其中布置3采区大巷。方案二为从程家坪附近上方打立井至02与6号煤层向西开掘集中运输巷、集中轨道巷、集中回风巷至既定位置再向南北开掘巷道至井田边界。方案一、二的工业广场都位于程家

5、坪附近。根据比拟开拓工程量可视为相同，但在技术上方案二出现后期搬家频繁，留三角煤多，所以选择开拓方案一。开拓方案一划分为三个盘区，首采区定为西盘区，盘区储量为10.4Mt 。矿井达产时的首采工作面位于一号盘区，该盘区划分为10个条带，工作面长度为200m，推进长度为2880m，回采工艺采用后退式、综合机械化放顶煤采煤法，采用“四六制作业制度。采空区采用全部跨落法管理顶板。矿井通风采用抽出式通风，矿井总风量为130m3/s困难时期和容易时期的风阻分别为2593Pa、2700Pa。通风机的型号为BDK54-8-No26防爆对旋轴流通风机，风量范围为135-228 m3/s ，风压范围为550-40

6、00Pa. 关键词：矿井开拓、采煤方法、综合机械化放顶煤。7 AbstractThe design is the exploitation of MaiDiZhang 02，6，8，9 # coal mine, coal seam thickness was2.4m, 2.6m, 2.6m, 2.4m. seam pitch was23 m, 40 m,13m. According to data mine the external investigation of the mine field for the high-gas coal mine, the coal gas emission

7、 in an average of13.44m3/ t, the next group of coal to 1.42m3 / t. Seam of both the risk of explosion. Grade coal to natural tendency not spontaneous combustion. According to mine discharge forecast, the normal discharge of mine for 1255m3/ d, Chungs largest water at 1600 m3/ d.The Coal Mine in shuo

8、zhou city pinglu county, 10 km shuozhou, which has datong to yuncheng highway. Although the mine in more complex terrain, but between the village and village roads are linked to simple, can use trucks. Therefore, the location of Industry Square in the vicinity of middle, a shaft development, Lord, v

9、ice shaft ventilation shaft and the section were23.8m2, 44.2 m2,19.625 m2. Develop a programme for the middle of thevicinity of the north east is necessary to develop the transport, rail, air return roadway to the north mine the border and then west from middle opioneering South transport, rail tunn

10、el, and then north tunneling West transport, track , To the wind tunnel. Option 2 is in the south of middle tunneling transport, rail and air return roadway, and then in mine excavation west of the West transport, rail, air return roadway to the northern border. Option 1, two are located in the indu

11、strial plaza near middle. According to comparison can be regarded as pioneering works of the same, but the technical programme in the reverse transport, and face the direction of advancing too long, equipment requirements, so I chose to develop a programme. Develop a programme was divided into four

12、zones, the first mining area as a central one, panel reserves of 10.4 Mt.Mine production of the coal face in the first set on the 1st District, which was divided into 10 bands, face a length of 200m, promote the length of 2880 m, using back-mining process, Fully-high one-time full-mechanized coal mi

13、ning Law, the "March 8" operating system. Gob-of-use of all management roof.8 Out of a ventilation shaft ventilation, the total air volume of mine for 130 m3/ s easy and difficult period during the Drag were 2593Pa, 2700 Pa. Fans of the model BDK54-8-No26, its air volume range of 135-228 m

14、3/ s, wind pressure range of 550-4000 Pa. Key words: mine development, mining methods, fully mechanized coal mining. 9 ，一般一月份气温最低，平均6。初霜期为十月中旬，终霜期为翌年的四月中旬,平均无霜期为184天。最大冻土深度61cm。年平均降雨量465.1mm，日最大降雨量152.5mm。年平均蒸发量1798.3mm。风向多为西北风，年平均风速2.4ms，每年8级以上大风平均天数为18天。据山西省地震局资料， 太原市区内地震根本烈度为7度，设计根本地震加速度值为0.20g。据

