煤矿开采学设计

1、目 录前 言3第一章 设计采区地质概况4 第一节 井田概述4第二节 井田地质特征5第二章 采区储量、生产能力及服务年限12 第一节 采区的工业储量12 第二节 设计生产能力13 第三节 采区服务年限13第三章 采区方案设计13 第一节 采煤方法的选择13 第二节 采区设计方案的选择16第四章 采区设计说明21 第一节 采区巷道布置21 第二节 开采顺序22第五章 采煤方法及回采工艺的选择23 第一节 采煤方法的选择23 第二节 回采工艺的选择23第六章 采区生产系统24 第一节 采区提升运输系统的设计25 第二节 采区排水系统的设计24 第三节 采区采区通风系统的设计24 第四节 安全监测系统

2、设计26 第五节 压风系统的设计13 第六节 供水、灌浆系统的设计27 第七节 瓦斯防治设计28 第八节 通讯系统29 第九节 避灾线路29 第七章 施工组织设计29 第一节 贯通工程施工组织29 第二节 投产工程施工组织30第八章 其他 30 后记31 参考文献32 XX矿XX采区的巷道布置与采煤工艺设计前言 第一节 设计目的1. 通过课程设计，使学生进一步消化和理解“煤矿开采学”所讲授的基本理论知识，对现代化的采煤方法，准备方式等的内涵有基本了解。2. 通过课程设计，培养学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 第二节 设计内容1.一个采区（盘区）

3、或带区巷道布置设计；2.一个采煤工作面的采煤工艺设计及编制循环图表；3.采区中部车场线路设计； 第三节 进行方式1.学生按设计大纲要求，按设计小组下达的任务书所给定的煤层赋存条件等，综合运用“煤矿开采学”所学的基本知识，进行采区或带区巷道布置及采煤方法等设计。每位学生必须独立完成规定的课程设计全部内容。2.完成设计任务使每位学生在各个方面都得到提高和锻炼，设计中提倡设计者之间相互讨论，借鉴参考，有疑难问题可以与老师共同研究解决。 第一章设计采区地质概况 第一节 井田概述 一、交通位置龙滩矿井位于广安东约40km处，行政区划属广安区的龙滩、小井、桂兴，大竹县的欧家和邻水县的柑子。地理坐标：东经1

4、06°5615107°0117，北纬30°280830°3400。襄渝铁路从井田西侧通过，设计选定的地面工业广场距襄渝铁路的观阁车站约0.7km，该站至广安站9km，北至达州106km，南至重庆149km。汉渝公路、渝渠公路均通过矿区，矿井交通方便。矿井交通位置见图1-1-1。二、地形地貌龙滩井田位于华蓥山主脊部位。脊背较宽缓，背斜隆起成山，向斜低下为谷，山脉走向与构造方向基本一致，呈N25°30°E延展，最高点叶家大梁子，标高+1092.81m，一般山脊标高在+1000m以上。山脊东西侧为槽谷地带，标高+500+600m，两侧边沿地

5、形标高+300+400m左右，属山岳分带中的低山。三、河流受地形控制，横向冲沟与纵向河谷形成井田地表水系，成为该区地表水，地下水的排泄通道。区内多为季节性溪沟，仅有龙滩河一条是常年性河流，它的源头为发育于飞仙关组三段灰岩中的泉水，由北向南经张家桥、大堰塘、白岩潜入K728号落水洞，潜流约3.1km从K559号溶洞流出，同时汇集W330号泉水，成为龙滩河。河水继续向南流约600m后，急转90°向西流出井田。龙滩河从发源地到井田外的龙滩子，总长5.2km，河床坡度35，河水流量150.33 L/s12462.702L/s。四、气象及地震本区属亚热带大陆性山地温湿气候，年平均气温16.6，

6、最高气温37.5，最低气温-1.7。年平均降雨量1284.5mm，最大降雨量1538.4mm，年蒸发量1275.4mm，冬季山上常见积雪并伴有冰冻现象。根据建筑抗震设计规范（GB500112001）规定，本地区抗震设防烈度为6度。图1-1-1 龙滩矿井交通位置图第二节 井田地质特征一 地质概况(一)地层本井田为一隐伏背斜构造的井田。出露最老地层为二叠系上统长兴组三、四段，主要呈“天窗”式出露在井田北端911勘探线间的龙王洞背斜轴部。最新地层为三叠系中统雷口坡组。各地层走向呈北东延伸。三叠系下统飞仙关组分布最广，其次是嘉陵江组，第四系坡积物主要分布在两翼嘉陵江组槽谷内。井田内各地层由新至老分述如

