屯留井田矿井开采课程设计报告书

1、 PAGE35 / NUMPAGES35矿井开采课程设计说明书姓 名：#班 级：#学 号：#指导老师：#日 期：#目 录前 言 1 采区概况与地质特征1.1 采区概况1.2 地质特征与可采煤层工程地质特征1.3 采区储量2 采区生产能力与服务年限2.1 采区生产能力的确定2.2 采区服务年限3 采区巷道布置3.1 采区巷道布置方案的选择3.2 采区生产系统综述3.3 采区回采工作面配备和生产能力验算3.4 开采顺序3.5 采区准备工作与组织4 采煤方法与工艺设计4.1 设计回采工作面概况4.2 采煤方法选择4.3 采区（或盘区、分区）参数选择计算4.4 采煤工艺的确定4.5 循环方式、作业形式

2、的选择与循环图表的编制结论附 采区主要技术经济指标表前 言一、目的 1、初步应用矿井开采课程所学的知识，通过课程设计加深对矿井开采课程的理解。2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书与绘制设计图纸进行初步锻炼。3、为毕业设计中编写毕业设计说明书与绘制毕业设计图纸打基础。二、设计题目余吾煤业15号煤层采区工作面设计三、课程设计容1采区概况与地质特征1.1 采区概况屯留井田位于省屯留、襄垣县境，潞矿集团的西部，矿区对外交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳）公路。 采区走向长度为3000 m，倾向长度为2500m，煤层倾角9。其中15号煤

3、层厚度02.95m ，平均厚度为1.18m 矿井正常涌水量Q正=533m3/h，矿井最大涌水量Q大=800m3/h。矿井平均瓦斯含量7.67m3/t。 煤尘无爆炸性，没有自燃发火倾向。煤主要为中灰、特低硫、低磷、高发热量、高熔点灰分贫煤。 煤层火焰长度在315mm之间，扑灭火焰的岩粉量为550%。各煤层煤尘均有爆炸危险性。1.2 地质特征与可采煤层工程地质特征矿区位于沁水煤田东部中段，处于华北断块区吕梁太行断块沁水块坳东部次级构造单元的沾尚武乡阳城北北东向褶曲带中段，晋获断裂带西侧。矿区主体部分为新生代叠加的新裂陷，屯留井田位于新裂陷西北部。井田与其外围广为第四系黄土覆盖，仅北部与西部沟谷中有

4、二叠系上统上石盒子组，石千峰组与三叠系下统家沟地层出露。井田地层从新至老有第四系(Q)、三叠系下统家沟组(T1L)、二叠系上统石千峰组(P2sh)、二叠系上统上石盒子组(P2s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系下统组(P1S)、石炭系上统组(C3t)、石炭系中统组(C2b)、奥系中统峰峰组(Q2f)。其特征见表1.2-1。矿区主构造线近南北，以褶曲为主，向斜紧密，背斜开阔，断裂较少，地层走向近南北，倾向西且略有起伏；倾角315o。井田揭露的断层共33条，其中正断层10条，逆断层23条。落差大于30m的断层有9条(包括井田南、北边界断层)，3010m的断层有20条，落差小于10mm的有4

5、条。断层特征详见表l.2-2，3号煤层构造纲要见图l.2-1。褶曲以北北东南北向为主，贯穿全井田的褶曲自西向东依次有坪村向斜、余吾背斜、余吾向斜、村背斜与屯留向斜。其中以西部的坪村向斜和东部的村背斜构成井田煤层起伏的基本形态。另外，还有东邓向斜和墙则背斜。井田主要褶曲特征见表1.2-3。此外，井田有陷落柱6个，其主要特征见表1.2-4。总之，井田地质构造简单。表1.2-2井田地层特征表地层地层代号地层厚度最小最大平均简要特征系统组第四系Q0139.4844.53为黄褐色含砂亚粘土夹粉砂、细砂、中砂与粗砂和砾石组成，顶部为耕植土。三叠系下统家沟组T1L53.38浅棕色细砂岩、粉砂岩夹紫红色泥岩二

6、叠系上统石千峰组P2sh192上部为紫红色泥岩，夹灰色结核灰岩；中、下部为黄绿、砖红色中与粗粒砂岩上石盒子组P2S523.50470503.17上部为灰绿紫红色灰黄、灰白砂岩与泥岩互层；中部为泥岩、粉砂岩和细、中粗砂岩；下部为灰色粘土泥岩与砂岩互层下统下石盒子组P1X459.6063.57顶部为铝质泥岩，含锰、铁质；中部为中粒砂岩夹细粒砂岩，中、下部为细砂岩与泥岩互层，偶见薄煤层；底部为中粒砂岩，含菱铁质结核组P1S43.4064.1051.15为上部主要含煤地层，本组上部与中部为粉砂岩、中粒砂岩与砂质泥岩;中下部为3号煤层;下部为砂质泥岩与粉砂岩石炭系上统组C3t91.38123.4103.