15、记载,该区曾发生过屡次地震灾害。 最烈者为1037年。据宋史记载 :宋仁宗、景佑4年12月，忻、代、并三州地震，忻州死亡19742人，伤5655人，牲畜5万余头。代州死亡759人，并州1890人。本井田靠近太原市区，近期所发生地震最高为5级。清徐、徐沟一带发生过6级地震。 2 2 井田地质特征山西阳通井田位于山西省清徐县马峪乡程家坪、麦地掌村及古交市邢家社乡陈家社村一带，南距清徐县城约10km，属清徐详查勘探区和邢家社普查区的一局部。一、井田地层井田内地表出露的地层有上石盒子组、石千峰组、刘家沟组及第四系，其余地层均为钻孔揭露，现由老至新分述如下:1、奥陶系中统峰峰组(O2f)据井田外钻孔揭露

16、。下段以浅灰、灰色角砾状泥灰岩、白云质灰岩为主，夹脉状及结晶状石膏层，厚8097m。上段为深灰、 浅灰色厚层状石灰岩夹白云质灰岩，厚3744m。全组厚117142m。2、石炭系中统本溪组(C2b)底部以铁铝岩层与下伏峰峰组平行不整合接触。岩性由深灰、浅灰及灰色细中粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩、石灰岩及煤组成。全组厚20.0055.00m，平均32.84m。3、石炭系上统太原组(C3t)底部以K1砂岩连续沉积于本溪组之上。岩性为深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及浅灰色砂岩组成，含煤7层， 为井田主要含煤地层之一。全组厚58.2693.00m，平均74.68m。4、二叠系下统山西组(

17、P1s)底部以K3砂岩连续沉积于太原组之上,岩性为浅灰、 灰白色含砾细粗粒砂岩其上由深灰灰色砂质泥岩、泥岩及6层煤组成， 为井田另一主要含煤地层。全组厚42.0085.00m，平均61.00m。5、二叠系下统下石盒子组(P1x)底部以K4砂岩连续沉积于山西组之上，下部岩性为灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩互层，夹12层薄煤线，中上部为黄绿、灰绿色粉砂岩、细砂岩及砂质泥岩互层。全组厚72.00136.00m，平均97.33m。6、二叠系上统上石盒子组(P2s)井田内大范围出露，依据岩性特征分为上下两段:下段(P2s1):底部以K6砂岩连续沉积于下石盒子组之上,岩性以黄绿、灰绿色泥岩及细砂岩、粉

18、砂岩为主,夹紫色、 暗紫色砂质泥岩,中、下部含锰铁质结核。本段厚157.50223.83m,平均192.04m。上段(P2s2):K7砂岩底至K8砂岩底，厚224-247m，平均233m， 岩性为暗紫、 黄灰、灰绿色砂质泥岩和中、粗粒砂岩互层。 本段以兰灰色砂质泥岩及砂岩中含肉红色长石为其特征。砂岩中长石含量自下而上增多。K7砂岩以上含有1-2层铁锰质结核， 呈透镜状分布，厚0.5m。7、二叠系上统石千峰组(P2sh)K8砂岩底至K9砂岩底。厚124.4145.0m，平均122.4m。与P2s地层连续沉积。岩性为紫红色泥岩与黄绿色中、粗粒砂岩互层。紫红色泥岩中含2-3层泥灰质或钙质结核。 砂岩

19、成分肉红色长石含量更多。K8为紫色含砾粗砂岩。成分为长石石英杂砂岩，3 长石为肉红色，杂基为灰绿色泥质和粉砂质。厚510m，厚层状， 分选及磨圆度较差，全区普遍发育。8、三叠系下统刘家沟组(T1l)底界为K9砂岩，该组地层出露不完整，出露厚226m。与P2sh地层连续沉积。岩性以紫红色薄板状中细粒砂岩为主，间夹少量灰绿、紫红、暗紫色砂质泥岩。砂岩具交错层理。K9为暗紫色含砾粗砂岩，具灰绿色条带。成分含有少量肉红色长石及硅质岩屑较多。厚层状，磨圆度较好。 9、第四系中上更新统(Q23)不整合覆盖于下伏岩层之上，中更新统(Q2)为红色土，含钙质结核，上更新统(Q3)为黄土，垂直节理发育。厚1.21

