淮北石台矿万吨新井设计煤矿设计说明书规范化系统的研制 采矿工程专业毕业论文 毕业设计

1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述交通位置石台矿位于淮北市东北15公里，闸河煤田中部偏东，坐落在萧县境内。图1-1石台矿交通位置图井田属淮北市杜集区石台镇、朔里镇和萧县永固镇管辖，南邻张庄矿，西接岱河矿和房庄矿，东以张庄向斜轴与永固井田相连。区内铁路运输有矿用铁路经符夹线至符离集，可通往华东各工业城市，公路可直通徐州、宿县、阜阳等地，交通甚为方便。另外井田北有连霍高速公路，交通较方便。南邻张庄矿，西接岱河矿和朔里矿，东以张庄向斜轴与井田相连，北以16号勘探线为界，南北长7.5公里，东西宽5公里，面积约22平方公里。1.1.2矿区气候条件本区属季风湿暖带，为半湿润半干燥的大陆性气候。年最大降雨量1518.6mm，年平均降雨量861mm，最大月降雨量792.8mm，最大日降雨量207mm。年平均气温14.4℃，日最低气温-23.4℃，日最高气温-41.5℃夏季多东南风，冬季多西北风，平均风速3.4m/s，最大风速20m/s。降雪期和冰冻期为11月至翌年3月。冻土深度一般10cm左右，最大19cm。井田内地表水系不发育。矿区供电本矿现有两趟LGJ－70.35KV电源线，一趟引自马庄区域变电所，供电距离14KM。经验算，正常情况下两趟线路同时供电，当cosφ＝0.85时，马庄区变――石台矿，14KM线路压降为2.28%，马庄变区――朔里矿――－石台矿，14＋4.5KM线路压煤为4.23%。当一趟线路故障，另一趟负担全矿负荷时；马庄区变――石台线路压降为4.56%，均在许可范围内。1.2井田地质特征井田地形及煤系地层概述（2）矿井涌水量浅水平历年涌水量为145.8吨／时。深部正常涌水量为329.2吨／时，最大涌水量为378.6吨／时。（3）井田水文地质类型矿井充水的主要岩层为3和6煤层的顶板砂岩裂隙水，浅部较深部发育，且富水性强。矿井涌水量与地表水无水力联系，断层导水性弱。本矿井水文地质条件属于以裂隙岩层充水为主的简单类型。查明矿井充水因素，认为开采3煤层主要受其顶板裂隙含水层的威胁为主，但富水性微弱，影响不大，而与地表水、灰岩水无直接水力联系的规律。根据生产水平矿井涌水量较小，且上与地表水，下与灰岩水无水力联系，断裂导水性弱、顶板裂隙充水微弱等特征，将矿井划为水文地质条件简单类型。本区煤系地层为石炭二迭系，全被厚50米左右的第四系冲积层所覆盖。石台矿位于闸河盆地复式向斜中部，朔里背斜以东，本区以宽缓褶曲为主，次一级褶曲教发育，石层倾角8度至22度，平均17度，断裂构造以北此东向正断层为主。二水平断距大于20米的有五条。区内岩浆岩分布较广，岩性种类较多。其中以辉绿岩为主，次为花岗斑岩和闪长岭岩，主要以岩床和透镜状由东向西，由北向南侵到3煤层中，上部侵入面积约14平方公里，占3煤层总面积的64%，对煤层厚度，煤质及矿井生产影响较大。根据地质报告，南以8号断层，西以H下3断层。北至16线，东到张庄向斜轴。延伸水平标高从负250――负450米，勘探线控制到负500米。南北长7.5公里，东西宽5公里，面积22平方公里。井田构造以宽缓褶曲为主并伴有稀疏断裂的构造形态。褶曲以北北东向为主，其主体褶曲构造有张庄向斜和朔里背斜，次一级褶曲构造有宗台、丁庄背斜及童台、黄庄向斜等组成。区内断裂构造主要以与曲轴向平行的北北东向正断层为主。其次与褶曲轴向垂直的近东西向断层，上述断裂构造虽条数不多，因断距大，破碎带宽，延伸长，对开拓布局和开采有一定影响。查明岩浆侵入范围及其对煤层的破坏和影响。岩浆以辉绿岩为主，次为花岗斑岩和闪长玢岩，主要以岩床和透镜状侵入到煤层中，对煤层、煤质及开采影响较大（北翼尤为突出）。地质报告初步阐明了岩浆岩侵入的分布规律，及其与褶曲、断裂构造的关系。1.3井田煤层特征煤层埋藏条件及围岩性质区内煤系地层总厚度136米，含煤14层，平均煤层总厚度11.35米，含煤系数1%。井田内3煤层为主要可采煤层，5，6煤层2为局部可采的薄煤层。3－6煤层分布3煤层，为主要煤层，仅局部因岩浆侵入不可采。5煤层，主要分布在井田西南、西北及东北北部三块可采区。6煤层，61煤层分布在井田南部1－5线间，62煤层分布在北部11－14线间。煤质，本区煤质的变质作用以接触变质为主，由于岩浆的侵入作用，煤层的变质程度明显增强，煤种较多。二水平内3煤层以焦煤为主，占62.3%，焦煤到贫煤次之，占26.5%，无烟煤占6.4%，天然焦占4.8%.3煤层属低硫、低磷、中灰中等可选煤层，2、5、6等煤层属低硫中灰煤层。（3）瓦斯、煤尘及自燃一水平属于低瓦斯矿井。一水平瓦斯相对涌出量为6.042m3/吨、日，瓦斯梯度为47.3.二水平瓦斯相对涌出量为10.25m3/吨、日，属于高级瓦斯矿井。通过煤尘爆炸性测定及煤层爆炸指数计算，2、5、6等煤层均属于有爆炸危险的煤层。通过煤层燃点测定，煤层具有自然发火倾向。该井田主采煤层为3号煤层。共192个见煤钻孔，182个点达到可采厚度，应属于较稳定煤层类型。5、6煤层均局部可采，且可采边界不规则、应属不稳定煤层。查明区内含煤地层的含煤性和各主要可采煤层的赋存特征。根据主可采煤层（3层）在井田内有194个钻孔穿过其层位，其中见煤点192个（仅有2个钻孔因过断层未见煤），认为该煤层的控制程度较好。本区主要可采煤层的煤层对比基本可靠。查明本区因受区域变质及岩浆岩侵入接触变质影响，使从中变质的肥、焦煤带向高变质的贫煤、无烟煤甚至天然焦发展的煤质变化规律，并提出了岩浆岩对各煤层的影响大小、煤变质程度及其煤种的分布情况。2井田境界与储量2.1井田境界井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：（1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；（2）保证井田有合理尺寸；（3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；（4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。井田境界根据地质报告，南以8号断层，西以H下3断层。北至16线，东到张庄向斜轴。延伸水平标高从负250――负450米，勘探线控制到负500米。南北长7.5公里，东西宽5公里，面积22平方公里。