7、59为下部含煤地层，岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩、石灰岩与煤层。9、12、15-2、15-3号煤层位于本组的下部中统组C2b2.5033.6012.70上部为泥岩、粉砂岩互层，中、下部为粘土泥岩与砖灰色铝质泥岩，底部局部发育有透镜状铁矿层奥系中统峰峰组Q2f一般20m局部195205198.80为含煤地层之基底，上部为灰深灰色石灰岩、白云质灰岩、中部为灰色石灰岩，下部为灰色、深灰色泥质灰岩表1.2-2 断层特征表序号名称性质产状最大落差(m)延展长度(km)控制点数与品级查明程度备注倾向倾角(度)ABC1文王山南正断层正SSE7527010.22个钻孔，其它为地表断点查明2F58正SSE70200

8、.60地表断点基本查明3F62正NNW70251.00地表断点基本查明4F59正NNW70253.10地表断点基本查明5F11正NNW70160.5822查明含1个孔6F24正NNW70364.1231基本查明含1个孔7东贾正断层正NNW70754.305基本查明8F25正NNW70451.9021查明含1个孔9F27正SSW70553.1521基本查明10西正断层正SSE701255.505查明含1个孔11余吾西逆断层逆E35332.90311基本查明含1个孔12F1逆W3580.5212查明13F2逆NWW35221.102基本查明14F3逆NWW35150.481初步控制15F4逆SEE

9、35160.852基本查明北段查明16F5逆NWW40151.4021查明含1个孔17余吾逆断层逆E3040986.672073查明含8个孔18F6逆SWW35151.351基本查明19F7逆SEE35191.202查明含1个孔20F8逆NEE35150.7832查明含1个孔21F9逆W35110.7021查明22F10逆SSE75120.8831查明含1个孔23F13逆E35161.3232查明含2个孔24F15逆W35120.9721查明含1个孔25F16逆NEE35201.1752查明含2个孔26前村逆断层逆SWW35462.47691查明含4个孔27F17逆NEE35241.95233

10、查明含2个孔28F18逆W35150.8033查明含2个孔29F19逆E35100.42111查明含1个孔30F26逆SWW35231.46141查明含2个孔31F20逆NEE35180.74211查明含1个孔32F22逆SEE35100.361基本查明33F23逆E35100.623查明表1.2-3 主要褶曲特征表顺序褶曲名称位置产状走向倾角(度)长度(Km)1坪村向斜位于井田西部，北自贾庄，往南经岳底、坪村至西庄，贯穿全井田SN716.52余吾背斜位于余吾镇东侧，北自村东，往南经余吾镇、村至吴家庄SN东部11西部716.53余吾向斜位于井田中部，北自北庄，往南经庄被F27正断层所截SN71

11、64村背斜位于井田东部，北自安沟村西经村、后村、屯留县城往南为F24所截北段偏N800E中、南段SN东部9西部515.55屯留向斜靠近井田东边界，北自板箱庄，往南经东在堰槽村被东贾正断层所截北段偏W中、南段SN710.5表1.2-4 陷落柱控制情况一览表编号3号煤层处长、短轴半径(m)控制点数与品级查明程度备注2081003(A)、2(B)查明含609号孔2751909(A)、1(B)查明含806号孔25017520(A)查明含其它地面物探点190973(A)查明含1306号孔2951707(A)查明含1304号孔2451305(A)查明含3145号孔地勘期间采用直接法测定了15-2、15-3

12、号煤层的瓦斯含量，其结果见表1.2-7。表1.2-7 地勘期间煤层瓦斯含量测定结果表煤层编号可燃基瓦斯含量(m3/t)原煤瓦斯含量(m3/t)备 注15-28.8915.0311.965.9610.238.1015-31.2815.277.870.8611.505.52断层与陷落柱的导水性 = 1 * GB2 断层井田主要断层有北边界文王山南正断层，南边界西正断层与其附近东贾、F24、F25正断层，对初期开采无影响。井田北中部有余吾、前村逆断层，断距分别为1098m和46m，经抽水试验，均显现隔水性质，但由于抽水试验位置有局限性，不排除该断层局部导水的可能性。 = 2 * GB2 陷落柱在屯留

13、井田(精查)地质报告论述中井田共发现陷落柱6个，114煤田地质勘探队对、号陷落柱进行了专题研究，结果表明该陷落柱不含水或含水弱。但由于煤层和大巷均位于奥灰岩溶水的高水头压力之下，因此，当大巷或工作面推进至陷落柱附近时。应引起注意。另外2004年对南二采区首采面和试采面区域进行了三维地震勘探，预测出14个陷落柱，因此在掘进和回采过程中，要进行先探后掘。 邻近矿井的水文地质特征 = 1 * GB2 常村矿井1995年投产，开采+520m水平，现矿井排水量在1000m3/d以上，大巷穿过陷落柱时只有渗水现象。 = 2 * GB2 王庄矿井目前开采+630m水平，其充水水源主要为3号煤层顶板砂岩裂隙含