20、45.00m，平均8.65m。10、第四系全新统Q4主要分布于井田北部峪道川及其他沟谷地层层序表 4 二. 地质构造西山煤田位于祁吕贺山字型构造东翼及新华夏系的复合部位。清交矿区处于西山煤田东南边缘，矿区总体为一走向北东、向北西倾斜的单斜构造，在此背景上发育着一系列褶曲和断裂构造。本井田处于清交矿区东北角，井田构造总体表现为走向近南北，向西倾斜的单斜构造，局部受武家崖背斜、张家山向斜和峪道川向斜的影响，使地层走向发生了较大的转折，地层倾角一般25，局部可达717。井田 (2)张家山向斜位于武家崖背斜以南张家山村一带，与武家崖背斜平行展布，北翼倾角10左右，走向长约2000m。 (3)峪道川向斜

21、位于井田北部边界附近，与杜儿坪断层交叉，平行延伸，北翼较陡，623，南翼较缓1018，轴部为刘家沟组地层。(4)童子川向斜位于井田西部，走向近南北，向东凸出，呈弧形展布，延伸度约2000m左右，东翼地层倾角较大1015左右，西翼地层较缓,59,属两翼宽缓的不对称向斜。(5)岳家湾背斜位于井田西部边界附近，轴线走向N25W，延伸长度约1500m左右，西翼地层倾角810，属两翼对称的宽缓背斜。 2、断层 5 (1)杜儿坪正断层(F1)走向北东53-55，倾向北西，倾角75-79，落落差150m，构成官地矿和杜儿坪矿的井田边界。(2)F2正断层位于杜儿坪正断层以南100270m，与其平行延伸构成地垒

22、，走向北东55，倾向南东，倾角85，落差1020m，延伸长度8km 左右。3、陷落柱本井田在勘探过程中，地表发现两个陷落柱，钻探过程中有两个钻孔又遇陷落柱，说明本井田陷落柱较发育。本井田东邻官地煤矿，在开采过程中证明本地区陷落柱较发育，且多数未塌陷到地表，单个陷落柱在平面上呈圆形或椭圆型，在剖面上呈倒锥形，对煤层的破坏直径一般50100m。据官地矿采掘资料平均16个km2陷落柱，陷落柱面积占开采面积的4.5。本井田与官地井田地质条件类似。预计井田内共有陷落柱250个左右。 三水文地质井田的水文地质概况：地下含水层的情况。岩层间的透水性及井田的正常涌水量、最大涌水量。吨煤涌水系数。1、含水岩组井

23、田内有两种类型含水岩组，即砂岩裂隙含水岩组和石灰岩溶裂隙含水岩组，分述如下：(1)奥陶系中统石灰岩岩溶含水岩组奥陶系中统分上、下马家沟组和峰峰组，以上马家沟组及峰峰组石灰岩为主要含水层，含水结构以溶隙、溶孔为主。奥灰在井田内处于深埋区。 据清徐详查资料，富水性弱。井田南侧ZK1-3A号孔上马家沟组与峰峰组混合抽水试验，单位涌水量为0.002L/s.m，水位标高932.88m。(2)上石炭系统太原组石灰岩溶蚀裂隙含水岩组太原组以碎屑岩类夹石灰岩为主，为主要含煤地层之一，含水层主要为L1、K2、L4、L5石灰岩。ZK1-3A号孔抽水试验，单位涌水量为0.00089L/s.m，水位标高941.67m

24、。(4)二叠系、三叠系砂岩裂隙含水岩组二叠系下统下石盒子组以碎屑岩为主，以K4等砂岩为主要含水层，富水性弱。二叠系上统上石盒子组、石千峰组，三叠系下统刘家沟组，岩性以碎屑岩为主，井田内该组基岩大面积裸露，黄土仅零星盖覆于其上。该组以K6、K7、K8、K9等砂岩为主要含水层，浅部含裂隙潜水，深部含裂隙承压水。井田南侧ZK2-4号孔二叠系混合抽水试验，单位涌水量为0.0096L/s.m，水位标高1304.51m。2、隔水层9号煤层至奥陶系顶面之间的岩层，厚60m左右，以泥质岩类为主，为隔水层。石炭、二叠系、三叠系含水层之间的岩层可视为隔水层。3、陷落柱的导水性6 据勘探施工过程中4号和8号钻孔所遇