矿井工业储量工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A＋B＋C级储量。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为：Q=100S×M×γ/cosα(2-1)式中：Q——为井田工业储量，万t；S——井田面积，km2；M——煤层平均厚度，5.5γ——煤的容重，t/m3，1.4t/m3α——煤层平均倾角，17°；则：Zc=100×22×5.5×1.4/cos17°=16199.81万t。井田勘探类型精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。矿井工业储量的计算及储量等级的圈定2.3矿井可采储量计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失（1）工业广场保护煤柱；（2）井田边界煤柱损失；（3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；（4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；（5）其它各种损失。各种煤柱损失计算（1）工业广场保护煤柱本矿井设计年生产能力为1.2Mt/a，按《煤矿设计工业规范》，占地面积指标应在（0.7~0.8）公顷/10万吨之间小井取大值，故取0.8。占地面积为12×0.8＝9.8×104m2。故设计工业广场的尺寸为300×350m2的长方形，面积为：10.5×104m2，尺寸为300工业广场位置处的煤层的平均倾角为17°，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中上部，其坐标为：该处表土层厚度为50m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井Ⅱ级保护，留围护带宽度为15m。本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1：表2-1矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角广场中心煤层深度煤层倾角α煤层厚度冲积层厚度冲积层移动角Φ走向移动角δ下山移动角γ上山移动角βm°Mm°°°°-330175.55035735575由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：工业广场保护煤柱示意图S=梯形面积=1/2×(上宽×下宽)×高=1/2×(624.5＋773.01)×794.25=554999.37(则工业广场压煤为：Q1＝S×M×r/cosα(2-1)＝554999.37×5.5×1.4/cos17°＝446.875万t（2）井田边界煤柱损失边界煤柱根据实际情况留设40米，共(123+88+70)×50×40×5.5÷cos17o×1.4=454.696.万t（3）断层煤柱由于断层落差40-90米，落差较大，两侧各留煤柱50米，共(27+26+10)×50×100×5.5÷cos17o×1.4=253.538万t井田的可采储量井田的可采储量Z按下式计算：Z=(Q－P)×C(2-5)式中：Q——矿井工业储量，P——各种永久煤柱的储量之和，P=446.875+454.696+253.538=1155.109万tC——采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80。薄煤层不低于0.85；设计开采的3煤层属厚煤层，采区回采率取为0.75。则计算可采储量为：Z=(Q－P)×C=（16199.81－1155.109）×0.75=11283.526万t由此可得本矿井的可采储量为11283.526万t。在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储量。井田实际采出储量用下式计算：Z实际=Z－Z×（K－1）×50%/K(2-6)式中：Z实际——井田实际采出煤量，万t；Z——矿井的可采储量，10257.51万t；K——矿井储量备用系数，取1.3；由2—3式，得Z实际=11283.526－11283.526×（1.3－1）×50%/1.3=9981.58万t即本设计矿井实际采出煤量为9981.58万t。煤层名称水平号工业储量万吨永久煤柱损失/万吨总计损失可采储量工广煤柱断层煤柱边界煤柱3号煤一5971.5140.3/33056.35198.07358.794182.64/4040.33二6649.0306.6/117.2197.23141.68586.84525.16/4667.19三3549.300112.75112.752494.81合计16169.8446.9253.58452.51152.9811202.613矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》的规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算。“三八制”作业，每天三班出煤，净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力服务年限矿井设计生产能力本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属厚煤层(5m)，为缓倾斜煤层（倾角17°）。矿井总的工业储量为16199.81万t，可采储量为11362.043万t。因地质构造相对简单，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为1.2Mt。井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章（矿井开拓）与第六章（采煤方法）的设计可知，该矿由于煤层倾角17度，工作面不宜太长，暂定长度160m，布置两个一次采全高综采工作面完全可以达到本设计的产量。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12t底卸式提升箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到采区煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高。