14、水层与下石盒子组砂岩裂隙含水层。历年来，随着开采面积的增大和深度的增加，涌水量相应变大，当涌水量增加到一定数值时，便有变小的趋势。1.3 采区储量采区储量计算表煤层编号投影面积（m2）倾角（度）实际面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）煤层采区回采率（%）可采储量（t）备注15#75000009750000011.181.451283.25万0.901154.93万2 采区生产能力与服务年限2.1 采区生产能力的确定根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区工作面接替关系等因素确定，使用综采，采区生产能力为140万t/a。2.2 采区服务年限=（1283.250.9）/140=

15、8(年）3 采区巷道布置3.1 采区巷道布置方案选择3.1.1 采区上山的位置、数目和用途3.1.1.1 完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件与采矿工程设计规划，在第一开采水平中，在开采煤层的两端分别布置区段回风大巷和运输大巷，随着工作面的推进有计划的处理采空区。3.1.1.2 确定巷道布置系统与采区布置方案分析比较采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，生产系统简单。因此采区准备巷道均采用上山布置。采区煤层倾角为315，倾角较小，采区上山的倾角与煤层倾角一致。采区上山至少布置两条，即一条运输上山，一条轨道上山。但是，由于回

16、风风井布置在井筒，因此虽然矿井瓦斯低仍需一条回风巷道进行回风使用。故总需三条上山巷道。方案一：三条岩石上山在15号煤层地板下部，布置三条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，第三条为回风上山。三上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。方案二：一煤两岩上山在15号煤层，15m处岩石中布置两条岩石运输上山，位于同一层位，在15号煤层煤层中布置一条回风上山，石门联系各煤层。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但回风上山不易维护，维护费用高

17、，且煤不稳定，需要保护煤柱。方案一：岩石工程量达，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大方案二：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。通过方案一、方案二的比较，根据生产的需要，采用方案一。在此基础上，可以在满足生产、安全和施工基础上，提高巷道利用率从而减小巷道的掘进工作量，取得最大的经济效益。3.1.2 区段平巷布置方式3.1.2.1 双巷布置即留煤柱护巷，两巷间留815m煤柱。优：回风平巷超前掘进，便于探明煤层变化与利于辅助运输和排水。缺：巷道维护困难，增加联络巷，煤损大。要求下区段回采时采出一部分（50%）

18、煤柱。3.1.2.2 单巷布置即沿空留巷。优：少掘进一条巷道，煤损少。适：瓦斯含量不大，煤层埋芷稳定，涌水不大时常用。但是这里的煤层不稳定，因此采用单巷布置不适用，需采用双巷布置。留煤柱护巷。区段平巷的掘进沿煤层走向开拓，位于采取工作面下部。3.1.3 采区上、中、下部车场形式的选择轨道设计必须与采区运输方式和生产能力相适应；必须保证采区调车方便、可靠；操作简单、安全；作效率和尽可能减少车场的开掘与维护工作量。采区车场线路是由甩车场（或平车场）线路、装车站和绕道线路所组成。在设计线路时，首先进行线路总布置，绘出草图，然后计算各线段和各联接点的尺寸，但是其计算过程不再赘述。3.1.3.1 采区上

19、部车场： 按照轨道上山与上部区段回风巷（或回风石门）的连接方式不同，上部车场分为平车场、甩车场和转盘车场三类。 上部车场的作用，从轨道上山来的矿车经后进入此区段的回风石门，然后进入区段回风平巷，主要作用是为上区段的运输设备和材料，其结构形式，属于甩车场，3.1.3.2 采区中部车场： 采区中部车场也同样采用甩车场形，甩轴方向偏向运输上山一侧。 它的作用是在本区段作为进风巷，起到通风作用；并且还可以作为行人进入工作面避灾的通路3.1.3.3 采区下部车场 （1）采区下部车场：采区下部车场的基本形式，按装车地点不同分为大巷装车、石门装车和绕道装车三种；按材料车场设置地点不同，又有顶板绕道和底板绕道

20、两种。当煤层倾角在12与以下是，采用底板绕道。 （2）其作用是从大巷来的矿车进入采区上山，把采区的煤转运到运输大巷，还可以把大巷来的风导入轨道上山和运输上山；本采区的下部车场根据条件可以绕道装车形式，由于煤层倾角为315，3.2 采区生产系统综述3.2.1 运煤系统 在采煤工作面和分层运输平巷铺设刮板输送机，在区段运输集中平巷和运输上山铺设胶带输送机，在区段运输石门中胶带输送机。工作面的运煤路线是：采区煤层工作面区段运输平巷区段运输石门区段溜煤眼运输上山采区煤仓大巷装车运出采区。3.2.2 通风系统 采煤工作面的新鲜风流，自运输大巷下部车场轨道上山中部车场区段运输平巷采煤工作面（风变为污风）区