25、到的陷落柱分析，在钻进过程中井液消耗量均小于0.06m3/h，说明本井田陷落柱导水性差。4、井田水文地质条件评述井田 太原组是井田内主要的含煤地层之一，总厚74.68m，含煤7层，依次为6、7、8上、8、9、10、11号，煤层总厚8.9m，含煤系数为7.95。其中6、8、9号煤层全井田稳定可采,可采煤层总厚7.6m，可采含煤系数6.70。其余煤层均不可采。山西组是井田内另一主要含煤地层,总厚61.00m,含煤6层， 依次为02、03、1、2、3、4号，煤层总厚4.77m，含煤系数为7.82。其中 02号煤层属全井田稳定可采，2号煤层属局部可采的不稳定煤层， 其余煤层均不可采，可采煤层总厚2.8

26、m，含煤系数5.56%。五 煤层的附存特征该煤层为南北走向，东高西低，倾角为0-7度。埋藏深度为700-900米。该煤层组共有02#，2#，6#，8#，9#共五层煤102号煤层位于山西组上部，煤层厚1.852.92m，平均2.4m，本层属全部可采的稳定煤层，结构简单，不含或含一层夹石，顶板多为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩，底板多为泥岩或砂质泥岩。7 22号煤层位于山西组中部，上距K4砂岩818m，平均13.0m ，煤层厚0.10.5m，平均0.4m，结构简单，一般不含夹石，局部含1层夹石，属全井田局部可采的不稳定薄煤层。 顶板岩性为砂质泥岩、泥岩或粉砂岩，有时为细粒砂岩；底板岩性为细粒砂岩或砂质泥岩

27、。36号煤层位于太原组上部,七里沟砂岩之上,L5灰岩之下,厚2.05-3.45m，平均2.6m，井田东部较厚,西部较薄。结构中等，含12层夹石，属全井田可采的稳定煤层，顶板为炭质泥岩、泥灰岩或砂质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩或中粒砂岩。 48号煤层 位于太原组下部，厚2.13.25m，平均2.6m，煤层厚度变化不大，煤层结构简单，一般含1层夹石，局部不含或含23层夹石。属全井田可采的稳定煤层。顶板岩性多为炭质泥岩，局部为细粒砂岩，底板多为砂质泥岩，局部为细中粒砂岩。59号煤层 位于太原组下部，厚1.92.8m，平均2.4m，结构简单，一般不含或含1-2层夹石，顶板岩性为炭质泥岩或砂质泥岩， 底板

28、岩性为砂质泥岩或细粒砂岩，属全井田大部可采的稳定煤层。井田仅2号孔相变为炭质泥岩，其它见煤点均在1.40m以上六. 煤层围岩性质： 各可采煤层特征详见表1-3-1。 8 七. 煤的性质及品种煤层的结构，含夹石的情况。煤的硬度、容重、解理性。煤的含瓦斯性及沼气等级。煤的自燃性及自燃发火期，煤尘的爆炸性及其爆炸指数。煤的工业分析、牌号及其用途。煤质特征： 02号煤层为低中高灰、特低硫中硫、特低磷的贫瘦煤和瘦煤。 2号煤层为低中中灰、特低硫低中硫、 特低低磷的瘦煤和贫瘦煤。 6号煤层为低中高灰、低高硫、 特低磷的贫瘦煤和贫煤。 8号煤层为低中中灰、低高硫、 特低磷的贫煤。 9号煤层为低中中灰、特低低

29、硫、特低磷的贫煤。 工业用途：井田煤层为瘦煤、贫瘦煤、贫煤，其工业用途主要可作动力用煤和民用煤，亦可作气化用煤和炼焦用配煤。作气化用煤时，应加催化剂，提高煤对二氧化碳的反响活性。各煤层煤质详见表1-3-2表1-3-2 煤层煤质特征表9 八、瓦斯、煤尘和煤的自燃发火性1、瓦斯据井田外围调查资料，浅部生产矿井多数为高瓦斯矿井, 少数为低瓦斯矿井。上煤组矿井瓦斯相对涌出量平均值为13.44m3/t,下煤组矿井瓦斯涌出12.2577.48m3t，下煤组大于上煤组。据清徐煤管局对碾底煤矿瓦斯鉴定结果，该矿井为高瓦斯矿井。 据井田内及邻近钻孔02、2、6、8、9号煤层瓦斯含量试验成果各煤层CH4含量1.0