7、下：1、第四系(Q)：残积、坡积物为褐色、黄褐色粉质粘土、粉质砂土，一般厚012.76m。2、三叠系中统雷口坡组(T2l)；总厚398.34m。(1)雷口坡组三段(T2l3)：灰色、浅黄灰色灰质白云岩、白云质灰岩及灰岩，厚165.09m。(2)雷口坡组二段(T2l2)：灰色、黄灰色钙质泥岩，灰色泥质灰岩，白云岩灰岩，盐溶角砾岩，灰色、黄灰色钙质泥岩，厚182.50m。(3)雷口坡组一段(T2l1)：黄灰色、灰色白云岩、灰岩夹盐溶角砾岩，底部为2.00m左右黄绿色钙质泥岩(俗称“绿豆岩”)，厚50.75m。3、三叠系下统嘉陵江组(T1j)：总厚524.04m。(1)嘉陵江组四段(T1j4)：黄灰

8、色、灰色中厚层状白云岩间夹粉晶灰岩，顶部为深灰色块状盐溶角砾岩，底为浅黄灰色白云岩，刀砍纹发育，厚67.02m。(2)嘉陵江组三段(T1j3)：浅灰色、灰色中厚层状细晶粉晶灰岩，厚159.91m。(3)嘉陵江二段(T1j2)：灰色、浅黄灰色灰岩、灰质白云岩、白云质灰岩，间夹盐溶角砾岩，厚74.31m。(4)嘉陵江一段(T1j1)：厚222.80m。上亚段(T1j1-2)：浅灰、灰色薄中厚层状石灰岩，厚182.42m。下亚段(T1j1-1)：灰色薄层状泥灰岩，厚40.38m。4、三叠系下统飞仙关组(T1f)：厚450.45m。(1)飞仙关组四段(T1f4)：紫红色、灰紫色薄层状钙质泥岩夹灰色泥灰

9、岩，厚30.29m。(2)飞仙关组三段二亚段(T1f3-2)：灰色中厚层状细晶灰岩，生物碎屑灰岩夹粉晶灰岩，紫红色钙质泥岩，厚49.70m。(3)飞仙关组三段一亚段和二段三亚段(T1f3-1+T1f2-3)：灰色中厚层状粉晶灰岩、鲕粒灰岩、生物碎屑灰岩，厚195.37m。(4)飞仙关组二段二亚段(T1f2-2)：紫色、黄灰色薄层状钙质泥岩夹泥灰岩，厚25.44m。(5)飞仙关组二段一亚段(T1f2-1)：灰色中厚层状粉晶灰岩夹薄层状泥灰岩，厚45.48m。(6)飞仙关组一段二亚段(T1f1-2)：灰色中厚层状灰岩、含泥灰岩，厚36.28m。(7)飞仙关组一段一亚段(T1f1-1)：灰紫色中厚层

10、状泥质灰岩夹泥岩，紫色、暗紫色薄层状钙质泥岩。厚67.90m。5、二叠系上统长兴组(P2c)：总厚193.33m。(1)长兴组三、四段(P2c3+4)：灰、深灰色中厚层状泥晶灰岩及粉晶灰岩，厚129.00m。(2)长兴组一、二段(P2c1+2)：深灰色中厚层状粉晶灰岩，厚64.33m。6、二叠系上统龙潭组(P2l)：厚136.85m。(1)龙潭组五段(P2l5)：深灰色薄中厚层状泥岩、砂质泥岩、细粉砂质泥岩，厚28.48m。(2)龙潭组四段(P2l4)：深灰色中厚层状石灰岩，含大量燧石结核及动物化石碎屑，厚57.24m。(3)龙潭组三段(P2l3)：深灰色薄中厚层状泥岩、砂质泥岩、薄层泥晶灰岩

11、，厚5.68m。(4)龙潭组二段(P2l2)：深灰色中厚层状粉晶灰岩，厚20.48m。(5)龙潭组一段(P2l1)：深灰色、灰色薄中厚层状泥岩、砂质泥岩、硅质灰岩、粉粒砂岩、铝质泥岩，含K1、K2煤层，厚24.97m。7、二叠系下统茅口组(P1m)：中厚层状灰岩，厚度不详。(二)煤系地层特征本井田含煤地层为二叠系上统龙潭组(P2l)，与下伏地层茅口组呈假整合接触，与上覆地层长兴组呈整合接触。含煤地层层厚为128.34153.24m，平均为136.85m。岩性由灰岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、铝质泥岩及煤层组成。含煤24层，一般2层，含煤系数1.6%，其中全区可采2层(K1、K2)。整个煤