21、段回风平巷回风石门回风大巷风井排到地表。 注：若为多区段开采，在上下区段分别有工作面在同时采煤时上、下区段必须实行独立通风。同时，各个掘进头之间也应有独立通风。3.2.3 材料运输系统 采煤工作面所需的材料，自运输大巷采区下部车场轨道上山上部车场采区运输石门区段回风平巷采煤工作面。3.2.4 排矸与掘进出煤系统由于区段集中平巷设置煤层底板岩层中，还要开掘许多岩石溜煤眼和联络石门，有较多的矸石需要外运。为了不使生产期间出煤与排矸相互干扰，不因岩巷掘进工程进展缓慢而影响生产准备，一般应使一个区段的岩石巷道尽量在投产前全部掘好，这样在该区段回采期间就不再排运矸石。掘进各巷道的矸石轨道上山采区下部车场

22、运输大巷3.2.5 排水系统工作面的矿水区段运输平巷区段运输石门溜煤眼运输上山采区煤仓运输大巷3.2.6 动力供应系统运输大巷采轨道上山采区变电所轨道上山上部车场采区运输石门区段回风平巷采煤工作面和掘进头。3.3 采区回采工作面配备和生产能力验算 工作面长度为200m,煤层倾角平均为9,顶底板都比较稳定。倾向长度为2540m，煤厚为1.18m，采用走向长壁放顶煤采煤法，综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率,采用往返两刀割煤方式，工作面每天推进6刀，双向割煤往返一次割两刀，截深为600mm。采煤机自工作面下切口开始上行割顶煤，输送机铲煤板清浮煤。采煤机的

23、牵引速度为5.2m/min,采高，根据设备能力，取1.18m，3.3.1 计算回采工作面产量 机采工作面日产量可用下式计算： A=NLSMC 式中A回采工作面日产量，t/d； L工作面长度，m； S截深，m； M采高；放顶煤开采时为每次采放总厚度，m；煤的视密度，t/m3； C工作面回采率，薄煤层取0.97，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93 ； N采煤机日进刀数；放顶煤开采时N为日采放总进尺 N=60k1(24t1)/td k1事故影响系数，0.60.8； t1准备时间，h； td截割一刀所需时间，min； 单向采煤时： td=k2(Ll ) (1/v1+1/v2)+t2 双向采煤时： t

24、d= k2(Ll )/ v1+ t2 式中l 缺口长度，m； v1采煤机工作速度，m/min； v2采煤机清煤速度，m/min； t2进刀时间，包括移机头与自开缺口，一般为3090min； k2每刀辅助时间，（包括交接班、处理大块煤等采煤机合理停顿时间）系数，一般取1.31.5； 经计算可得工作面日生产能力为4242t/d。3.3.2 确定采区同时回采工作面数目 采区同时生产的工作面数目，应根据煤层赋存条件、采区主要巷道的运输能力、开采程序、采掘机械化程度、管理水平和采掘关系等因素，综合考虑确定。同时生产工作面过多，则管理复杂，接续紧。 为保持采区合理的开采强度，每个双翼采区同采的工作面数目一

25、般为12个：在一个采区安排两个综采工作面，容易互相影响，可布置一个综采工作面另外再布置个普采或炮采工作面。采区同时生产的综采工作面宜为一个面，不应超过两个面；普采工作面宜为两个工作面，不应超过三个面。本矿井采用综采，采区应同时回采一个回采工作面。3.3.3 备用回采工作面与掘进头的设置在整个采区中，由于采用下行式、后退式开采，因此，备用工作面位于回采工作面的下部。掘进头设在备用工作面，目的是将备用工作面准备好，待上一工作面采完后，能与时的搬迁设备到下一工作面，进行投入生产已达到矿井的设计生产能力要求。3.3.4 采区生产能力验算 初步确定采区生产能力后，应经过以下各生产环节的验算。3.3.4.

26、1 采区运输能力。采区的运输能力应大于采区生产能力，其中主要是运煤设备的生产能力要与采区生产能力相适应。对于普采或综采工作面，采区集中巷和上(下)山运煤设备的小时生产能力，应与同时工作的工作面采煤机小时生产能力相适应。 A =60HBVA=600.62.981.3=1085.76thQ= AT=1085.760.81.220=20846.592t式中: A 设备生产能力，； 运输设备正常工作系数，取0.70.9；取0.8. 产量不均衡系数，取1.21.3； T 日出煤时间，h; V 采煤机的牵引速度，一般最大牵引速度为6100m/min,取8 m/min； H 采高，m； B 有效截深，m，目

27、前多采用截深为0.6m； Q 设备的运输能力,th；3.3.4.2 采区通风能力 采区的生产能力应和通风能力相适应。根据矿井瓦斯等级、进回风巷道数目、断面和允许的最大风速，验算通风允许的最大采区生产能力为3.4 开采顺序由于有一层煤，因此无需对煤层间的开采顺序进行选择。而煤层厚度又很小，可不用分层。只需对区段间的开采顺序与参数进行设计即可。煤层区段采用上山开采双翼单层布置准备。双翼采区是应用最广泛的一种准备方式。其特点是采区上山布置在采区中部，为采区两翼服务，相对减少了上山与车场的掘进工程量。而但采取受自然条件与开采条件影响，走向长度较短时，可将上山布置在采区一侧边界，此时采区只有一翼，称为单

