采矿工程毕业设计－鹤壁六矿一采区设计

1、目录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917392 第一章 矿井概况 PAGEREF _Toc295917392 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917393 一、矿井地理位置、交通，煤质牌号及用途 PAGEREF _Toc295917393 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917394 二、井田境界，尺寸和开采面积 PAGEREF _Toc295917394 h 3 HYPERLINK H:刘自坤202

2、1毕业设计目 录.doc l _Toc295917395 三、煤田生成期 PAGEREF _Toc295917395 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917396 四、井田主要地质构造的水文地质条件 PAGEREF _Toc295917396 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917398 五、生产矿井充水情况分析 PAGEREF _Toc295917398 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917400 六、瓦斯 PAGEREF

3、_Toc295917400 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917401 七、矿井工作制度 PAGEREF _Toc295917401 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917402 八、井田开拓 PAGEREF _Toc295917402 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917403 九、井筒位置，数目，形式和用途，井筒直径和技术装备 PAGEREF _Toc295917403 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业

4、设计目 录.doc l _Toc295917404 十、井底车场和通过能力 PAGEREF _Toc295917404 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917405 十一、矿井通风，运输，排水，供电，压风，注浆，洒水浆，系统简述，主要设备的技术特征 PAGEREF _Toc295917405 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917406 第二章 采区地质情况 PAGEREF _Toc295917406 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc

5、295917407 一、采区位置 PAGEREF _Toc295917407 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917409 二、地质构造 PAGEREF _Toc295917409 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917410 三、煤层顶底板性质 PAGEREF _Toc295917410 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917411 四、采区煤尘瓦斯情况 PAGEREF _Toc295917411 h 3 HYPERLINK

6、H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917412 五、本采区开采可能影响的范围内地表各种水源情况 PAGEREF _Toc295917412 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917413 第三章 采区储量与生产能力 PAGEREF _Toc295917413 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917414 一、采区储量 PAGEREF _Toc295917414 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917415

7、 二、采区生产能力 PAGEREF _Toc295917415 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917416 三、采区效劳年限 PAGEREF _Toc295917416 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917417 第四章 采区方案设计 PAGEREF _Toc295917417 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917418 一、采煤方法的选择 PAGEREF _Toc295917418 h 3 HYPERLINK H:刘自坤

8、2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917419 二、采区巷道布置 PAGEREF _Toc295917419 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917421 三、采区上、中、下部车场的形式及确定依据 PAGEREF _Toc295917421 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917422 四、采区硐室 PAGEREF _Toc295917422 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917423 五、采区生产能力的验算

9、PAGEREF _Toc295917423 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917424 六、采区巷道断面设计 PAGEREF _Toc295917424 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917425 第五章 采煤工艺 PAGEREF _Toc295917425 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917426 一、落煤，进刀方式，割煤方式 PAGEREF _Toc295917426 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕

10、业设计目 录.doc l _Toc295917428 二、支护，顶板管理及采空区处理 PAGEREF _Toc295917428 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917429 三、综采工艺 PAGEREF _Toc295917429 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917430 四、采区机电设备 PAGEREF _Toc295917430 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917431 第六章 采煤生产系统系指确定的方案 PAGE

11、REF _Toc295917431 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917432 一、采区运输煤、矸石、材料、人员 PAGEREF _Toc295917432 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917433 二、采区通风 PAGEREF _Toc295917433 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917434 三、计算采区负压及等积孔 PAGEREF _Toc295917434 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设

12、计目 录.doc l _Toc295917435 四、采区供电 PAGEREF _Toc295917435 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917436 第七章 采区施工设计 PAGEREF _Toc295917436 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917437 一、采区上部车场 PAGEREF _Toc295917437 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917438 二、采区中部车场 PAGEREF _Toc29591743

13、8 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917439 三、采区下部车场 PAGEREF _Toc295917439 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917440 第八章 平安技术措施 PAGEREF _Toc295917440 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917441 一、瓦斯灾害的防治 PAGEREF _Toc295917441 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc29591744

14、2 二、监测地点确实定 PAGEREF _Toc295917442 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917443 三、井下防火灭火系统 PAGEREF _Toc295917443 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917444 四、井下防止煤尘爆炸的措施 PAGEREF _Toc295917444 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917445 五、避灾路线 PAGEREF _Toc295917445 h 3 HYPERLINK H

15、:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917447 六、矿工自救互救措施 PAGEREF _Toc295917447 h 3 HYPERLINK H:刘自坤2021毕业设计目 录.doc l _Toc295917448 第九章 采区技术经济指标 PAGEREF _Toc295917448 h 3前 言鹤壁六矿的根本概况鹤壁六矿隶属鹤壁煤电股份，始建于1958年，1964年3月正式投产，原方案设计生产能力60万吨/年，1988年根据煤炭局88煤生字地372号文精神，进行改扩建工程，1995年竣工，扩建后矿井生产能力120万吨/年，现核定生产能力为135万吨/年，设计效劳年限为