12、系可划分五段。依岩性分一、三、五段为碎屑岩、泥质岩、夹碳酸岩组成，二、四段为碳酸岩段。依含煤性分一、五段为含煤段，二、三、四段为非含煤段，主要含煤段为一段，含全区可采煤层K1，局部可采煤层为K2。(三)地质构造1、区域构造矿区位于华蓥山。华蓥山复式背斜属新华夏系第三沉降带四川盆地川东褶皱带西缘，它由龙王洞背斜、宝顶背斜、打锣湾背斜、李子垭向斜、天池向斜、田湾向斜及三百梯向斜等几个次级褶曲组成。各褶曲轴线延伸方向基本一致，约N25°30°E，轴面东倾。华蓥山深大断裂带发育于宝顶背斜西翼，全长达75km，在矿区范围出露长约32.5km。主要由F4、F8等十余条走向逆断层组成，其

13、中以F4、F8断层规模最大，对煤层破坏也最大。该断裂带在天池镇以北隐伏，至广安煤矿附近消失。据钻探揭露，发育于龙王洞背斜与田湾向斜间，造成龙王洞背斜西翼直立倒转，呈“S”形褶皱。2、褶曲龙滩井田位于华蓥山复式褶皱带北段龙王洞背斜，区域内由龙王洞背斜、田湾向斜、打锣湾背斜三个近于平行的褶皱组成。在龙王洞背斜田湾向斜间，发育成两组N20°40°E的小型褶曲，其延展长度300m700m不等。因规模小，又在井田边界外，对煤层无影响。龙王洞背斜为复式褶皱的主体构造，呈箱状，其轴线的延展方向为N25°40°E，在井田内5号勘探线附近略向西突出呈一弧形，褶曲枢纽呈波状

14、起伏，以北端1011线隆起最高(K1煤层标高+380m左右)，再向南又有所抬升，呈一马鞍形。背斜轴部较开阔、宽缓，地层倾角0°10°，北端宽2000m，南端1000m，轴面向东倾斜，倾角80°85°。东翼地层倾角浅部缓，深部陡20°25°，西翼地层产状变化复杂，呈一倒转扭折带，扭折带走向与褶曲轴向基本一致，呈N20°E。轴面倾斜向东南，倾角30°40°，煤层倒转以9勘探线为界，北端走向2.5km为正常带，煤层西倾，倾角向北向南逐渐增大至直立，倾角70°90°。南端走向约9km，煤层直立

15、倒转为向东倾，倒转倾角在走向上由85°65°变化。倾斜上扭折部位，由缓急骤变陡直至直立、倒转，向下再变为直立西倾，呈“S”型，并伴有扭折断裂F1逆断层。煤层倒转扭折点标高由北向南逐渐降低(北端+ 400m标高至南端+300m标高)。故龙王洞背斜为两翼不对称背斜。3、断裂本区断裂稀少，经地面调查发现断层17条，经钻探揭露发现隐伏断层3条。大部份断层位于井田北端及龙王洞背斜西翼，并有部份出露在井田外围。按断层性质分，正断层6条，逆断层13条，平移断层1条；按断层走向与褶曲轴向关系分，纵断层12条，横断层8条；按破坏煤层分，切割煤层的断层3条，未切割煤层的断层17条。断层特征详见

16、表1-2-1。二、煤层及煤质(一)煤层井田内含煤24层，一般2层。其中全区可采的为Kl煤层，局部达临界可采厚度的为K2煤层，现分述如下：1、K1煤层Kl煤层位于龙潭组一段中部，全区可采。上距龙潭组二段灰岩12.7m21.49m，平均16.28m。下距铝质泥岩0.7m14.84m，平均4.47m；距茅口组灰岩3.24m16.49m，平均6.76m。煤层总厚0.7m3.96m，平均1.93m。纯煤总厚0.7m3.61m，平均1.80m，一般厚度为1.5m2.0m。其中煤厚1.3m3.5m的点占82，属中厚煤层。区内煤层厚度变化有一定规律：在4、6勘探线龙王洞背斜轴附近，各存在一个薄煤层带，煤层厚度