30、78.15ml/g。据生产矿井及钻孔瓦斯含量资料预测，本矿井瓦斯涌出大于10m3t，属高瓦斯矿井。2、煤尘 根据相邻矿井资料，本矿井各煤层煤尘均有爆炸危险性。 3、煤的自燃发火性据官地矿的测定，煤的自燃倾向等级为不易自燃 10 第二章 井田境界与储量 1 井田境界 山西阳通井田位于山西省清徐县马峪乡程家坪、麦地掌村及古交市邢家社乡陈家社村一带。行政区划大局部属清徐县马峪乡管辖,北部局部属古交市邢家社乡管辖。井田范围由以下坐标点连线圈定:1. X=4177764.793 Y=19608733.9232. X=4180077.292 Y=19608703.4533. X=4180096.783 Y

31、=19610172.4774. X=4181946.790 Y=19610147.7615. X=4181958.942 Y=19611053.4576. X=4178873.633 Y=19614000.0007. X=4177764.000 Y=19614000.000矿区形态为一不规那么多边形，井田南北走向长度最大为4190米，最小为1100米，平均为2310米；东西倾斜长度最大为5260米，最小为900米，平均2700米。井田面积为14904864平方米。 2 地质储量一、储量计算参数确实定1、煤层采用厚度和面积确实定储量计算厚度采用钻孔或巷道中的煤层伪厚进行计算，有夹矸时采用煤层总厚

32、度减去0.05m以上的夹矸总厚度所得，假设夹矸厚度大于煤分层厚度且煤分层厚度小于最低可采厚度时，煤分层不在计算范围之内。面积确定：因井田内地层产状较缓，倾角一般小于7，仅有局部地段倾角较陡，根据标准要求，采用伪厚度和水平投影面积来计算资源储量。2、视密度确实定根据区内以往煤层煤样化验资料，02号煤层视密度为1.42 t/m3，6号煤层视密度为1.41 t/m3，8号煤层视密度为1.41 t/m3，9号煤层视密度为1.40 t/m3。11 二 地质/工业储量该矿批准开采02号、6号，8号，9号煤层。02号煤层平均厚度为2.4m,容重为1.42t/m3；6号煤层平均厚度为2.6m,容重为1.41t

33、/m3；8号煤层平均厚度为2.6m,容重为1.41t/m3；9号煤层平均厚度为2.4m,容重为1.40t/m3；资源/储量块段厚度采用块段各见煤点采用厚度的算术平均值。矿井地质储量计算公式： Q=SMD102=14.9048642.42.62.62.41.41102=21015.85万t 式中：Q资源/储量：万t；S水平面积：km2； M块段平均厚度m；D煤层平均视密度：t/m3。其中02号煤层地质储量为： Q=SMD102=14.9048642.41.42102=5079.57万t 其中6号煤层地质储量为： Q=SMD102=14.9048642.61.41102=5464.12万t 其中8

34、号煤层地质储量为： Q=SMD102=14.9048642.61.41102=5464.12万t 其中9号煤层地质储量为： Q=SMD102=14.9048642.41.40102=5008.04万t经计算矿井工业储量约为21015.85万t，其中02号煤层储量5079.57万t ,6号煤层储量5464.12万t,8号煤层储量5464.12万t，9号煤层储量5008.04万t。三 矿井设计资源/储量根据?煤炭工业矿井设计标准?中规定：计算矿井设计资源/储量时，应从工业储量中减去断层、防水、井田境界、地面建构筑物等永久煤柱煤量及因法律、社会、环境保护等因素影响不得开采的煤柱煤量。矿井设计储量计算

35、公式如下： 设计储量=工业储量-永久煤柱损失因本井田地质情况简单，无断层、防水村庄等， 矿井设计资源储量见表2-1-1。 12 四 矿井设计可开采储量根据?煤炭工业矿井设计标准?中规定：计算设计可采储量时，应从设计资源/储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱量；其煤柱留设要求和计算方法，必须符合现行?建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程?的有关规定。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量矿井工业储量-煤柱损失采区回采率即 Zk=(Z-P)C 式中：Zk可采储量，万t；Z工业储量，万t； P煤柱损失，万t；C采区回采率。其中：煤柱损失包括井田边界煤柱、采空区煤柱、