辅助运输采用双层罐笼，大巷辅助运输采用600mm轨距的1.5t固定车厢式矿车，同时本矿井井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石，材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井无煤尘爆炸性，浅部瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井。水文地质条件中等，在副井中铺设两趟水管路可以满足排水要求。矿井采用对角式通风，有专门的风井，可以满足要求。井田中部有大断层，对于开拓有一定的影响，留设有保护煤柱。（4）储量条件校核矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限。矿井服务年限的计算：T=(3-1)式中：T——矿井设计服务年限，年；Z——矿井可采储量，11283.526万t；A——矿井设计生产能力，120万t/a；K——储量备用系数，取1.3；由3—1式得：T=11283.526/(120×1.3)=72.33a；因此，本矿井的开采年限符合规范的要求。本设计中第一水平倾斜范围为-17m～-280m，第一水平服务年限的计算公式为：T==28.03a式中:T——第一水平服务年限，a本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。4井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1井田开拓的基本问题影响井田开拓的主要因素井筒形式、数目的确定（1）井硐形式的确定斜井与立井开拓的优缺点比较斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑石台煤矿的实际情况：地势平坦，地面标高平均+33m左右，煤层埋藏较深；矿井年设计生产能力为1.2Mt/a，为大型矿井。综上所述，本矿采用立井开拓。（2）主、副井井筒位置的选择①井筒位置的确定原则Ⅰ有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；Ⅱ有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；Ⅲ井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；Ⅳ工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；Ⅴ工业广场宜少占耕地，少压煤；Ⅵ水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。②井筒沿井田走向方向的有利位置本井田北部煤层赋存相对稳定，南部倾角小，相对平缓，储量分布不均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。③井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，本井田中部偏左有大断层，井筒布置在井田的中央靠上部位，位于断层稍右侧。④有利于矿井初期开采的井筒位置矿井应尽快达产，使井筒布置在第一水平的位置最优。⑤尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。因为本井田内无主要铁路，并不需留设保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱，将断层煤柱和工业广场煤柱合并考虑，并且保证在井田走向的中央。倾向的中央靠上部位。⑥地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。本矿井矿井涌水量与地表水无水力联系，断层导水性弱。本矿井水文地质条件属于以裂隙岩层充水为主的简单类型。⑦井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。（3）风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，第一水平采用采区式开采，少部分倾角小的地方可采用带区式开采。由于井田走向较长，7.5km，且南部井田不规则，考虑后期开采过程中可能因线路较长带来通风困难问题，前期采用中央分列式通风，后期在南部开新风井，煤层埋藏较浅，浅部风井深度不超过100m，费用不高，方案可行。故在设计中采用中央分列式通风，中央风井服务第一、二水平的中北部。南翼风井服务第一、二水平的南翼，南翼下一水平的通风通过一段回风平巷与南风井相连。风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。中央风井，南翼风井布置在井田边界之外，不留煤柱。工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：（1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；（2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3）尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4）尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积10.5×104m2，定为350m×3开采水平的确定 本矿井煤层露头标高为-17m，煤层埋藏最深处达-850m，垂直高度达833m，因此必须采用多水平开采，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～350m井底车场和运输大巷的布置（1）运输大巷的布置由于运输大巷要为上下水平的开采服务以及本煤层厚度为5.5m，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，水平大巷布置在距煤层底板30m处的细砂岩中。煤层大巷的优点是巷道掘进速度快，矿井投产早，而且掘进出煤量也很可观；岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；在开采上下水平时，可以跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，便于设置煤仓。