16、86年，剩余效劳年限45年，主要生产矿种：煤炭，其煤质标号具有低灰，低硫，高发热量等优点，是冶金，发电等行业上好的工业燃料。如需图纸等，QQ第一章 矿井概况矿井地理位置、交通，煤质牌号及用途地理位置：鹤壁六矿南与鹤壁八矿相邻，西北于鹤壁五矿相连，北于鹤壁三矿相邻，东部深部至二1煤层-800底版等高线。东经11410381141334。交通位置：鹤壁六矿位于鹤壁市，山城区东侧公里，东距京广线铁路汤阴站18公里，矿区铁路支线鹤汤铁路到汤阴站与京广线相连，公路东到汤阴，南至鹤笔新区107国道相连，交通十分便利。鹤壁六矿主要生产矿种：煤炭，其煤质牌号具有低灰，低硫，高发热量等优点，主要为贫煤，褐煤，主

17、要用于冶金，发电等行业。井田境界，尺寸和开采面积根据河南省国土资源厅颁发的号采矿许可证，六矿范围由56个拐点坐标圈定，矿区走向长，面积k，开采深度由145m至-800m，开采二1煤层。煤田生成期本矿区煤田生成于石炭二叠纪，井田主要地层为盒子组和上统上盒子组，其中山西组和太原组-煤组为本区主要含煤地层，含煤地层总厚度，含煤层22层-总厚度，含煤系数，可采煤层8.13m,可采煤系数。可采煤层；本区可采煤层主要为山西组二1煤层，其次为太原组一1煤层。 井田主要地质构造的水文地质条件地表水：区内地势西高东低，为丘陵地貌，地表被第四系黄土和第三系黏土及砾石层覆盖。流经井田的河流有陈家湾河和寺湾河，发源于

18、距井田3-4KM的西部山区，流向由西向东，注入卫河的支流汤河，两河流均属季节性河流，旱季河床枯槁，雨季陈家湾河流量为702.4m3/s,洪水位标高。寺湾河最大洪流量为，洪水位标高。井田内河床基地为50-80m第三季黏土，阻水性能极佳，使的地表水与基岩地下水不发生水利联系，对河床开发无影响。 含水层：根据以往勘探资料岩性，结构，富水性，赋存性等特征及开采二1 煤层以来的生产实践，将矿井范围内划分为五个，分述如下；中奥陶统灰岩含水层： 位于二1煤层下，矿区西部山区广泛出露，补给条件好。该层厚度大，补给水充足，水头高，是二煤层底板威胁最大的间接充水水源。太原组下段L1灰岩含水层：位于二煤层下，厚度一

19、般为，是二煤层地板间接充水含水层。该层厚度小，补给条件一般，岩熔裂隙发育中等，富水性中等，含岩熔裂隙承压水。太原组上段L8灰岩含水层：位于二煤层下，一般间距20-35M，属于二煤层直接含水层。由于厚度小，补给条件差，以静储量为主。本区揭露该层的钻孔，无一孔发生漏水，裂隙不发育，富水性较差，含岩熔裂隙承压水。二1煤层上60M砂岩含水层：该层由二煤层上60米范围内的中粗粒砂岩组成，其中以S8为主。厚度米，一般厚度米。是二煤层直接充水含水层。起补给条件差富水性很弱，一般与其他含水层无水力联系，采掘揭露时均为滴水或淋水，并且自行枯槁，因此对开采无影响。第三，四系含水层：包括第三系砾岩中裂隙水和第四系砾

20、卵石岩中的空隙水，以接受大气降水补给为主，水量丰富，动态随季节变化。 隔水层：第三，四系低部黏土岩隔水层，分布广，厚度均匀，可以有效阻隔第三系砾岩中和第四系沙砾岩卵石层中的孔隙潜水向下渗透。生产矿井充水情况分析 涌水量与大气降水的关系： 从30多年矿井涌水量观测资料看，矿井涌水量值具有年变幅不大，极值出现随机性强的特点，矿井涌水量最大值出现次数根本也是随机分布，即涌水量峰，谷值不随大气降水峰，枯水期出现或滞厚出现。从涌水构成上看，地表水，浅水层占比例5，不是影响涌水量的主要因素，可以认为，矿区地下水以静水储量为主，大气降水对本矿区的主要影响不大。 矿井突水频数分析： 矿井突水点统计表水层顶板水

21、底板水与断层有关断层带水奥陶纪水老窑水砂岩/石灰岩次数1176153百分比例2由表可见突水情况底板灰岩水最多，其次是顶板水，但水量不大，对矿井影响不大。突水事故和次数少为奥陶纪水和断层水，但突水量大，对矿井破坏性最大。由此看来，顶地板突水次数最多，但目前不是危害性最大的因素，对矿井构成威胁的是奥陶纪水，和在断层或破坏带影响下沟通强含水层对矿井的威胁。从突水点与构造的关系来看，突水点与构造有关的占60，断层水占1；反映了矿山的防范意识，和断层控制程度较高。断层影响带如裂隙带，次级裂隙带一般不太引人注意，易发生突水，对矿山造成危害，在以后开采时因特别注意。瓦斯采区瓦斯绝对涌出量18m3/min掘及