36、工业场地保护煤柱以及大巷保护煤柱，各种煤柱留设如下：井田边界煤柱留20m，水平大巷之间留30m，两侧留20m煤柱，采空区边界留20m，工业场地按二级保护，井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45，基岩移动角72)计算保安煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。采区回采率：厚煤层不应小于75%，中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。 本矿8、9号煤层均为中厚煤层，故回采率取80%。介于1.33.5 m为中厚煤层 经计算，全矿井设计可采储量为16014.64万t，矿井可采储量计算结果详见表2-3-1。13 经计算，矿井设计可采储量为16014.64万t。14 第

37、三章 矿井工作制度及生产能力 1 矿井工作制度 矿井正常工作的制度对其管理及生产的正常、高效运转都是非常重要的。本矿设计生产能力为1.8Mta，根据原能源部颁发的?煤炭工业矿井设计标准?的有关规定，初步设计工作日数为330天，实行四班工作制度，即三采一准，两个采煤班，在采煤班内进行“落、装、运、支、移等工序，准备班进行回柱放顶、检修设备、推移转载机等工作。每采煤班工作小时为6小时，每昼夜净提升量为16小时。关于工作制度，按每班完成的循环次数应为整数，即每一个循环不能跨班完成，否那么不便于工序之间的衔接，施工管理也比拟困难，不利于实现正规循环作业。2矿井设计生产能力和效劳年限一、矿井设计生产能力

38、依据2006年实施的新?煤炭工业矿井设计标准?矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比拟后确定。本矿井生产能力确实定，主要考虑以下几方面因素：1.储量因素：本矿地质条件简单，煤层赋存稳定，矿井保有工业资源/储量为210.15Mt，设计可采资源/储量为160.14Mt。2.开采能力因素：矿井采用立井开拓，井下采用胶带输送机运输煤炭，运输能力大。辅助运输大巷采用无极绳绞车作辅助运输，在大巷两侧布置条带开采，生产系统简单，可以满足1.8Mt/a生产能力的要求。3.市场需求因素：本矿拟开采的煤

39、层，煤质优良，市场需求前景好，因此，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。综合考虑以上因素，并结合矿井外部条件和主管部门批文，经过技术分析比拟后， 15 确定矿井年生产能力为1.8Mt/a ，属于大型矿井，效劳年限为60a 。二、矿井效劳年限依据2006年实施的新?煤炭工业矿井设计标准?，新建矿井及其第一开采水平的设计效劳年限，不宜小于表3-1-1的规定；表3-2-1 新建矿井设计效劳年限 Zk160.14矿井效劳年限按下式计算： T=AK=1.81.4=60a式中：T矿井设计效劳年限，a； Zk可采储量，Mt； A设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，依据20

40、06年实施的新?煤炭工业矿井设计标准?计算矿井及第一开采水平设计效劳年限时，储量备用系数宜采用1315。本次计算取1.4 。经计算可得：A=1.8Mt T=60a那么矿井效劳年限符合整合矿井的有关规定；所以确定矿井设计生产能力1.8Mt/a，效劳年限60a。16 第四章 井田开拓 1 井田开拓方式确实定一、确定开拓方式的主要原那么1、确定井筒的形式、数目及其配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理地确定开采水平数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，作好开采水平的接替 ；5、进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造；6、力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；7、尽可能提高机械

41、化程度，提高生产效率，实现平安高效；8、投资少，工期短，见效快。二、开拓方案确实定1、工业场地位置的选择工业场地位置选择综合考虑的主要因素和原那么如下：一井下条件在井田走向方向的储量中央或靠近中央位置市井田两翼，可采储量根本平衡这样可使走向运输大巷的运输费用最低，同时在生产中能保持两翼均衡生产和采区的正常接替，而且巷道维护通风等相应费用也降低。在井田倾斜方面：采用单水平开采时考虑上下山合理的长度，井筒与上山下部运输大巷靠近，与井底车场形成一体，尽可能不搞石门。开拓方式和井口位置选择时，一定要与初期移产达产采区的位置及其持续统一考虑。井筒尽可能避开减少穿地质及水文复杂的地层或地段。17 尽量减少

42、井筒及工业场地煤柱数量，特别是少压或不压前期开采条件好的煤层。有条件时可放在无煤带和煤层无开采价值的地带。二地面条件井筒位置应选在比拟平坦的地方。井口应满足防洪设计标准。井口应避开地面滑坡 、岩崩、 雪崩、 泥石流、 流沙等危险地区。井口与工业场地位置必须符合环境保护的要求。工业场地要少占或不占良田。泵箱，两泵一箱,功率90kW。 六喷雾泵站根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，综采工作面喷雾泵站分别由WRB220/31.5型喷雾泵及水箱组成，功率132kW。 回采工作面主要设备型号见表6-1-1。 3 工作面顶板管理方式及支护设备选型工作面支护选用:低位放顶煤液压支架 ZFS6000/20/3