（2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的中细砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择最优方案。矿井开拓延伸及深部开拓方案本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：立井延伸；双暗斜井延伸。双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采都不受太大影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。开采顺序 本井田开采顺序为先采第一水平，再采第二、三水平； 采区开采顺序：采用采区前进式，即由井筒向井田边界推进； 采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。方案比较 根据以上分析，提出以下四种方案，如图4-1所示（1）三水平开采，立井井筒位于-280煤层处，顶板车场，主暗斜井、副立井延伸第二水平，水平标高-550，石门到达大巷，双暗斜井延伸到三水平，水平标高-850。（以下各方案各水平标高与方案一相同）（2）三水平开采，立井井筒位于-280煤层处，主暗斜井、副立井延伸第二水平；主暗斜井、副立井延伸到第三水平（3）三水平开采，井筒位置改变，一水平仍位于-280水平煤层处，车场位于底板岩石中；二、三水平双暗斜井延伸。（4）三水平开采，井筒位于-280水平煤层处，石门到达大巷；二水平暗副立井延伸，主暗斜井延伸，石门到达大巷；三水平双暗斜井延伸。（1）技术比较方案一和二主要区别在于三水平用斜井还是立井延伸，方案三和四在三水平延伸方案相同的情况下，改变井筒位置，比较二水平立井延伸和斜井延伸的区别。四个方案的粗略经济比较如下表：方案一方案二基建费/万元主暗斜井井开凿1729.5×1050×1e-4=118.5975副立井开凿300×3000×1e-4=90副暗斜井井开凿1729.5×1150×1e-4=198.89主暗斜井开凿1729.5×1050×1e-4=118.5975上下斜井车场(300+500)×900×1e-4=72石门开凿900×800×1e-4=72井底车场1000×900×1e-4=90小计452.79小计433.5975生产费/万元石门运输1×2268.01×0.16×0.381=139.346立井提升0.2×2268.01×0.57×0.85+1.2×2268.01×0.313×1.1=1152.82暗斜井提升1.2×2268.01×1729.5/1000×0.48+2268.01×923.48/1000×0.48=3264071暗斜井提升1×2268.01×0.48×1729.5/1000+1×2268.01×923.48/1000×0.48=2888.15立井提升1.2×2268.01×0.313×1.1+0.2×2268.01×0.27×0.85=1041.15排水329.2×24×365×30.3×(0.305)/10000=2665.05排水329.2×24×365×30.3×(0.103+0.305)/10000=2223.75石门运输0.2×2268.03×0.381×0.9+0.2×2268.01×0.6×0.381+1×2268.01×0.160.381=397.49小计6668.96小计7107.52总计费用/万元7121.757541.1175百分率100.00%106%方案三方案四基建费/万元主暗斜井井开凿923.48×1050/10000=96.9654暗副立井开凿270×3000/10000=81副暗斜井井开凿923.48×1150/10000=106.2石门开凿875×800/10000=70上下斜井车场(300+500)×900/10000=72主暗斜井开凿923.48×1050/10000=96.9654井底车场1000×900/10000=90斜井车场(300+500)×800/10000=64小计275.1656小计409.9654生产费/万元暗斜井提升1.2×3753.33×923.48/10000.48=1996.488立井提升×1.1×313/1000+0.2×3753.33×270/10000.85=1723.0立井提升×270/1000×1.1=1550.7258石门运输0.2×3753.33×800×0.875=250.25排水（斜、立）329.2×24×365×(0.063+0.225)×30.3/10000=2516.512暗斜井提升1×3753.33×0.48×0.875=1567.39排水（斜、立）329.3×24×30.3×(0.305)/10000=2665.05小计6063.726小计6205.7总计费用/万元6338.89166615.6654百分率100.00%104%余下的1、3方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两者相比方案3的总投资要少一些，但是方案1的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通过具体的经济比较，才能确定其优劣。2）开拓方案经济比较第1、第3方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：建井工程量项目方案一方案三前期主井井筒313+20333313+20333副井井筒313+5318313+5318井底车场10001000主石门160运输大巷12001050后期主井井筒副井井筒270副斜井1729.5923.481729.5主斜井923.481729.5923.481729.5井底车场1000800主石门525运输大巷1075010525基建费用表项目方案一方案三工程量单价费用/万元工程量单价费用初期主井井筒333300099.9333300099.9副井井筒318300095.4318300095.4井底车场100090090100090090主石门16080012.8运输大巷15008001201500800120小计418.1405.3后期主井井筒2703