22、13 m3/min采，正常涌水60m3/h，煤层自然发火期12个月，煤尘具有爆炸性，煤质为贫煤。瓦斯赋存和涌出规律：煤层瓦斯上赋存与煤层之中的自生自储式非常规天然气。它的生成，运移，逸散或富集，其在生产中的释放形式都将受到所处地质条件的控制。通过对地勘钻孔瓦斯煤样及矿井瓦斯涌出治疗的综合分析，本矿井赋存规律大体可归纳如下：矿井瓦斯涌出量和煤层瓦斯含量随煤层埋深增加而增高分层开采时不同分层瓦斯涌出量变化较大。地质构造对瓦斯赋存影响最为明显。由于本矿煤化程度较高，煤层厚且相对稳定，煤层顶底岩性主要为砂质泥岩和泥岩，透气性差，为煤储层提供了良好的封闭条件。经测定，二1煤层瓦斯放散指数为1622，煤的

23、巩固系数较地为，煤与瓦斯突出危险性指标K值5636，大于临界值15。煤与瓦斯突出煤层。综上所述，该矿取煤层具有储起条件好，瓦斯含量高逸散条件差，构造发育，煤的巩固系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在向斜轴部及其附近，断层尖灭处等地带采煤时，应加强瓦斯涌出检测，通风和防突工作，以防患与未然。矿井工作制度鹤壁六矿采用四六制，三采一准制。井田开拓，井田开拓方式，井田划分，开采水平，数目和位置；水平运输大巷的位置，重要石门式采区石门长度，间距和数量，主要上，下山的位置，长度和数量井田开拓是竖井开拓，井田根据多水平划分开拓，开采水平共四个：一水平是-150水平，二水平-183水平，三水平-217水平

24、，四水平-250水平。现开采煤层：二1煤层，开采方式：地下开采，开拓方式：竖井开拓；采煤方法：1967年进行水采改扩建，1968年5月开始水采生产，1980年初水采下马，仅三，四分层及边角地带采用水采作配采。水采改旱采后，有三个高档普采队，一个炮采队。现改为一个高档普采队，三个炮采队，一次性采全高。我矿生产共四个水平：一水平是-150水平，二水平-183水平，三水平-217水平，四水平-250水平。一水平已回采完报废水平，二水平正在生产生产水平，三水平延伸水平，四水平深部水平。截止2006年11月底我矿共动用储量万吨，累计损失量万吨，保有储量万吨，可采储量万吨。2006年度我矿共动用储量万吨，

25、采出量万吨，损失量万吨，其中：落煤损失万吨，采区块段摊消万吨，矿井永久煤住摊消万吨，采区回采，矿井回采率。主要开采工作面有：2109工作面，3101工作面，2803工作面，2808工作面，2814工作面，2003工作面。 2007年度方案回采量万吨，掘进产量按万吨，实际年产量万吨，回采率按80计算，动用储量在150万吨，主要开采工作面：2808工作面方案产量万吨，2143工作面方案产量万吨，2605工作面方案产量万吨，2803工作面方案产量万吨，2122工作面方案产量万吨，2003工作面方案产量万吨，2112工作面方案产量万吨，2116工作面方案产量万吨，2121工作面方案产量万吨。井筒位置，

26、数目，形式和用途，井筒直径和技术装备井筒位置大约在井田中央。井筒有两个，分别为主井和副井。主井主要是为了提升采出的煤炭，而副井那么主要是为了提升人员，材料，矸石，及进新鲜风流等用途。两井筒的提升设备都是用提升绞车来提升。井底车场和通过能力井底车场的形式是卧式井底车场。矿井通风，运输，排水，供电，压风，注浆，洒水浆，系统简述，主要设备的技术特征本矿区二1煤层具有储藏条件好，但要注意通风量又要注意对瓦斯含量的观测；构造发育，所以在采煤时要注意对地质构造的探测；煤的巩固系数低，突出危险性指数告，所以要注意煤与瓦斯突出的危害。因为本矿区的煤有这些特点，特别是在走向倾斜轴及附近，断层尖灭处等地带，采煤时

27、应加强对瓦斯涌出的检测，通风和防突工作，以防于未然。第二章 采区地质情况 采区位置本采区位于鹤壁六矿一水平，开采二1煤层。 采区北连陈家湾，西连三矿，东接高家庄，南和鹤壁老区相连，西北部连接一片耕田，采区走向长2000m，倾斜长1000m，煤层的上标高-120m，下标高为-320m，对相邻采区无任何影响，地面无任何建筑物，无须对其留设保护煤柱，井底车场位于采区之东侧，阶段回风大巷位于采区上部边界，距二1煤层20m的岩层中，运输大巷位于采区下部边界距二1煤层25m岩巷中。 地质构造 本采区无明显的构造，有小断层，但不影响生产，可以不予考虑，无褶曲，陷落柱，火成岩侵入。 煤层顶底板性质采区内可采煤