17、小于1.3m；在79勘探线龙王洞背斜西翼附近，存在一个厚煤层带，煤层厚度大于3.5m。三个厚薄煤层带展布方向均近于东西方向，彼此相距1500m左右。煤层结构由简单至复杂。含矸石05层，一般为12层，矸石厚度0m1.37m。矸石岩性一般为泥岩、炭质泥岩，其次为砂质泥岩。煤层不含矸石区域主要分布在415勘探线背斜东翼附近，呈一长条带展布。K1煤层顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩，其次为粉砂岩、细砂岩，厚度不稳定，主要分布在48勘探线间。底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩，少数为炭质泥岩、粘土岩。2、K2煤层K2煤层位于龙潭组一段中上部，下距K1煤层0.37m9.69m，平均5.30m。煤厚0m0.63m，平

18、均0.33m。其中煤厚0.30m0. 40m占41，煤层厚度变化大，属不稳定型煤层。煤层厚度变化趋势是由南向北逐渐变薄。在西翼7勘探线，东翼8勘探线附近煤层尖灭。K2煤层仅部分达临界可采厚度，一般不可采，临界可采范围大致位于龙王洞背斜西翼113勘探线和东翼17勘探线间。在临界可采范围内，煤层厚0.34m0.63m，平均0.5m。K2煤层结构简单，一般不含矸石。煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩；底板岩性为泥岩、砂质泥岩，其次为粉砂岩。可采煤层特征见表1-1-2。 表1-2-2 可采煤层特征表煤层编号厚度(m)煤层结构顶 底 板 煤层 稳定性煤层(区间值)间距(平均值)平均值(m)顶板底板稳定性K10

19、.73.96含矸石05层粉砂岩细砂岩泥 岩粘土岩砂质泥岩稳定稳定1.930.379.69K20.340.63简单无夹矸砂质泥岩泥岩粘土岩稳定不稳定0.5 井田内主采煤层(K1)在6线以南为焦煤，以北为瘦煤。宏观煤岩类型为半亮型煤。煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤条带。按腐植煤的显微煤岩类型分类，K1煤层为微暗亮煤至微亮煤。K1煤层浮煤挥发分产率(Vdaf)16.43%24.19，平均19.28，有机碳(Cdaf)85.21%89.9，平均88.75，氢(Hdaf)4.29%4.70，平均4.48，镜煤最大反射率(R1°man)在1.541%1.776之间，平均1.636，故K

20、l煤化程度属变质阶段。K1煤层主要煤质指标是：灰份(Ad)15.48%33.03，平均为26.51，属高灰煤；全硫(Std)2.656.89%，属高硫煤；发热量(Qgr.d)17.7829.89MJ/kg，平均为25.9 MJ/kg，属中等发热量煤；磷(Pd)0.005%0.006，平均为0.0056%，属特低磷煤；挥发份(Vdaf)平均19.28；胶质层厚度(Y)13mm19mm。K1煤层属高灰、高硫、特低磷、中等发热量的炼焦煤和动力用煤，经简选试验及煤层大样半工业性试验，采用重浮流程，精煤产率为54.5%55.2%，精煤灰分为9.88%9.9%，含硫为1.84%1.86。若作动力煤，回收可

21、达到84%85，硫分可降到2.32%2.36%。第三节 瓦斯、煤尘及煤的自燃1、瓦斯据本井田勘探(精查)中间地质报告：K1煤层瓦斯含量为5.0914.35m3/t·煤，平均为8.23m3/t·煤，在瓦斯气体中，甲烷含量为82.00%97.46%，平均92.85%。瓦斯含量随煤层埋藏深度增加而增大，预计未来矿井在+310m水平瓦斯涌出量为12.9m3/t。据邻近生产矿井调查：绿水洞煤矿从1981年至今，从未发生过瓦斯突出，广安煤矿在主平硐揭煤前，经煤科院重庆分院测试，将主平硐揭煤处列入有煤与瓦斯突出危险范畴。本矿井煤层厚度、煤岩特征、变质程度均与上述两矿井相近，(精查)中间地

22、质报告将矿井列入高瓦斯突出矿井，是否有突出未明确定论。根据国家煤安监监察200654号文件要求：“井田地质勘查报告认为井田内存在突出危险性煤层的，按煤与瓦斯突出矿井设计”，故本次设计按煤与瓦斯突出设计。根据同矿区的绿水洞煤矿和李子垭煤矿的生产瓦斯涌出情况，井田地质报告中提出的K1煤层瓦斯含量的平均值8.23m3/t，作为+450m水平K1煤层瓦斯含量和全矿井整体瓦斯平均计算含量较切合实际。因此，本次设计中计算全矿井瓦斯含量时和+450m水平生产计算瓦斯涌出量时都按其取值。2、煤尘对K1煤层作了煤尘试验，其煤尘火焰长度0350mm，平均83.3mm；岩粉用量55%90%，平均66.7%，煤尘有爆