000810副井井筒00副斜井1729.51150198.89252652.981150305.0927主斜井2652.981050278.56292652.981050278.5629井底车场10009009080090072主石门600800480运输大巷1075080086010525800842小计1556.45541497.6556共计1974.55541902.9556生产经营工程量项目方案一方案三工程量工程量运输提升大巷及石门运输一水平1.2×3363.66/2×((23+11.5+2.5+14)×50+(17+7+18.5)×50)/1000=9435.0661.2×3363.66/2×((23+11.5+2.5+9.5)×50+(21+7+18.5)×50)/1000=9384.6114二水平×((33+8+11)×50+(27+10)×50+10.5×50)/1000=10862.74×((33+8+11)×50+(27+10)×50+10.5×50)/1000=10862.74三水平1.2×2268.01/2×31×50/1000=2109.2491.2×2268.01/2×31×50/1000=2109.2490立井提升一水平1.2×3363.66×0.313=1263.3911.2×3363.66×0.313=1263.391二水平0.×3639.11×0.583+1.2×3639.11×0.313=1791.171.2×3639.11×0.313=1366.8497三水平0.2×2268.01×0.583+1.2×2268.01×0.313=1116.3151.2×2268.01×0.313=851.86斜井提升一水平00二水平1×3639.11×0.923=3358.8993753.33×1.2×0.923=4157.188三水平1.2×2268.01×1.7295+1×2268.01×0.923=6800.4011.2×2268.01×1.7295+1.2×2268.01×0.923=7219.0758维护采区上山1.2×2×6×(923.2+1729.5+263/SIN(17)×12.83)/10000=20.4471.2×2×6×(923.2+1729.5+263/SIN(17)×12.83)/10000=20.447排水一水平329.2×24×365×28.03/10000=6063.269329.2×24×365×27.07/10000=7806.42二水平329.2×24×365×30.3/10000=8773.69329.2×24×365×31.28/10000=9020.50三水平329.2×24×365×18.9/10000=5450.367329.2×24×365×18.9/10000=5450.366生产经营费项目方案一方案三工程量单价费用/万元工程量单价费用/万元大巷及石门一水平9435.0660.454245.7798384.61140.454223.0751二水平10862.740.3814138.705210862.7430.3814138.7052三水平2109.2490.32674.959782109.24930.32674.95978小计9059.44489036.7401立井提升一水平1263.3911.11389.72981263.39071.11389.7298二水平1791.170.851522.49451366.84970.851161.8223三水平1116.3150.8893.05162851.864560.8681.49164小计3805.27583233.0437斜井提升一水平00.48000.480二水平358.8990.361209.20354157.18830.361496.5878三水平800.4010.32040.12047219.07580.32165.7227小计3249.32383662.3105运提费用合计16114.04415932.094维护采区上山20.4472535715.6536620.44724735715.65366排水一水平8083.2690.2251818.73557806.42490.2251756.4456二水平8737.890.272359.23029020.50140.272435.5354三水平5450.3670.291580.60645450.36690.291580.6064小计5758.57225772.5874合计21872.61721704.682费用汇总表项目方案一方案三费用/万元百分率费用/万元百分率初期建井费418.1103%405.3100%基建工程费1974.5554104%1902.9556100%生产经营费21872.617101%21704.682100%总费用24265.272101%24012.937100%在上述经济比较中需说明以下几点：两方案中，各采区的划分与布置类似，故采区服务年限及各采区上山的总开掘长度一样，两方案上山开掘费及维护费未进行经济比较。在运输费用中，方案1、3的区别仅在于方案1的第二水平与方案3的第二水平的延伸方式的不同，故仅对方案1的第二水平与方案3的第二水平作了比较。立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。两方案由于井筒位置不同，其井筒保护煤柱也不同。方案3井筒位置偏于煤层上部，因此方案1的煤柱损失将比方案3的多，在综合比较中须考虑到这一点。综合比较及结果：虽然方案1的总费用与方案3的总费用相差不大，但考虑到方案3的井筒位于煤层的上部，工业广场在一水平压煤多于方案1，但压煤总量少。此外，考虑到方案3斜井运输，胶带可直接通往主井井底煤仓，连续性好。且车场位于底板中，维护较好。三方案的初期投资少。故综合比较，3方案优于1方案。矿井为三个水平，第一水平标高为-280m，第二水平标高为-550m，三水平标高为-850，三水平均为上山开采，第一水平上山部分为-280m以上，1个阶段，阶段斜长约889.7m；第二水平上山部分为-550—-850m，1个阶段，阶段斜长约923.5m；三水平上山-550以上，1个阶段，阶段斜长约1729.5m。4.2矿井基本巷道井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田边界中央断层煤柱外设置一个风井，在井田北翼-50煤层处设北风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及南、北风井均采用圆形断面。