43、0，最小控顶距6629mm，最大控顶距7429mm，支架间距1500mm，移架步距800mm。支架的主要技术参数如下：型号 ZFS6000/20/30；型式 低位放顶煤液压支架； 中心距 1500mm； 宽度 1430mm； 初撑力 5313kN； 32 工作阻力 6000kN；高度 20003000mm；泵站压力 31.36MPa；操纵方式 本架控制；移架步距 800mm；质量 19000kg端头支架选择中间支架顶梁加长。回采工作面回采方向与接替回采工作面采用后退式回采。工作面采用顺序接替。02号煤层采完之后，再开采6号煤层。采区及工作面回采率根据?煤炭工业矿井设计标准?，9号煤层采区回采率

44、为85，工作面回采率为95,10号煤层采区回采率为85，工作面回采率为95。 4 确定采(盘)区巷道布置与要素本矿井开采02号，6号，8号和9号煤层,02号煤层的平均厚度为2.4m,6号煤层的平均厚度为2.6 m，两煤层的层间距为23m；8号煤层的平均厚度为2.6m,9号煤层的平均厚度为2.4 m，两煤层的层间距为13m。本矿井采用集中大巷联合布置：第一水平运输大巷和轨道大巷布置在6号煤层中,回风大巷布置在6号煤层中；第一水平运输大巷和轨道大巷布置在6号煤层中,回风大巷布置在6号煤层中。盘区巷道布置方案一采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采，即将运输大巷和轨道大巷布置在6号煤层中，将

45、回风大巷布置在02号煤层中，采用下行式开采，即02号煤层采完之后，再采6号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，轨道大巷掘至一定位置后,掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至02号煤层，并采用双巷掘进运输顺槽和回风顺槽，同样再掘进运输顺槽和回风顺槽，至采区边界时,开切眼贯穿运输顺槽和回风顺槽，运输顺槽连通运输大巷，回风顺槽连通回风大巷和轨道大巷。下一工作面的掘进出煤可经集中运煤平巷最后统一经溜煤眼溜至运输大巷。即多采区共用一个溜煤眼。安装工作面设备后可进行工作面的回采,具体布置见条带巷道布置图。33 盘区巷道布置方案二采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采，即将运输大巷和轨道大巷布置在6号

46、煤层中，将回风大巷布置在02号煤层中，采用下行式开采，即02号煤层采完之后，再采6号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，轨道大巷掘至一定位置时掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至02号煤，并继续开掘运输顺槽和回风顺槽至井田边界,然后运输顺槽和回风顺槽贯穿，运输处煤经溜煤眼至运输大巷，本采区的掘进出煤经临时巷道至运输顺槽后经溜煤眼至运输大巷，下采区的掘进出煤经下采区的溜煤眼至运输大巷。即每采区单独用一个溜煤眼。安装工作面设备后可进行工作面的回采,具体布置见条带巷道布置图。技术比拟:方案一：多个工作面共用一个溜煤眼，很大地节省了工程量，但增加了一条集中运煤平巷，加大了工程量，但使运输更加容易，生产

47、更加平安；大巷需求长度短，投产快，生产系统简单。方案二：每个工作面单独用一个溜煤眼，加大了工程量，生产系统简单，每个工作面多打一条进风行人斜巷。 经济比拟：掘进费用：方案一，多个工作面共用一个溜煤眼，溜煤眼深度23，多开掘一条集中运煤平巷，方案二，每个工作面多打一条进风行人斜巷，进风行人斜巷为岩巷；维护费：明显方案一的维护费用小于方案二的维护费用。经过技术与经济比拟后分析，虽然方案一的工程量比拟小，没谈的 运输也更加方便集中，满足煤矿平安生产的要求，最终选取方案一作为实施方案。确定的方案一采用双巷掘进的方式掘进工作面的运输顺槽和轨道顺槽和瓦斯尾巷,工作面回采时,密闭另一条巷道,采用一进两回的通