28、翼采区。采用上山时，煤炭运输有折返现象，增加了运输工作量，但工作面可跨过上山连续推进。故采用两翼开采方式。3.5 采区准备工作与组织3.5.1 采准工作 巷道断面是指垂直于巷道中心线的横断面。可分矩形、梯形与各类拱形（由岩性、地压大小与服务年限而定）。按施工过程有净断面和毛断面之分。地质探矿坑道多用矩形断面，面积为4平方米左右。而各类工程巷道（包括采矿）则多用各种拱形，矿山还有采用梯形与矩形断面，交通隧道则多用马蹄型断面。当巷道围岩比较稳定，矿山压力不大，服务年限不长时，一般宜选用矿用工字钢支架、锚杆或钢筋混凝土支架进行支护，其断面形状一般为梯形或者矩形。采区的准备巷道和回采巷道。当巷道围岩不

29、太稳定,矿山压力较大，且服务年限较长时，一般宜采用锚喷、混凝土砌碹、料石砌碹或U型钢可缩性支架进行支护，断面形状一般为拱形圆形。3.5.1.1 断面选择已知矿井年生产能力为140万吨，服务年限8年左右，采用600mm的轨距双轨 运输方式，根据 煤矿安全规程 规定，其净宽在3m以上，穿过泥岩 （f=35） 岩层属于一般稳定岩层， 故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，圆弧拱形断面。3.5.1.2 确定巷道断面尺寸 1. 确定巷道净宽度B 查表可知ZK10-6/250电机车宽A1=1060 mm、高h=1550 mm1.5 t矿车宽1050 mm、高1150 mm。 根据煤矿安全规程取巷道人行道宽

30、C=840mm非人行过一侧宽a=400 mm。两电机车之间安全距离取为240mm。 故巷道净宽度：B=a1 +2A1+c1+t=400+2*1062+840+240=3600mm 2. 确定巷道拱高h0 半圆拱形巷道拱高h0=B/2=3600/2=1800 mm。半圆拱半径R=h0=1800 mm。 3. 确定巷道壁高h3按架线电机车导电弓子要求确定h3 由中半圆拱形巷道拱高公式得式中h4-轨面起电机车架线高度按煤矿安全规程取h4=2000mmhc-道床总高度。选24kg/m钢轨得hc=360mm道碴高度hb=200 mm n-导电弓子距拱壁安全间距取n=300 mm K-导电弓子宽度之半K=

31、718/2=359取K=360 mm b1-轨道中线与巷道中线间距b1=B/2-a1=3600/2-930=870mm。 故 （2）按管道装设要求确定h3式中h5-渣面至管子底高度按煤矿安全规程取h5=1800 mm h7-管子悬吊件总高度取h7=900 mm m-导电弓子距管子间距取m=300 mm D-压气管法兰盘直径D=335 mm b2-轨道中线与巷道中线间距b2=B/2-C1=3600/2-1370=430 mm。故（3）按人行高度要求确定h3综上计算并考虑一定的余量确定本巷道壁高为h3=1800mm。则巷道高度H=h3-hb+h0=1800-200+1800=3400 mm。（4）

32、确定巷道净断面面积S和净周长P 净断面积S=B(0.39B+h2)式中h2-道碴面以上巷道壁高h2=h3-hb=1800-200=1600 mm。故S=3600（0.39*3600+1600）=10814400 mm2=10.8mm2净周长 P=2.57B+2h2=2.57*3600+2*1600=12500mm=12.5m用风速校核巷道净断面面积校核巷道净断面面积值。 知vmax=8m/s,已知通过大巷风量Q=28m3/s得设计的大巷断面面积、风速没超过规定可以使用。 （ 6） 选择支护参数本巷道采用锚喷支护 根据巷道净宽3.6m、穿过中等稳定岩层即属类围岩、服务年限大于10 a等条件得锚喷

33、支护参数锚杆长1.8 m间距a=0.780.8 m排距a=0.8 m锚杆直径d=18 mm喷射混凝土层厚T1=100 mm锚杆外露长度T2=50 mm。 故支护厚度T=T1=100 mm选择道床参数根据本巷道通过的运输设备 已选用24kg/m钢轨其道床参数hc、ha分别为360mm和200mm道渣面至轨面高度ha=hc-hb=360-200=160 mm。采用钢筋混凝土轨枕。确定巷道掘进断面尺寸 巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2100=3800 mm。 巷道计算掘进宽度B2=B1+2=3800+275=3950 mm。 巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+200+100=

34、3700 mm。 巷道计算掘进高度H2=H1+=3700+75=3775 mm。 巷道设计掘进断面面积S1=B1(0.39B1+h3)=3800(0.393800+1800)=12471600 mm2。取S1=12.5 m2。 巷道计算掘进断面积S2=B2(0.39B2+h3)=3950(0.393950+1800)=13194075 mm2。取S2=13.2 m2。3.5.2 确定采区工作面接替顺序生产能力为60万t/a，目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区一个工作面生产。在采区进行施工生产时，采用上山施工的方式，先第