28、层层数为一层，平均厚度为，倾角为12，容重为，走向为东西，因为本采区无什么特别的地质构造，所以煤层倾角及走向不会有任何变化，根本保持不变。煤层内务任何夹矸及火成岩侵入的情况，煤层内无尖灭，分叉及合并情况，煤层稳定。煤层底板为岩质砂岩，属于比拟坚硬底板，伪厚米，为泥岩，直接顶厚4米为碳酸岩，根本顶为中粒岩石。本采区的顶底板为坚硬岩石，属于比拟好管理的顶底板，因此不需要特别的措施处理顶底板。采区煤尘瓦斯情况 采区瓦斯绝对涌出量18m3/min掘及13 m3/min采，正常涌水量60m3/h煤层自然发火期大于12个月，属于不容易自然煤层，煤尘爆炸性指数为18。 本采区开采可能影响的范围内地表各种水源

29、情况对回的采影响，钻孔的封孔质量，周围采空区及小煤窑的积水情况及对本地区的开采影响。影响开采的含水层数，厚度，水量，充水条件及充水性质，断层防水煤柱河流：本采区内无河流通过，也无任何湖泊等，因此河流对本采区无影响。铁路及建筑物；设计采区范围内无铁路通过，也没有村庄及厂房，李古道村距采区下边界30m。钻孔封闭良好，因此也无影响。周围无采空区及小煤窑，因此不存在采空区及小煤矿的影响。本采区顶板为致密的石灰岩，所以不导水，一般不发生淋水等问题。本采区无任何断层，褶曲等地质构造，因此地质构造不会对采区产生任何影响，因此不需要留设防水煤柱。第三章 采区储量与生产能力采区储量计算采区的地质及可采储量，确定

30、设计的损失量，附储量计算表和储量计算图采区的地质储量：ZG=LSmr=200010001.4=1176万吨 ZG-为地质储量 L-为采区走向长 m S-为倾斜长 m M-为煤层厚度 m R-为煤的容重开采储量：ZK=lsmrc=20001000万吨 ZK-为开采储量 L-为采区走向长 m S-为倾斜长 m M-为煤层厚度 m R-为煤的容重 C-为回采率倾角面积煤厚容重地质储量可采储量回采率122k1176万吨万吨90 煤 层地质储量万t损失量可采储量万t回采率煤柱万t厚度损失万吨落煤损失万吨名称数量名称数量二1煤层1176上山煤柱90边界煤柱1176护巷煤柱上山煤柱=Lnmrs=100032

31、0万吨 L-为上山煤柱长 m n-为个数 s-为煤柱宽 m m-为煤厚 m r-为煤的容重边界煤柱损失量=lsmr=59805万吨 L-为边界保护煤柱长 m S-为边界保护煤柱宽 m M-为煤厚m R-为容重 设计损失量共计万吨落煤损失=ZG-ZK-万吨采区生产能力工作面产量:A0=LV0mrC0=20012380.9=130万吨 L-为采煤工作面长度 m V0-为工作面推进度 m/a M-为煤层厚度或采高 m R-为煤的容重 t/m3 C0-为采煤工作面的采出率 采区生产能力：AB=K1K2A0i130=135万吨 AB-为采区生产能力 万吨 A0i-第i个工作面产量 万t/a采区效劳年限采

32、区效劳年限：T=ZK/AB1.3=6 a T-为计算效劳年限 年 ZK-为可采储量 AB-为采区生产能力 万吨/a K-采区储量备用系数 取采区技术指标表序号指标单位数量1生产能力万吨1352煤种贫煤3煤层倾角124煤层厚度m5地质储量万吨11786可采储量万吨7可采期a68涌水量m/min19绝对瓦斯涌出量t/m较小10采区工作面个数个111移交工作面个数个1第四章 采区方案设计采煤方法的选择采区投产后,布置一个综合机械化采煤工作面。根据上述方法,本设计在鹤壁六矿采区第一开采水平,可采煤层稳定,地质结构简单。 涌水量预测最大涌水量:1m/min 瓦斯涌出量的预测采区工作面瓦斯绝对涌出量可以判

33、断为低瓦斯。只要加强观测，采取相应措施即可！ 员工队伍鹤壁六矿为一个开采近百年的老矿，员工工作作风良好，尽职尽责，最重要的是现场素质非常好，管理人员敬业，经验丰富。本采区处于鹤壁六矿西翼平坦区，不受地质构造的影响，地层走向不变，薄厚变化不大，倾角变化都在12左右，总体而言，此处煤层是比拟理想的。并且，此煤层内无任何夹矸，采煤比拟简单。根据煤层赋存条件，本采煤工作面采用综合机械化采煤工作面。因为本煤层的厚度厚度仅为属于厚煤层可以一次采全高，所以采用一次性采全高综合机械化采煤法。综合机械化采煤法具有技术简单，管理简单、容易，应用广泛，便于采区系统化，可为采区集中、高产、创造条件，也可以提升鹤壁六矿

34、的机械化程度。采区巷道布置 采区方案设计比拟方案一：在煤层中布置两条上山，即两煤上山。优点：两煤上山有利于巷道间的联系，有利于掘进施工，有利于设备，材料运送和方便行人。巷道掘进较快，生产灵活性大，能很快的产生经济效益。缺点：由于开采影响及矿山压力的作用，巷道维护较困难。方案二：采区上山布置时，一条上山布置在煤层中，一条山上布置在底板岩层中，即一煤一岩。优点：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。 缺点：岩巷掘进困难，费用高速度慢。石门数量多，岩石工程量大，施工慢，消耗高。主要经济技术比拟：由于一煤一岩布置方式方案二石门掘进量有所增加，维护起来比拟简单；采