（1）主井位于矿井工业场地，担负全矿井120万t/a的煤炭运输。井筒内装备一对JDS12/110×4型12t箕斗，圆形断面，净直径为4.50m，净断面面积15.90㎡。混凝土井壁厚350㎜，表土段井壁厚750㎜充填混凝土厚50㎜。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表见图4—5。（2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，净断面面积为28.27㎡，井筒内装备一对1.5吨矿车双层四车加宽罐笼一对，井壁采用混凝土砌碹支护方式，混凝土井壁厚400㎜，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表分别见4—6。（3）风井风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5.5m，净断面面积为23.7，采用混凝土支护方式，井壁厚度为400mm，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别见图4—7。图4-5主井井筒断面图4-5主井井筒断面图4-6副井井筒断面图4-6副井井筒断面图4-7风井断面图4-7风井断面（4）风速验算所选定的副井作为进风井，南、北风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。图4-8井底车场井底车场图4-8井底车场从矿车在井底车场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折反式。本矿井设计年产量为120万吨，在大巷运输采用3吨底卸式矿车运煤。根据底卸式矿车的运行特点及要求，选用折反式井底车场，为里保证矿井生产及安全的需要，一般井底车场设有各种硐室。井底车场线路布置及调车方式见图4—8。主要开拓巷道主要开拓巷道如运输大巷，主石门（同运输大巷）均布置在底板砂岩中，为了能够使水自动流动应该保持一定的坡度，一般为0.3%—0.5%。由于其服务时间长，为了便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱型，并采用锚喷支护。断面图见4-9。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》中的有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，验算结果见第九章。图4-9大巷及石门断面图图4-9大巷及石门断面图总回风道位于首采区上端底班板砂岩中，其巷道断面与运输大巷相同。为了便于维修，大巷内也布置轨道，但不布置受电弓。巷道断面见图4-10。图4-10总回风巷断面图4-10总回风巷断面5准备方式——采区巷道布置5.1煤层地质特征采区位置及范围矿井首采采区位于井田南部第一水平上山部分，南部是人为划定的边界，并被工业广场保护煤柱相隔。采区内无村庄、河流、湖泊以及铁路等。采区煤层特征本采区所采煤层为10煤层，其煤层特征见表5—1：表5—13煤层特征表煤层名称煤厚倾角结构稳定性容重硬度牌号35.514°单一稳定1.40t/m3中硬焦煤本采区内煤层倾角变化不大，瓦斯涌出量较低，主要涌出气体为CH4和CO2，其中CH4相对含量为6.042m3/t，CO2为4.27m3/t，属于低瓦斯矿井。煤没有地质构造该采区构造简单，没有大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，倾角14度左右，无明显的变缓、变陡趋势。顶底板特性及水文地质（1）顶底板条件伪顶：灰黑色泥岩或炭质泥岩，常与煤层分界不清，多缺失，极易冒落，平均厚0.05m。直接顶：以砂质泥岩、泥岩为主，深灰色，致密块状，硬度为f=3，易冒落，平均厚2.5m。开采过程中顶板压力大，工作面支护困难。综上所述，其顶板分类定为Ⅱ类。容重18KN/m3，松散系数1.32。老顶：灰白色砂岩，细～中粒，块状，泥、钙质胶结，磨圆度中等，斜层理发育，裂隙较发育，常与第二层砂岩合并，不易冒落，厚度2.5～6.6m，平均4.5m。容重20KN/m3，松散系数1.22。直接底：灰色泥岩或砂质泥岩，局部含砂量较高，含植物根化石和泥质结核，偶有底凸，易碎，抗压性差，遇水易膨胀，底部为4煤，局部夹0.5～1.0m的灰白色细砂岩，厚0.07～4.0m。老底：灰色砂质泥岩或互层，呈互层时，一般为3m左右，为砂质泥岩时，厚度大，有时可达10m以上，局部夹煤屑或极薄炭质泥岩，该岩石与下部泥岩分界不明显。（2）水文地质在3煤顶板2-3m和15m的地方有两个含水层，均为砂岩，富水性为弱～中等，局部富含水，平均涌水量为8.4m3/min，最大涌水量为13.35m5.2采区巷道布置及生产系统采区走向长度的确定采区内地质条件简单，煤层富存稳定，煤层厚度为5.5m，属于中厚煤层。本矿采用机械化开采，机械化程度很高。采区划分受到大断层的影响，全矿划分为7个采区，首采区走向长度为1300m，倾斜长度1086m。确定区段斜长和区段数目区段斜长=采煤工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下两平巷宽度。可以用下失计算。L=l+m+2B（5.1）式中L表示区段斜长；ml表示采煤工作面长度；mm表示区段煤柱宽度；mB代表区段平巷宽度；m。单巷布置为B乘以2。又有D=n×L（5.2）D为阶段斜长；由于工业广场的影响，能够布置综放面的采区斜长为950mn为区段数目；个L为区段斜长；m由上面两式可得，n(l+m+2B)=D由于煤层和顶底板都较软，而且煤层较厚，区段煤柱留设9m。区段巷道取3.3m，n取5，得到工作面的长度l=175m。区段斜长的为L=190m。安装液压支架时会存在安装误差，特地留下10cm的距离作为安装裕量。煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要有采区边界煤柱、采取上山保护煤柱、区段煤柱以及水平大巷保护煤柱。运输大巷布置在距煤层底板的32m的砂岩中，在采区的边界留设30m的煤柱以保护大巷。两上山也布置在同一曾位的砂岩中，上山之间留设20m的保护煤柱。