35、一区段的煤层，然后由上向下依次进行施工作业。以第一区段为例进行施工作业方式与施工顺序进行说明。沿第一区段进行划分1.18的煤层，运输上山和轨道上山位于第一区段。在上水平布置区段回风大巷，下水平布置区段运输大巷。随着采煤工作面的推进，有计划地进行采空区的支护与放顶，采下的煤沿平行于采煤作业面的方向运出采场。区段1001002区段2001002区段3001002区段4001002区段5001002区段6001002区段7001002区段8001002区段9001002区段10001002区段11001002区段12001002区段13001002图1 第一采区工作面接替顺序图第一采区煤层施工顺序：

36、区段1（001002）区段2（001002）区段3（001002）区段4（001002）区段5（001002）区段6（001002）区段7（001002）区段8（001002）区段9（001002）区段10（001002）区段11（001002）区段12（001002）区段13（001002）。(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。)3.5.3 采区巷道掘进顺序采区巷道的掘进顺序大致上先从主巷道到下部车场，然后，同时开掘轨道上山和运输上山。在采区的某个阶段处设置中部车场，然后通过中部车场向两翼掘进区段运输巷和区段回风巷。之后继续沿着轨道上山和运输上山开掘，等到了上部车场再向两翼分别开掘回风

37、巷和运输巷。到了边界处后开掘开切眼，再沿走向同时向中部开掘，之后与轨道上山以与运输上山相连通，上部设置绞车房，之后再开掘一条回风巷使工作面的的污风能够通过回风巷出去。注释：在上表中，步骤二轨道上山、运输上山和回风上山应当同时掘进，如果人员不够，可以同时掘进先掘进轨道上山和回风上山，待掘进好后，人员分两组分别掘进运输上山，一组由回风巷开始掘进，一组由采区下部车场掘进，以减少贯通的时间。步骤四中，应先掘进运输和回风石门，然后一组掘进区段平巷（区段运输平巷或区段回风平巷皆可），一组掘进溜煤眼。3.5.3.1 建立施工质量保证体系施工质量保证体系以“三工序”（上道工序、本工序、下道工序）、“三自检”（

38、自检、自分、自作标记）、“三控制”（事前控制、事中控制、事后控制）和“TQC”小组的活动为主要容。（1）建立以项目经理为首的安全质量领导小组，形成基本组织，收集与项目有关的质量保证资料，编制施工作业规程与安全技术措施。（2）开展质量教育，制定质量目标，其对象是参与施工的全体人员，根据不同类型人员的技术水平，进行技术规、操作规程、施工质量与验收标准等学习。（3）在健全施工组织的同时，健全施工队质量保证组织，明确施工员、质检员、安全员。（4）明确质量责任制，推行质量与工资奖金挂钩。3.5.3.2 保证施工质量体系的正常运行。（1）以“三检制”（自检、专检、互检）为核心容，以开展施工班组的“三自检”

39、为基础，以“QC”小组活动为手段，以“三工序”为质量控制程序而运行。（2）搞好光面爆破，坚持以数据说话，在施工中做好自检记录，以确保所有检验数据的准确性。（3）加强组织协调工作，按计划对各质量部门进行组织协调与控制，加强部质量体系与外部（监理、业主监督）质量检验控制体系的沟通与协调。3.5.3.3 掘进（1）明槽段开挖时，按设计要求确定边坡角，若土质松软必须采用挂网临时支护，必要时喷浆封闭。（2）雨季开挖明槽，工作面上部必须设置防雨棚，防止基坑灌水，并准备排水设备，与时将基坑积水外排，以防止边坡长时间浸水坍塌。（3）在明槽开挖过程中，必须设专人观测四周边坡变化情况，发现异常情况，必须与时通知附

40、近施工人员撤离到安全地点，待处理并确认安全后方可继续作业。（4）在明槽开挖过程中，边坡上部设专人把岗，并用栅栏或者绳索围住，揭示警标，严禁非工作人员靠近；开挖的土方与杂物应堆积在边坡上边缘5m围以外。（5）待明槽开挖结束后，与时在边坡上边安设防护网，防止人员坠落。（6）表土与风化基岩段必须采取超前支护，打设板桩与超前锚杆的数量应根据土质与围岩风化情况具体确定，必要时封闭全断面；需要爆破时必须编制专项措施。（7）装药联线时,除放炮员、检查员和指定的装药人员外,其他人员一律撤至躲炮安全地点。（8）要由熟练的打眼工完成掏槽眼和周边眼的钻眼工作,实行定人、定钻、定位、定眼、定时间、定任务。3.5.3.