23、炸危险。3、煤的自燃发火倾向经测试，K1煤层原样着火温度(T1)为382398，平均389；氧化样(T2)为380389，平均385；还原样(T3)为330384，平均365。试验结果表明，K1煤层属很易自燃不易自然发火的煤层。4、地温本井田恒温带深度因受地形、海拔标高等因素的影响，其深度为+20m+180m，平均为+73m。其上为变温带，其下为增温带。恒温带温度14.516.5，平均15.6。本井田地温梯度1.18/100m，地热增温率为84.38m/，属地温正常区，无地温异常现象。只有+40m标高水平以下岩温接近或超过26。未来矿井开采到此标高后，需采取相应的降温措施。第二章 采区储量、生

24、产能力与服务年限 第一节 采区的工业储量、设计可采储量 （1）采区的工业储量 A: Zg=H×L×(k1×k2)× （公式1-1） 式中：Zg-采区工业储量,万t; H-采区倾斜长度，1000m； L-采区走向长度，2100m; -煤的容重 ，1.30t/ k1-煤层煤的厚度4.2m; k2-煤层煤的厚度4m; Zg=1000×2100×（4.2+4.0）×1.30=2238.6万t/a; Zg=1000×2100×4.2×1.30=1146.6万t/a; Zg=1000×2100&#

25、215;4.0×1.30=1092万t/a; （2）设计可采储量 矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和已有的地面构筑物等永久性煤柱损失后的储量。 井田左右各有15m边界煤柱，上部留30m的防水煤柱，下部留30m的护巷煤柱作为永久煤柱损失。 B: Zk=(Zg-p)×C(公式1-2) 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，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低 与0.85。 本设计条件下去0.8。 Pk=30*2*2100*4.2*1.3+15*2*(1000-30*2)

26、*4.2*1.3=84.19万t; Pk=30*2*2100*4.0*1.3+15*2*(1000-30*2)*4.0*1.3=80.18万t; P-上下两端永久煤柱两端，左右两端永久煤柱损失量，万t; Zk=(Zg-p)×C=(1146.6-84.19)×0.75=796.81万t/a Zk=(Zg-p)×C=(1092-80.18)×0.75=758.87万t/a 总储量 Zk=Zk+Zk=796.81+758.87=1555.68万t/a第二节 设计生产能力 生产能力选定为150万t/a;第三节 采区服务年限 C: P=Z/A×K(公式1

27、-3) 式中：P-采区服务年限，a; Z-设计可采储量，万t; A-采区生产能力，150万t; K-储量备用系数，一般去1.4； P=1555.68/(150×1.4)=7.4a 第三章 采区方案设计 第一节 采煤方法的选择 1.选第二个煤层进行采煤工艺设计，布置采煤工作面，由于煤层厚4.0m，煤质中硬， 因此采用综合机械化采煤法，一次采全高。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架-采煤机向下装煤-推移刮板输送机-斜切进刀-推移刮板输送机。 2.采区工作面机械设备布置如图： 工作面循环作业图表如下：早班、三班正常生产，二班检修机器。4.确定进刀方式为了合理利用工作时间，提高工作效

28、率，并采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式采用及时支护。进刀深度0.6m。采煤机进刀示意图如图所示，进刀过程如下：a、当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图a所示)；b、调换滚位置，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(如图b所示)；c、再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处(如图c所示)；d、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(如图d所示)第2节 采区设计方案的选择 1.采区上下山数目和位置采区设置两条上山，运输上山较高，轨道上山较低，运输采用胶带输送机

29、，每条上山走向距离25m，运输上山比轨道上山高10m左右。 2.区段平巷和与联络巷的形式、位置和布置方式 开拓巷道布置一条岩石上山和一条煤层上山，轨道上山主要用于进风、运料、运矸和行人，运输上山主要用于运煤。他们通过采区车场和采区进风平巷及回风平巷进行连接，在和工作面相连。区段平巷采用双巷布置，采区上山与区段集中平巷用溜煤眼相联系。 3.确定采区巷道布置系统， 采区内有两层煤，采用联合布置，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较。 方案一：双岩石上山 将两条上山都布置在4-1煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板15m处，轨道上山布置在运输上山上方5m，即距离煤层10m处。如图1-1：