35、区上山沿煤层布置时，掘进容易、费用低、速度快，联络巷道工程量少，生产系统较简单，可以较快的产生经济效益，又可提前预知每层的地质情况，但美中缺乏的是维护起来较困难。综上所述：依据采区的相应条件及综合考虑拟采用方案一，即两煤上山开采。采区方案技术比拟表方 案 项 目 方案一：双煤上山方案二：一煤一岩上山1.掘进工程量工程量小岩巷掘进工程量较大2.工程难度比拟容易岩巷施工困难，巷道联系复杂3.通风距离比拟短较长4.管理环节较少较多。溜煤眼多，漏风点多5.巷道维护受采动影响较大，维护困难，维护工程量及费用较高煤层上山维护困难6.支架回收局部可以回收煤层上山可以回收7.工程期煤层上山掘进快，工期短岩石上

36、山掘进速度慢，投产较晚采区方案经济比拟方案项目第一方案：双煤上山第二方案：一煤一岩上山：上山长度m掘进单价元m费用元10002200040000001000225005000000：联络巷长度m单价元m总费用元0006025001500003：巷道维护长度m单价元m费用元1000210020000010002+60 300618000根据上表可以得出采用双煤上山。因为此采区只是单一煤层，又不用分层开采，所以不用设计区段集中平巷，因为无区段集中平巷，所以也不用设计联络巷。采煤工作面的推进方向，决定综采工作面推进方向时所考虑的因素：采煤工作面回采方向有后退式、前进式、往复式及旋转式等几种。工作面由

37、采区边界向采区上山方向推进的方法，称为后退式。此种推进方向可以充分掌握相应的地质情况，可以减少平巷的维护期，因为随着工作面的推进可以让采空区垮落，是最常用的一种回采顺序。工作面由采区上山向采区边界推进，称为前进式。此种推进方式可以一边采煤，一边掘进巷道，不需要掘准备巷道，但必须留有平巷，增加了维护难度，更增加了支护难度和防止漏风难度。往复式回采实质上是前进式与后退式的混合方式。主要特点是一个区段采用后退式，另一个区段采用前进式。上区段工作面采煤结束后，可直接搬迁到下区段工作面，缩短了设备的搬迁距离，节省了搬迁时间，但它具有前进式的缺点。旋转式是在上区段采煤工作面结宿前，逐渐将工作面调斜最后到达

38、旋转状态推进到下一个区段工作面，实现了工作面不搬迁而连续推进的回采顺序，但顶板控制及采煤工艺比拟复杂，旋转时的产量和效率低，边角损失较多。采用较常用的后退式采煤方向。区段运输平巷与区段回风平巷的合理位置因为此采区的倾斜长为1000m，比拟长所以将它分为五个区段，每个区段的倾斜长为200m，区段平巷一般设置.的坡度进行掘进的，由于坡度很小，所以一般在施工设计上说明。因为此煤层只有厚，所以把区段运输平巷和区段回风平巷设置在煤层中。 简述岩巷及煤巷的掘进方式和设备，通风运输系统，掘进速度，同时掘进工作面的数量，采煤工作面及采掘工作面的数量比A岩巷的掘进方式可分为钻爆发和掘进机法。煤巷的掘进也可分为钻

39、爆发和掘进机法。在这主要说掘进机法：掘进岩巷所用的机械为RH-25型掘进机。掘进煤巷所用的掘进机为型掘进机。两种掘进机的技术特征表型号RH-25V-C煤岩单轴抗压强度 MPa=70Q最大=204，所以可以使用直径为，高为20m的煤仓。2. 采区变电所采区变电所是向采区供电的枢纽，由于低压输电的电压损失较大，为保证采区正常生产，必须合理的选择采区的变电所位置。应考虑到对范围影响较小的采区，尽可能由一个采区变电所向采区全部采掘工作面的受电设备供电并使之位于负荷中心，对较大的采区可设两个或两个以上的变电所，当开采到下一阶段时，尽可能充分利用原有变电所，尽量减少变电所的迁移次数，应保证最远端的设备正常

40、启动，并要求采区变电所通风良好，而且所选用地点应易于搬迁变压器等电气设备的地方，并且无淋水、地压小、易于硐室的维护。所以采区变电所的具体位置，一般设置在运输上山与轨道上山之间或设在上山巷道与运输大巷交岔点附近。根据本采区的参数走向长为2000m，倾斜长为1000m，所以把采区变电所设在上山500m处的运输上山与轨道上山之间的联络巷，因此需掘一条联络巷并设置成采区变电所。因为变电所人行道宽度要大于，所以设置成宽度为3600，而高度应根据行人高度、设备高度及吊挂灯的高度确定。一般设在之间，所以高度设成2500的半圆拱型的硐室，长度设置成6000，并且必须在硐室两侧都设置紧急出口。考前须知：硐室与通