48、风方式，工作面长度为200m，采高2.4m。采用倾斜长壁一次采全高的采煤方法，工作面布置液压支架，双滚筒采煤机，刮板输送机，采用综采设备开采煤层，双巷之间保护煤柱留设10m。34 5 回采工艺及劳动组织确定与阐述落煤、装煤、运煤所用机械设备的型号、能力、参数及数量,以及工作方法.工作面采用双滚筒采煤机落煤，型号MG400/985WD，数量为一台，采用可弯曲刮板输送机装煤，型号为SGD-730/180，采用计算顶压、确定工作面支架的型式、吨位、支撑高度、数量、布置方式、最大与最小控顶距及放顶作业方式及顺序.工作面采用掩护式液压支架，型号为ZY3600-14/32、吨位为14.0吨、支撑高度为1.

49、40-3.2米一、回采工艺该煤矿井田地质条件较简单，无断层，煤层倾角较缓，为3-7左右。02号煤层平均厚度为2.4m，6号煤层平均厚度为2.6 m，顶、底板较稳定。煤层间距为23m,根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用两层煤联合布置分煤层开采，并采用倾斜长壁一次采全高全部垮落法回采工艺方式。回采工艺过程如下：一采煤机落煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：假设面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作平安，煤尘少，装煤效果好。工作面割煤方式为往返一次割两刀

50、，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；再调换两个滚筒的上下位 35 置，重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。二移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作平安，工

51、作面环境好。三综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；假设煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。四综采面端头作业综采面端头支护方式采用端头液压支架支护端头，它适用于煤层倾角较小的综采面，本煤层倾角为3-7，所以此能够采用此方式来支护端头。 二、劳动组织形式根据工作面情况，采煤司机、机电维修、平安员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司

52、机为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。采煤工作面劳动组织见表5-3-1。 36 6 盘区的准备与工作面接替本矿井设计年产量为120万吨，设计一个工作面同时开采到达设计生产能力，两个掘进工作面满足矿井生产。一、巷道断面和支护形式井底车场巷道、大巷全部采用半圆拱断面，锚喷支护，工作面顺槽巷道采用矩形断面,锚杆支护，必要时加网和钢带。二、巷道掘进进度指标巷道掘进进度指标采用如下数值： 半煤岩锚杆支护巷：300 m/月； 倾斜岩巷：100 m/月； 煤巷：400 m/月。 37 三、回采工作面个数和回采面的机械配备矿井生产到达设计生产能力时,在9号煤层中开掘两个回采面同时回采,回

53、采面的机械配备如下表： 38 乳化液泵 39 掘进工作面个数和掘进面的机械配备为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备两个掘进工作面，一个综掘工作面同时在9号 煤层顺槽巷道掘进，一个综掘工作面用于大巷掘进及有关硐室施工。综掘工作面机械设备配备见下表: 40 四、矿井采掘比例关系和掘进矸石率全矿有一个回采工作面，两个掘进工作面，采掘比为1：2五、工作面接替一带区工作面推进长度为2880米，年推进度为3168米，即每个条带采煤时间为一年左右。工作面接替采用顺序接替，即大巷左侧的先采1再采2、3、4，大巷右侧的先采2再采3、4两侧错开并同时进行开采。顺槽掘进以可以满

54、足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面100米左右为宜。由于采用综掘，本矿井的掘进可以很容易就满足。41 第七章 井下运输1 运输系统和运输方式确实定根据选定的开拓方案,矿井辅助运输采用胶套轮电机车运输，铺设轨道；运输大巷运输设备的选择和计算一、矿车、材料和人车为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输，布置轨道运输大巷，目前，矿井辅助运输方式正在不断完善与开展中，并向多元化开展，新型的辅助运输设备也各有优缺点及适用条件，一般有以下几种：无轨胶轮车，卡轨车，齿轨车，单轨吊，连续运输车等，结合本矿特点，将各种新型辅运设备对本矿的适应性比拟如下：无轨胶轮车：是大型及特大型矿井推荐采用的辅运设备，主要特点是：运输效率高、速度快、用人少、平安性好，一般适用于巷道倾角小于12，当巷道倾角大于8.5时连续爬坡长度不大于500m，当巷道倾角5.78.5连续爬坡长度不大于700800m。 42 本矿煤层条件从技术上讲是可以