30、图1-1 方案一示意图 方案二：双煤层上山 将两条上山都布置在煤层中。如图1-2：图1-2 方案二示意图 方案三：一岩一煤上山 将两条上山分别布置在煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离底板5m处，轨道上山布置在煤层中。如图1-3：图1-3 方案三示意图方案一：双岩石上山维护费用少且无需留煤柱岩石工程量达，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，有利于通风，运输能力大。方案二：双煤层大巷的巷道维护困难，掘进费用低，维护费用高，需要留保护煤柱，煤柱回收困难资源量损失大，运输能力降低。方案三: 节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。而且又由于煤层较硬

31、，相对来说，轨道上山维护容易一些，费用相对会少。这种布置方式适用于产量不大，服务年限不太长的采区。 3.1在技术方面比较项目方案 第一方案 双岩石上山第二方案双煤层上山第三方案一岩一煤上山掘进工程量工程量大，因两下山均在岩层中，要多掘进石门和溜煤眼工程量小工程量较大工程难度困难。一是岩巷施工，二是巷道连接复杂较容易 困难管理环节多。一是溜煤眼多，二是漏风地点多少较多 巷道维护维护工程量少，维护费用低。维护工程量大，维护费用高第一条煤层下山维护工程量较大支架回收无法回收不可回收煤层上山支架可以回收利用 工程期岩石上山掘进速度慢掘进速度快岩石上山掘进速度慢，煤层上山快 安全性对预防火灾安全生产有力

32、发生火灾不利于防治岩巷安全，煤巷不利 两方案在经济上比较：3.2.掘进费用表项目方案方案二双煤层上山方案三一岩一煤上山单价工程量费用/万元工程量费用/万元岩石上山（m）1578001040×1.2=1248196.9344煤层上山（m）12841040×1.2×2=2496320.48641040×1.2=1248160.2432煤仓（元/）144001.2×3.14×4²×5/0.924×5=1631.16923.5甩入石门（元/m）11520000合计320.4864380.6776 3.3维护费用表

33、 项目方案方案二双煤层上山方案三一岩一煤上山单价工程量费用/万元工程量费用/万元岩石上山（m）40001248×16=1996879.9煤层上山（m）902496×16=39936359.42401248×16=19968179.7煤仓（元/）8000156×16=249620.0甩入石门（元/m）800000合计359.4279.6项目方案方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓（元/）951.00031.202.97甩入石门（元/m）951.00000合计02.97 3.4辅助费用表： 3.5费用总汇表：方案费用掘进费用维护费用辅助费

34、用总计方案二320.4864359.40679.9104方案三380.6776279.62.97663.1996综上比较：一煤一岩上山优于双煤层上山和双岩层上山，所以选一煤一岩上山占优势。第四章 采区设计说明第一节 采区巷道布置, 如图第二节 开采顺序1. 掘进顺序为保证采区及采煤工作面的正常接替，矿井正常生产期间共配备三个掘进工作面，其中两个为半煤岩巷掘进工作面，工作面运输机巷和回风巷掘进面，剩余一个为岩巷掘进面，下一水平开拓掘进工作面。采用锚、网、带锚索联合支护，避免了巷道的二次支护，大大减少了巷道的维修，为实现快速掘进创造了条件。月掘进速度为350m,采煤工作面与掘进工作面的数量之比为1

35、:3（即一个采煤工作面布置桑柔掘进工作面）通风系统： 新鲜风流，从采区运输石门进入，经下部车场、轨道上山、中部车场分成两翼经平巷、联络眼、运输巷到达工作面。从工作面出来的污风，经回风巷，直接进入采区回风石门，左翼侧需经车场绕道进入采区回风石门。2. 开采顺序 2.1 在井田范围内，采区的开采顺序采用前进式，从中央开始，向井田两翼的推进方式，如采用上、下山开采时，上山阶段可采用前进式，下山阶段可采用后退式。 区段的开采顺序，采用下行式开采，即先采上区段，在开采下区段。 本采区设计二个煤层，其工作面接替顺序为左右两翼跳采方式。 对于k1煤层：1101 停 采 线 60m11021103110411