41、道的连接处，设防火栅栏两用门。防火栅栏两用门的挡墙可用C10混凝土砌筑。设有两个通道的采区变电所，一个用于进风，一个用于回风。采区变电所的支护采用不燃性材料支护，一般情况下采用拱形石料砌碹，效劳年限短的可用装配式混凝土支架，尽量采用锚喷支护、石料支护，所选用的混凝土不小于MU30。采用混凝土拱时，混凝土强度不小于C15，铺底可用C10混凝土。3. 采区绞车房采区绞车房是采区上部车场的主要硐室。绞车硐室设计是否合理直接影响采区辅助提升运输。绞车房的位置采区绞车房应位于围岩巩固稳定的薄及中厚煤层的底板岩石中。应当避开大的地质构造及大的含水层和有煤与瓦斯突出危险的地区，必须避开开采期间的岩层移动影响

42、。所以把采区绞车房设在轨道上山处的煤层底板岩石中。绞车房应设置两个出口钢丝绳通道及回风道。钢丝绳通道用于行人、通风、运输设备和走绳。回风道主要用于回风，有时还要存放电器设备，必要时还可以运输设备及行人，硐室通道必须装设向外开的防火铁门及铁栅铁门，铁门敞开时，不得防碍交通。回风道设调节风门。绞车房的设计尺寸：回风道的断面较小，净宽，绳道内可只设单边人行道，人行道的位置应于轨道上山的人行道一致，以利于行人平安，绳道的净宽度为2500。绞车房的平面布置如下：绞车房的高度尺寸应按起重机设施布置，而安装以上的绞车的绞车房应设起重梁一般用2040工字钢，两端插入壁内300400，所以绞车房的高度应设成27

43、00。绞车房的尺寸为钢丝绳通道的宽为2500，回风通道宽为1500，高为2700的半圆拱硐室。采区绞车房的支护：回风道至绞车房5m内应用不燃性材料，并且钢丝绳通道的位置应使绳道中心线与提升中心重合。常将绳道壁的一侧与绞车硐室壁取齐。绞车房内的支护应采用不燃性材料支护，并用C15混凝土铺底，由于硐室的跨度大、高度较大，一般采用直墙半圆拱砌。采用砌碹时，料石强度等级应大于MU30，砌体允许抗压强度大于，采用混凝土砌拱时，允许强度应大于，应尽可能的采用锚喷支护。顶板淋水较大时，一般采用料石墙混凝土拱顶，并应在拱后铺两层油毛毡、涂沥青和水玻璃，以提高混凝土的抗渗水性，同时壁上应安设导水管，室内设水沟，

44、而此矿涌水量不大不用考虑这些。绞车选用JT1200X1000-24。4. 采区泵房的设计采区上下山可设置简易泵房和水仓。其位置可以选在两井筒之间，采用垂直布置，并尽量与变电所联合布置。所以泵房设在井筒之间。水泵房尺寸：水泵房长度应根据设备数量及有关间隙确定。水泵房长度： L=nb+a(n+1)=53.5+2(5+1)+2=31.5 m n-为水泵台数 个 b-为水泵及电动机的根底长度 m a-为各根底之间的距离 取，最外侧根底墙应适当加大到3m。根据工作水泵的能力必须是20h内排出24h的正常涌水量，所以可以选择水泵： QB60=72 m/h QB-为工作水泵排水能力 m/h qz-为涌水量

45、m/h水泵需确定的扬程:HB=HC/nG=150/0.9=167 HC-为测量地高度 nG-为管路效率 取所以选用100D24型多级水泵稳定性校验：HB。，取6HC=150，H0=634.2=205.2 HB故满足水泵稳定性的要求。水泵台数确实定：工作水泵台数N=72/72=1 检修水泵台数N20.7N 取1 总台数N=1+1=2台水泵房的支护水泵房应采用不燃性材料支护，并用C15混凝土铺底。由于硐室的跨度和高度较大，故一般用直墙半圆拱砌。采用砌碹时，料石强度等级应大于MU30，砌体允许抗压强度大于，采用混凝土砌拱时，允许强度应大于，应尽可能的采用锚喷支护。一般水泵房临近水仓所以水量较大，所以

46、采用料石墙混凝土拱，并应在拱后铺两层油毛毡、涂沥青和水玻璃，以提高混凝土的抗渗水性，同时壁上应安设导水管，顶板压力大时，仅可能在整个硐室拱基线下200300处设置一层木砖，并且木砖和巷道之间设沉降缝。5. 水仓的尺寸、位置、支护因为水仓中的水要用水泵往上抽水，所以水仓要设置在水泵房的一侧，不是行人侧的那一侧。水仓是由两个断面相同、间隔1520m，其中一个水仓清理时，另一个水仓正常使用。把水仓设置成相隔20m的距离。水仓设计要考虑到：水仓的有效容量应容纳4h的正常涌水量 Q有=4PZ=460=240 mQ-有为水仓的有效容量 mPZ-为正常涌水量 m/h水仓向吸水井方向应有12的上坡，以便泥沙沉