41、4 工程排队（1）井筒施工准备工期30天，主要进行设备基础、厂房与安装工作。（2）41.1m表土段施工：平均30m/月，预计工期45天。（3）119.8m风化基岩段施工：平均40m/月，预计工期100天。（4）基岩段：砂岩段每月30m/月，施工正常段上山60 m/月，基岩段累计1050m（下部650米与上部平行施工，不占总工期），预计工期510天。（5）主井井筒施工总工期22个月零25天。注：施工过程中若出现10m3/小时以上涌水、突水情况以与揭、过突出危险性煤层时，需另行计算治水和防突工期，不在上述工期之列。注：煤矿安全规程规定第四十一条 掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m的支护，

42、在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，之后方可进入工作面作业。修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。在松软的煤、岩层或流砂性地层中与地质破碎带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施。在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。第四十二条 支架间应设牢固的撑木或拉杆。可缩性金属支架应用金属支拉杆，并用机械或力矩扳手拧紧卡缆。支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道砌碹时，碹体与顶帮之间必须用不燃物充满填实；巷道冒顶空顶部分，可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不得小于0.5m。第四十三条 更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临

43、近支护，拆除原有支护后，必须与时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。第四十四条 采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定：（一）锚杆、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离，锚杆的形式、规格、安装角度，混凝土标号、喷体厚度，挂网所采用金属网的规格以与围岩涌水的处理等，必须在施工组织设计或作业规程中规定。（二）采用钻爆法掘进的岩石巷道，必须采用光面爆破。（三）打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的条件下，方可作业。（四）使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净，砂浆锚杆必须灌满填实。（五）软岩使用锚杆支

44、护时，必须全长锚固。（六）采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。喷射前，必须冲洗岩帮。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩戴劳动保护用品。（七）锚杆必须按规定做拉力试验。煤巷还必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。对喷体必须做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。（八）锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。（九）岩帮的涌水地点，必须处理。（十）处理堵塞的喷射管路时，喷枪口的前方与其附近严禁有其他人员。第四十五条 掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，包括接近老空时必须预留的煤（岩）柱

45、厚度和探明水、火、瓦斯等容。必须根据探明的情况采取措施，进行处理。在揭露老空时，必须将人员撤至安全地点。只有经过检查，证明老空的水、瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。第四十六条 开凿或延深斜井、下山时，必须在斜井、下山的上口设置防止跑车装置，在掘进工作面的上方设置坚固的跑车防护装置。跑车防护装置与掘进工作面的距离必须在施工组织设计或作业规程中规定。斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐并设红灯。设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道。行车时红灯亮，行人立即进入躲避硐；红灯熄灭后，方可行走。第四十七条 由下向上掘进25以上的倾斜巷道时，必须将溜煤（矸

46、）道与人行道分开，防止煤（矸）滑落伤人。人行道应设扶手、梯子和信号装置。斜巷与上部巷道贯通时，必须有安全措施。4 采煤方法与工艺设计4.1 回采工作面概况煤层厚度02.95m，平均1.18m，井田分南、北两片可采，顶板为泥岩、粉砂质泥岩，底板为泥岩、炭质泥岩。该煤层属较稳定型局部可采煤层。为富高灰、高硫、低磷、高熔点灰份无烟煤。可燃基瓦斯含量为7.87，原煤瓦斯含量平均为7.67。煤层火焰长度在315mm之间，扑灭火焰的岩粉量为550%。煤层煤尘具有爆炸危险性。属于不易自燃至易自燃煤层。回采围有两个陷落柱，三个断层。回采工作面若无构造沟通或未遭受破坏，则各含水层相对独立，水力联系微弱。地下水运

47、动主要以层间迳流为主，在断层或陷落柱附近，可能会与其它含水层发生水力联系。加之现代技术的发展，我们可以认为个含水层之间没有相互的联系。正常的涌水量为533m3/h，最大涌水量按800m3/h。4.2 采煤方法选择4.2.1采煤方法选用原则采煤方法的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效的的先进技术，积极提高机械化水平。结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。在所设计的采区中考虑到煤层属于缓斜薄煤层，煤层顶板为泥岩、粉砂质泥岩，在采煤施工中支护技术要求高，支护困难；煤质为中硬偏软，煤尘有爆炸性，有自然发火倾向，煤

48、为富高灰、高硫、低磷、高熔点灰份无烟煤等特点，矿井正常涌水，煤层瓦斯涌出量等特点。本采区在采煤施工中，采用液压支架支护，利用综采机进行割煤，其采煤方法是薄煤层的单一走向长壁全部垮落综采。4.2.2确定采煤工艺的参数根据现有采煤工艺特点与综采设备的使用效果，确定采区工作面长度为200m，分为13个区段。，采用综采工艺进行回采。每一区段的平均采高为1.18m，从而进行单一走向长壁垮落采煤法进行开采。4.2.3采煤工作面的生产能力(公式2-1)式中：A0回采工作面年生产能力，单位为t； L工作面推进度，单位为m/a； l每次进刀的距离，单位为m； m煤层厚度，单位为m；煤的容重，单位为t/m3； K

49、工作面回采率，取0.92.本采区采用综合机械化采煤工艺，工作制为三八制，二班半采煤半班准备，双向割煤往返一次割两刀，截深为0.6m，一年工作330天，工作面长度为200m，工作面的回采率取0.92.采煤机的采掘速度为5.2。所以：采煤机实际年生产能力：A0=LmK=4.2.4工作面接替顺序生产能力为140万t/a，目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区一个工作面生产。在采区进行施工生产时，采用上山施工的方式，先第一区段的煤层，然后由上向下依次进行施工作业。以第一区段为例进行施工作业方式与施工顺序进行说明。沿第一区段进行划分