36、05110611071108m1煤层工作面的接替顺序：110111021103110411051106110711081109 11102.2 工作面数目的确定： 取工作面长度为220m，采用三班制。 N=H-S/L+L×2 式中：N-工作面的数目，个; H-采区倾向长度，m; S-边界煤柱宽度，m; L-工作面长度，m; L-区段回采巷道宽度，m; N=1000-30×2/220+4.5×2=4.1 取整N=4 所以工作面的数目为4个。 取上下分层、上下煤层、上下区段同采时采煤工作面的超前距离为18m。第五章采煤方法及回采工艺选择 1、采煤方法的确定单一走向长壁

37、采煤法主要用于缓斜、薄及中厚煤层或缓斜3.55.0m厚煤层,其采煤系统比较简单。所给m煤层厚4.2m，m煤层厚4.0m,缓斜中厚煤层，地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。因此采煤工艺选较先进的综合机械化采煤法，一次采全高。 2.回采工艺选择2.1回采工艺的确定 回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术手段进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。回采工艺选择的原则：（1） 尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。（2） 劳动安全条件好。（3） 煤炭损失少，回采率高（4） 材料消耗少，成本低。2.2工艺顺序 割煤移架推溜 割煤： 采用

38、割三角煤工作面端部斜切进刀方式采用及时支护，螺旋滚筒自动装煤。 移架支护顶板： 采煤机割过煤后，清净架前浮煤，随之把护帮板、伸缩梁收回移架支护顶板，移架 滞后采煤机后滚筒3m打到5m，最大不超过9m，采煤过后必须及时推出护帮板 和伸缩梁来控制帮顶，移架步距为0.25m。（1）工作面采用自移式液压支架支护及时支护。（2）移架方式 由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进6刀，所以选择顺序移架方式。 顺序式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。（3）工作面的支架需求量: 由N=L/E  式中：N工作面支架数目，取整数； &#

39、160;L工作面长度，m； E架中心距；E值取1.5m n=220/1.5=146(架)推溜：在支架移完后，顺序推移，滞后移架10-15m左右，运输机弯曲段保持在15m左右，不得将输送机推成急弯，采煤机斜切进刀后退出后，将机头（机尾）推上去。2.3采空区处理： 采用全部跨落法处理。第6章 采区生产系统第1节 采区提升运输系统设计 采区运煤系统：综采工作面刮板输送机区段运输平巷运输上山运输大巷主井井底煤仓主井地面 采区运矸系统：综采工作面区段轨道平巷轨道上山运输大巷井底车场副井 采区运料人员系统：副井井底车场运输大巷轨道上山区段运输平巷综采工作面第2节 采区排水系统设计 工作面污水轨道上山大巷中

40、央水泵房地面第3节 采区通风系统设计 工作面的钻孔瓦斯资料，预计该工作面生产时的相对瓦斯涌出量为14.35/t。  工作面回采时预计瓦斯绝对涌出量为: q=14.35×1000/（24×60）=9.97(/min) 根据工作面瓦斯抽放经验，采用顶板岩石钻孔抽放瓦斯，最低抽放量为3.64/min， 故风排瓦斯量9.97-3.64=6.33/min。   (1) 按瓦斯涌出量计算： q风排=6.33/min  K通取1.6；  Q采=100q风排×K通 = 100*6.33*1.6=101

41、2.8(/min）(2) 按工作面空气温度计算:   V采取1.0m/s;   S采取4;   Q采=60×1.0×4=240(/min) (3)按人数计算   N采：单班取40人，交接班时最多人数80人 Q采=4×N×K4×80×1.35=432(/min) (4) 按炸药量计算风量：Q药=25A25×13.5337.5(/min)  A采煤工作面一次放炮的最大炸药消耗量为13.5kg 为保证工作面风量充

42、足，根据以上计算，决定对工作面配风1012.8/min 硐室风量配备:   井下炸药库：1×150=150/min    1号变电所： 1×150=150/min    2号变电所： 1×150=150/min 水泵房:  1×120=120/min 故硐室所需供风量为：150+150+150+120=570/min 总有效风量为: Qtmin1012.8+5701600/min=26.6/s 采区通风系统：新鲜风流副井井底车场运输大巷轨道上山和运输上山区

43、段运输平巷工作面区段轨道平巷回风上山风井第4节 安全监测系统设计 目前，国内常见的煤矿安全生产监测系统有以下几种：一是KJ4监测系统；二是KJ95煤矿综合监控系统；三是TF200频分复用型矿井监测系统；四是HI-MASS安全生产监控系统。 第五节 压风系统设计（一）安装标准和要求 1、压风自救系统由地面压缩机、井下压风管路、阀门、汽水分离器以及固定式自救装置（闸阀、面罩）等部件组成。压风自救系统安装在巷道内的压风管路上，安装地点应宽敞，支护良好且没有杂物的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，压风出口压力在0.10.3mpa之间，每人供气量不小于0.3 m3/min，管