47、淀、清理，便于矿车运输。为了便于维护和清理水仓，一般采用单轨巷道的断面，并铺设轨道。水仓净断面一般为7m，所以该水仓选用6m的断面。水仓的总长度：L=Q有/S=480/6=80 m Q有-为水仓的有效容量 m S-为水仓的净断面积 m.水仓与吸水小井联结处的水仓底板标高比泵房底板标上下6m，否那么水泵将因吸水高度限制而无法抽出水仓内的全部积水。水仓在清理时斜井的标高是最底处，其顶板标高必须较水仓入口处水沟的沟底低，否那么，水仓将灌不满水。水仓的支护：水仓的支护采用料石砌墙及铺底，并应在底设置铺两层油毛毡、涂沥青和水玻璃，以提高混凝土的抗渗水性。采区生产能力的验算采区生产能力核算：A通风能力的核

48、算 根据吨位所需风量和风速限制核定能力 Aa200，符合平安要求。所以巷道的净宽为B=a1+b+c1=400+1060+1300+840=3600mm巷道壁高确定道床参数查表的轨型为15/m，根据轨型查表得，道床高度为hc=320,道渣高为hb=180，道渣面轨高ha=140。按各种要求计算壁高h3a按导电弓要求h3= h4+hc-R-n-(k-z) =2000+320-(1800-300) -(360+870) =1462 R-为半圆拱半径 n-为导电弓距顶距离 取300k-为导电弓宽度之半为360z-为轨道中心至巷道壁中心距离b按行人要求h3=h5+hb-R-(R-r) =1800+180

49、-1800-(1800-200) =1155 h5-为自渣面起水管高度 1800r-为行人与壁间平安距离 取200c.按管道布置要求：必须满足机车与导电弓距管道的平安间隙要求h3= h5+h7+hb-R -(k+m+ D/2+b2) =1800+780+180-1800 -(360+300+1/2160+430) =1392 h3= h5+h7+hb-R -(1/2A1+m1+D/2+b2) =1800+780+180-1800 -(10601/2+200+1/2160+430)=1455 根据以上计算，壁高均可满足要求取1600。d.净周长及断面积的计算周长P=2.57B+2h2净断面积S=

50、B(0.39B+h2风速校验净断面：V=q/sv通过巷道的风速q通过巷道的风量s净断面面积那么符合要求8轨道上山的参数巷道净宽为4700计算方法和大巷计算方法一样。巷道壁高为1630检验方法与大巷的检验方法一样。轨道平巷的参数巷道净宽为3840计算方法和大巷计算方法一样。巷道壁高为2400检验方法与大巷的检验方法一样。运输上山的参数巷道净宽为4700计算方法和大巷计算方法一样。巷道壁高为1630检验方法与大巷的检验方法一样。运输平巷的参数巷道净宽为3840计算方法和大巷计算方法一样。本巷道采用梯形拱巷道高为2400各巷道断面设计参数及断面图如下：运输大巷巷道断面图及参数围岩类别断面/ m2设计

51、掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm38003500100采区运输上山巷道断面图及参数：围岩类别断面/ m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm47003980100采区轨道上山巷道断面图及参数：围岩类别断面/ m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm47003980100区段平巷断面图及参数：围岩类别断面/m2水沟断面/ m2喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进9100第五章 采煤工艺落煤，进刀方式，割煤方式本采区设计采用综合机械化采煤法。综合机械化采煤工艺简介：综合机械化采煤与普通机械化采煤工艺的区别，在于

52、工作面支护上实现了机械化。总体来看，这种方式使工作面破煤、装煤、运煤、移输送机、移液压支架等主要作业全部都实现了机械化作业，大幅降低了劳动强度，提高了单产及平安性。根据本采区工作面的煤层厚度及煤的硬度而定，本工作面的采煤机使用，根据条件所定采用型采煤机。型采煤机的主要技术特征：采高，适应倾角25，截深625，最大牵引力400KN，最大牵引速度，总功率300KW。因此本工作面主要落煤方式为采煤机落煤，用刮板输送机运煤。进刀方式：方案采用端部斜切进刀法，并且采用割三角煤方式。割三角煤进刀过程：1.煤机割至工作面端头时，其后的输送机已移近煤壁，采煤机机身处尚留下一段没移近煤壁。 调换滚筒位置，前滚筒

53、降下，后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直使输送机直线段为止。然后输送机移直。 再调换两个滚筒位置，重新返回割至输送机机头处。将三角煤割掉，煤壁割直后，调换滚筒位置，返程正常割煤并移上面的输送机至靠煤壁。割三角煤法示意图：工作面刮板输送机选用SGZ-730/320技术特征单位型号SGZ-730/320出厂长度m150小时运量T700链速m/s电动机型号YSBS-80/160功率kw1602电压V1140链破断力KN850外形尺寸长宽高mm1500764222质量T160生产厂商山西煤机厂割煤方式：割煤机前行割煤，后面移输送机将浮煤清入输送机运走，当采煤机返回时也进行割煤，后面移管板输送机

54、将浮煤清入输送机运走，本种割煤方式称为往返一次割两次。选择本种割煤方式的因素是顶板较完整，用的是端部割三角煤斜切进刀割煤等。支护，顶板管理及采空区处理支护:由于本工作面顶板较完整，必要时需大的支撑力，所以方案用支撑掩护式支架。 这种支架的优点是：支撑力大，切顶性能强，防护性能好，通风断面大，稳定性好，应用范围广。 本种支架的技术特征：支撑高度为，工作阻力/初撑力5600KN，适应角度20。端头支架也使用这种支架，但前移时必须滞后于中部支架一个截深，本种支架只适合于倾角较小的综采面。工作面顶板管理工作面顶板管理表工程单位数量顶板类级底板等级支护方式支撑掩护式液压支架最大控顶距m最小控顶距m移柱方