由于采区走向长度较短，采用的是单翼开采，仅在上山的一侧留设30m的保护煤柱。在矿井服务的后期，可以将两上山之间和上山煤柱一同采出。由于煤层顶底板均较软，决定采用单巷布置回采巷道，采下一区段时采用沿空掘巷的方法，留设9m的煤柱，以利于维护巷道，通风和排水。采区上山布置由于石台矿区煤层、顶底板较软，为了减少上山的维护费用，将上山布置在距煤层底板32m的砂岩中。砂岩厚15m，运输上山距煤层32m，轨道上山距煤层30m，两上山的水平距离为20m。采区上山布置如图5-1，上山断面见图5-2。图5-1采区上山布置图图5-1采区上山布置图区段平巷的布置该采区开采单一煤层，厚度为5.5m，采用单巷布置，巷道与相邻工作面的距离为9m，区段平巷均采用矩形断面，断面图见采区工作面层面布置图。采区内工作面的接替顺序为了能够在采空区上覆岩层稳定后再进行沿空掘巷，采区内工作面的接替顺序为隔一个区段跳采接替，区段接替由上到下依次接替。采区通风、运输及其它系统（1）运煤系统工作面→运输平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷→主井→地面。（2）运料系统副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部（中部）车场→区段回风平巷→工作面（3）回风系统新鲜风流：副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→区段运输平巷→→工作面污风风流：工作面→区段回风平巷→运输上山→回风小石门→风井→地面（4）出矸系统掘进工作面→回风运料平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底车场→副井→地面。（5）供电及排水系统供电系统：地面变电所→副井→井下中央变电所→采区变电所→移动变电站→工作面。排水系统：工作面（掘进头）→区段运输平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底水仓→副井→地面。如工作面内涌出的积水或区段平巷内的积水不能自流到中部车场时，应安设局部小水泵进行抽排。采区内各种巷道的掘进方法采区内巷道采用综合机械化掘进，选用AM—50型掘进机、SEP—160A型转载机、SGB—620/40（SDW—40T）型刮板运输机。掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机。掘进前进时，延长刮板运输机，当延长到刮板运输机长度时，拆除刮板运输机中部槽，将其缩到20—25m，并将可伸缩带式输送机延伸50—75m，转载机与刮板运输机的搭接长度为12.5m，掘进通风方式为压入式局扇通风。采区生产能力（1）工作面采出率由于布置的工作面是综采放顶煤的采煤工艺，工作面的采出率C可用下式计算；式中：C——采出率；M1——工作面的采高；2.60m。C1——工作面采出率；取0.93M——煤层厚度；5.5C2——顶煤放出率；0.80将参数代入公式，得C=0.86（2）工作面生产能力本采区为一个工作面生产。工作面生产能力按照确定的工作面长度、选取工作面进度及采高，便可算出工作面单产。A=l×L1×M×R×C×KZ（5.3）式中：A——工作面日产量，吨/天；l——工作面长度，175mL1——工作面日进度，0.6×6=3.6m；M——煤层厚度，5.5mR——煤的容重，1.30t/m3；C——工作面采出率，取0.86。KZ——正规循环率，0.95。则：A=175×3.6×5.5×1.30×0.86×0.95=3680.18t工作面的年生产能力为：A×330×10-4=3680.18×330×10-4=121.45万t（3）采区生产能力采区生产能力由式（5.4）计算，（5.4）式中：Ab——采区生产能力，万吨/年；K1——采区掘进煤系数，取为1.1；K2——工作面之间出煤影响系数，由于同采工作面个数为1个，故K2=1;A0i——工作面生产能力，121.45万吨/年。则：Ab=1.1×1×121.45=133.60万t/年故一个采区生产能力能够满足矿井产量要求。采区采出率采区工业储量由下式计算：Q=S×M×R×10-4（5.5）式中：Q——采区工业储量，万吨；S——采区面积，m2；1437500㎡。M——煤层厚度，5.5mR——煤的容重，1.40t/m3。则：Q=1437500×7.10×1.30×10-4=1326.8万吨煤柱损失量为：P=[（20+30）×1500+30×1080+9×(860+970+1070+1170+1250+1330)]×1.40×5.50×10-4=144.36万t采用下面两种方法计算采区采出率：法1：采区采出率=×100%（5.6）采区开采过程中的煤柱损失主要有：采区煤柱损失，工作面的落煤损失，约占采区煤柱损失的3%—7%，这里取6%。落煤损失为：P×6%=144.35×0.06=8.66万t则：采区采出率C=(Q-P-P×6%)/Q×100%=(1326.8-144.36-8.66)/1326.8×100%=88.5%法2：采区采出率=×100%（5.7）实际出煤量=式中L——工作面倾斜长度；175m。Li——工作面的走向长度；m。M——煤层厚度，5.5mR——容重，1.40t/m3。C1——工作面采出率，0.86。K1——掘进出煤率，1.1。实际出煤量=175×(860+970+1070+1170+1250+1330)×5.5×1.40×0.86×1.1=985.97万t由于本采区内还要布置普通机械化采煤工作面，并且还要回收煤柱，实际的采出率要高出一些，现乘以一个系数K2=1.1。图5-3上部车场实际出煤率=985.97/1326.8×1.1×100%图5-3上部车场=82.5%采区采出率取两者之间的较小值，既82.5%。完全符合《煤炭设计规范》的要求。5.3采区车场及主要硐室采区上部车场选型采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络巷道的硐室。本采区选用的采区上部车场为逆向平车场，轨道上山的绞车房布置在区段回风平巷水平。该车场的优点是不会跑车，操作安全，缺点是调车时间长，通过能力小，但是可以满足本矿井的正常生产需要。另外由于本采区回风石门与煤层区段回风平巷相联系，故采用逆向平车场。上部车场见5-3。