50、采高为02.95的煤层，运输上山和轨道上山位于第一区段煤层底板。在上水平布置区段回风大巷，下水平布置区段运输大巷。利用单一走向长壁垮落法进行施工作业。随着采煤工作面的推进，有计划地进行采空区的支护与放顶，采下的煤沿平行于采煤作业面的方向运出采场。由于煤层厚度为1.18m，属于中厚煤层，煤质为富灰、高硫、特低磷、高熔点灰份无烟煤，结构简单，无断层，可采用单一走向长壁采煤法，综合机械化采煤，沿煤层底板布置机采工作面，一次采出煤层的全部厚度。根据实际情况和设备检修能力，组织三班采煤，一班准备的四班作业制。双向割煤往返一次割两刀，截深为600mm，由于此综采面较短，采煤机具有较高的空牵引速度工作面端头

51、空间狭小，不便于采煤机在端头停留并维修保养，为提高开机率，采用综采面中部斜切进刀，一年工作330天，工作面长度为200m，工作面的回采率取0.92。采煤机割煤高度为1.18m。为保证规格质量，适应不稳定顶板，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，支架移成一条线。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。为了推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间有富余的一个截深的宽度，工作面空间大，有利于行人、运料和通风；综采面工作工序配合方式采用与时支护方式，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

52、向煤壁推移步距等于采煤机截深。综采面端头支护方式采用自移式端头支架，提高移动速度，适应巷道条件。综采机械化采煤，采用单巷布置，区段运输巷中的一侧需设置机和胶带输送机，另一侧设置泵站和移动变电站等电气设备，由围岩条件采用梯形金属支架。回采顺序为单工作面布置后退式回采。4.3 采区参数4.3.1从煤层地质条件考虑该采区可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为9，煤层厚02.95m，平均1.18m。顶板为泥岩、粉砂质泥岩，底板为泥岩、炭质泥岩，煤层埋藏稳定。根据采煤工艺布置200m的工作面比较合适。4.3.2从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为140万t/a。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截

53、深为600mm，所以煤层的工作面实际年生产能力为：A0=LmK=552425.32001.40.93=140万t/a能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。4.3.3从运输设备与管理水平角度考虑采区生产选用的设备均为国先进的的生产设备，工作面选用的190米刮板输送机能够利用国先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为200米在管理上可以的。4.3.4从顶板管理与通风能力考虑该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在150250m

54、，所以选择的工作面的长度为200m较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。4.3.5从巷道布置角度考虑由于采区倾斜长度为2540m，除去煤柱宽与巷道宽308m，剩余2232m，把每个工作面长度定为200米，n=2232/200=11.2 取n=11即分为11工作面。4.3.6 经济合理的工作面由地质因素与技术因素设置工作面的长度为200米 ，可提高生产效率，高产量、高效率，生产成本低，经济效益高。加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，设备、资源得到了最高利用。4.4回采工艺的确定4.4.1采煤（1）工作面长度为200m,煤层倾角平均为9,顶底板都比较稳定。倾

55、向长度为2540m，煤厚为1.18m，采用走向长壁放顶煤采煤法，综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。 (2)进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率,采用往返两刀割煤方式。采煤机自工作面下切口开始上行割顶煤，输送机铲煤板清浮煤。采煤机设备选用：确定采煤机的牵引速度v = （LL1）/（T 60n T1）（8）式中v 采煤机所需平均牵引速度，m/min；L 为工作面设计长度，200m；L1 工作面生产时采用斜切进刀开机窝方式，开机窝长度取35 m；T工作面开机时间：14 55% = 7.7 h；n昼夜循环数，取8；T1开机窝时间，取20 min。v = （160035）/（7.7 608 20

56、） =5.2（m/min）则工作面的最大牵引速度应为 1.4 5.2=7.28（m/min）按照计算，采煤机的实际截煤速度应达到6 8 m/min。空载时要求其速度不小于12 m/min，以减少辅助工作时间。采煤机的功率W = 60vBHkHw（9）式中W 需要的采煤机功率，kW；v 采煤机所需平均牵引速度，m/min；B 工作面截深，取0.600 m；H 采高，根据设备能力，取1.18m；k破岩能力系数，取1.4；Hw能耗系数（1.1 4.4），取3 3.5。W = 60 5.2 0.600 1.18 1.4 (3 3.5)/3.6 = 12001300（kW）4.4.2运煤(1)工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用机和胶带运输机运煤。工作面可弯曲刮板输送机型号： SGZ-730/260；(2)移架方式：由于采用与时支护方式，而且工作面每天推进6刀，故选择顺序移架方式进行移架。顺序移架方式移架速度快，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。工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机的生产能力应保证采煤机采的煤被全部运出，并留有一定备用能力。采煤机的实际生产能力比理沦生产能力低得多，特别是受设备开机率和液压支架移架速度、刮板机生产能力等影响和高瓦斯矿井瓦斯涌出量与通风条件制约，牵引