55、法液压自动移柱顶板处理方法全部跨落法采空区处理本工作面的采空区使用全部跨落法对采空区进行处理。全部跨落法，通常使用于直接顶易于跨落或具有中等稳定的顶板。其方法是：当工作面开切眼推进一定距离后，主动向前移液压支架，使直接顶直接跨落。以后随着工作面的推进，每推进一定距离就预定方案移架放顶，这样不仅可以及时减少工作面的控顶面积，而且由于顶板跨落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面的压力和防止对工作面产生不良影响。其主要配合工作面推进进行回柱放顶工作。采用全部跨落法处理采空区简单、可靠、费用少，所以但凡条件适宜时均应尽可能采用这种方法。我国开采薄及中厚煤层和大局部厚煤层，几乎都采用次种方法。

56、综采工艺综合机械化采煤与普通机械化采煤工艺的区别，在于工作面支护上实现了机械化。总体来看，这种方式使工作面破煤、装煤、运煤、移输送机、移液压支架等主要作业全部都实现了机械化作业，大幅降低了劳动强度，提高了单产及平安性。移架方式我国采用较多的移架方式有三种：单架依次顺序式，又称单架连续式；分组间隔交错式，该方式移架速度快，使用于稳定的高产综采面；成组整体依次顺序移架。本工作面准备方案采用单架依次顺序式，又称单架连续式的移架方式。因为本种移架方式操作简单，容易保证规格质量，能适应各种顶板应用比拟多。本种移架方式如下列图：本种移架方法具体是当采煤机够移支架时，向前依次移支架，依此类推，所以对顶板的控

57、制较好。移溜方式因为本工作面的倾角只有12不能使用溜槽，只能使用刮板输送机运煤，因此本次问题主要是移刮板输送机的问题。而移刮板输送机的主要方式有液压移输送机有人力移输送机，而为了提高工作面的采煤效率，所以用液压移输送机。乳化液的供给方式 用乳化液泵站供给。 乳化液泵站是向综采工作面的液压支架或高档普采工作面的外注或单体液压支柱输送高压乳液的动力源。乳化液泵站一般设在运输巷内远距离向工作面供液。乳化液泵站方案用MRB125/315型乳化液泵站共计四台。此乳化液泵站的主要技术特征：额定工作压力32MPa，额定流量125L/min，柱塞直径40，柱塞行程66，往复次数547次/min，电动机功率90

58、KW，电压660/1140V，外形尺寸长宽高2100800862，配套液箱X10RX，工作介质乳化液、液压油、清水以及无腐蚀性的低黏度液体。机电设备的检修方式机电设备的检修本工作面所使用的作业方式为“三采一准作业制度，也就是三个班进行采煤工作一个班进行设备的检修及准备工作，在工作时间内主要进行支护、运输、机电等设备的日常维护、检修作业、巷道维护、工作面平安措施的施工等准备工作的班组。采用次种检修方式可以更好的发挥设备效益，又保证设备的检修时间，并有效的改善了井下工人工作条件，对保障工人身心健康与矿井的平安生产非常有利，也可以更好的使采煤工作面在一昼夜内生产班与准备班的相互配合更完善。移转载机，

59、伸缩皮带方式 因为每次工作面推进后支架要前移所以要处理采空区，因此在这之前要让转载机前移。缩放皮带，为了提高工作面的采煤效率所以尽量使用液压系统进行移转载机，而皮带的伸缩把它安排成专人负责，所以每个班安排两个人去专职负责皮带的伸缩，但是采用轮换制。本节后附采煤工作面设备布置图：循环方式 循环方式是循环进度和昼夜循环次数的组合，采煤工作面的循环方式主要是分为单循环和多循环。 循环进度：主要是指采煤工作面每完成一个循环向前推进的距离，是每次落煤的截深和循环落煤次数的乘积。炮采工作面的落煤进度一般取，而综采工作面一般取，最大取。而本工作面的循环进度是。 昼夜循环次数：主要根据采煤工作面的顶板条件，采

60、煤工艺，顶板管理水平，工作面的参数水平和作业方式合理确定，而本工作面方案确定为每昼夜六次。 正规循环作业：按照作业规程中循环图表安排的工序顺序和劳动定员，在规定的时间内保质、保量、平安的完成循环作业的全部工作量，并周而复始的进行采煤工作的一种作业方法。 正规循环率：为了加强采煤工作面现场标准化、科学化、标准化管理，生产现场多采用正规循环率评价工作面的组织管理水平。作业形式作业形式是采煤工作面在一昼夜生产班与准备班的相互配合关系。生产班是规定时间内从事采煤工作面各道工序的班组，又称采煤班。准备班那么是在规定的时间内主要进行支护、运输、机电、等设备的日常维护、检修作业、巷道维护、工作面平安措施施工