44、路安装高度应距底板1.3m高，便于现场人员自救使用，压风自救系统下面不得有水沟无盖板或盖板损坏不齐全等现象。 2、压风管路上安装集水放水器，在压气管路进入与自救系统连接处加装阀门，装油水分离器，以免自救系统内有水。 3、井下压风管路敷设牢固平直，采取保护措施，防止灾变破坏，并采取保护措施。 4、所有矿井采取避灾路线上均应敷设压风管路，并设供气阀门，间隔不大于200米，采区和上山巷道最高处敷设压风管路，并设置供气阀。 5、压风管路每隔6米吊挂或垫高固定一下，若巷道采用金属托架固定，煤巷可采用钢丝绳吊挂，压风自救系统每支管不少于一处固定，压风自救系统阀门扳手

45、要在同一方向，且平行于巷道方向。 6、在主送气管路中要装设风包，压风自救系统阀门安装齐全，操作简单，快捷可靠，以保证系统正常使用。进入采掘工作面巷道的进风侧要装设总阀门。 7、空压机安装在地面，距井口相对较近，空压机的供气量应能满足井下人员使用，并能在10min内投入工作。（二）设备的安装与使用 1、设备安装 （1）井下压风管理安装地点有：  a) 井下-400大巷  b) 采区主要大巷 c) 采煤工作面附近  d) 掘进工作面附近 （三）设备的选择  主

46、要压风管路、井下大巷管路为6寸无缝钢管，采区分管路为4寸、3寸无缝钢管，采掘工作面支管路分别为3寸、2寸无缝钢管。 第6节 供水、灌浆系统设计 （一）采区供水系统：由地面蓄水池专用管道采区用水地点（主要用于防尘喷雾） （二）我国的防灭火灌浆系统分为集中灌浆和分散灌浆两大类，适用范围如下：名称优缺点试用条件 集中 灌浆优点:工作集中，便于管理； 人员少，效率高，占地少；缺点：初期投资大，工期长， 采运土工作复杂 ； 煤层埋藏较深；矿井灌浆量较大、采区生产集中、取土距离较远； 分 散 灌 浆 钻孔 灌浆优点：设备简单，投资少，建设速度快；制浆工艺简单操作容易；缺点：灌浆站分散，管理分散，人员多占地

47、多；煤层埋藏较深，灌浆分散，土源丰富可就地开采，运输距离近； 井下 移动 灌浆优点：机动灵活，灌浆距离短管材消耗少，发生堵管机会少；缺点：生产能力低，管理分散，效率低；灌浆量不大，输浆困难或无法用钻孔灌注时采用。 本矿生产较集中，煤层埋藏较深，故采用集中灌浆系统。第7节 瓦斯防治设计 严格控制生产中可能引火的热源，杜绝明火。在回采工作面、掘进工作面设置瓦斯传感器，监控风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面监控室。当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外，配备完善的个体检测设备。 当接近采空区时，要加强瓦斯检查与监测工作，留设保护煤柱，避免与采空区贯通。当与采空区贯通时，应迅速撤出人员，采区适

48、当通风方式排出采空区瓦斯，避免有毒有害气体的危害。严格执行煤矿安全规程的有关规定。第8节 通讯系统 1.地面部分 地面调度机房的主要设备组成：矿用本安型调度电话主机-调度台-数字电话录音系统-后备备用电源-机房防雷配线箱-入井处通信线路熔断器和防雷电装置 2.井下部分 矿用阻燃通信电缆-矿用本安通信接线盒-矿用本安电话机-矿用本安通信终端等 井下的开拓巷道应安装电话终端。 井下绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、水泵房、输送机集中控制硐室等主要机电设备硐室和采区，应安装电话终端。 井下避难硐室、主要水泵房、中央变电所和采掘工作面、人员撤离集中场所及经常联络的场所，应安装直通矿调度室的电话终端。第9节 避灾线路1.掘进工作面火、瓦斯避灾线路： 掘进工作面掘进巷道运输大巷避灾硐室主、副井地面2. 主要进风巷火灾避灾线路：进风巷运输大巷副井、主井地面3. 水灾或顶板事故避灾线路： 回采工作面区段运输平巷运输大