图5-4中部车场采区中部车场选型图5-4中部车场采区中部车场是联系上山和中部区段平巷的一组巷道，采区中部车场一般为甩车场，根据采区巷道的布置，区段划分不同，采区可以布置一个或几个中部车场，按甩入地点不同，可分为平巷式、石门式、绕道式三种。由轨道上山提升上来的矿车，通过甩车道甩入中部石门中，再进到区段轨道平巷，而各区段运输平巷的煤经运输石门和区段溜煤眼，下溜入运煤上山中。中部车场见5-4。采区下部车场选型图5-5下部车场由于煤层倾角为14°，起坡点落在大巷的顶板，且顶板围岩条件比较好，因此选用大巷装车式下部车场，其优点是调车方便，线路方便，线路布置紧凑，工程量省。但绕道维护量大，影响大巷通过能力。下部车场见图5-5。图5-5下部车场采区主要硐室（1）采区煤仓从目前使用情况来看，煤仓以圆形断面居多，直径一般取2—6m，以4—6m为佳，因为煤仓过高，容易使煤压实而起拱，引起堵塞，一般不宜超过30m，以20m左右为好，但由于本采区生产能力比较大，尺寸为圆形断面直径6m，煤仓高28m，净断面煤仓利用率η=H/D=28/6=4.7>3.5。既煤仓选型合理。（2）采区绞车房采区绞车房应布置在围岩为砂岩，稳定无淋水、地压小、易维护的地点。应避开较大的地质构造、含水层以及有煤和瓦斯突出的地点，并不受开采的影响。本采区上部为逆向平车场，轨道上山以水平的巷道与区段回风平巷相连，绞车房布置在与回风巷同一水平的岩石中。设计绞车房有两个出口，一是钢丝绳通道，二是通风巷道，硐室断面为半圆拱型，高度为3800mm，用锚喷支护。（3）采区变电所采区变电所应布置在围岩稳定、地压小、无淋水、通风条件良好且采区用电负荷处。所以本采区变电所设在采区中心地区，既第4区段中央，呈“一”型布置，采用锚喷支护。该变电所服务整个采区。6采煤方法6.1采煤工艺方式采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为3号煤层，平均厚度5.5m，煤层倾角14°，地质结构单一，煤层赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为0～1，煤的容重为1.40t／m3。煤层直接顶为砂质泥岩、泥岩，厚度2.05m；老顶为灰白色中砂岩，厚度4.5m；直接底为灰色砂质泥岩，厚度3.0m；老底为灰色砂质砂泥岩，厚度达10m以上。采区相对瓦斯涌出量为6.042m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.27m3/t，煤层无自燃倾向性。正常涌水量为145.8m3/h，最大涌水量为378.6m3/h。确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤工艺，各有优缺点，下面进行比较：（1）分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。（2）放顶煤工艺eq\o\ac(○,1)优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；eq\o\ac(○,2)缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述2种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤的回采工艺。结合矿井实际条件，瓦斯涌出量小，煤质硬度较小，顶煤放煤容易，本煤层平均厚5.5m，顶底板均较软，矿压显现剧烈，顶煤易放出。此外：Ⅰ对煤层及地质条件具有较强的适应性；Ⅱ具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低10-30元。故采用走向长壁全部跨落一次采全高综采放顶煤法。后退式自然跨落法采煤。回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度为175m，区段长1130m；煤厚5.5m，采高2.6m。平均倾角14°。工作面布置两条顺槽：上顺槽和下顺槽。下顺槽布置胶带输送机，供进风、运输、行人使用。上顺槽铺设轨道，供辅助运输和回风使用。两巷均为单巷掘进。顺槽断面均为3.3m宽，2.6m高；顺槽间煤柱按规定留设9m，以免顺槽变形过大而难以维护。（1）工作面配套设备的选择根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》选用编号为ZC137—ZFS32L的配套设备。表6-1三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZFS4000/15/32LMG300-WSGZ—764/400SGZ—764/320回采工作面破煤、装煤方式工作面的采煤机的参数如下：表6-2MG300-W型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG300-W采高2.0～3.7m适应媒质硬度F=1～3煤层倾角≤35°截深600mm滚筒直径2.0m牵引方式无链牵引力500KN牵引速度0～8m/s链条规格销轮齿轨滚筒中心距8389mm机面高度1488mm卧底量286mm电动机型号YSKBC—300A/300功率300KW台数1台电压1140V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距2275mm最小不可拆卸件尺寸3260×1275×1039mm总重40t设计单位鸡西煤机厂生产厂家鸡西煤机厂工作面采煤机利用螺旋滚筒破煤、装煤，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽，顶煤通过支架后面的放煤口直接进入后部刮板输送机。完成破煤、装煤的全过程。（1）采煤机的进刀方式：采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。进刀过程如下：图6-1采煤机斜切进刀示意图eq\o\ac(○,1)当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤，见图6-1.a；eq\o\ac(○,2)调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直，见图6-1.b；eq\o\ac(○,3)再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，见图6-1.d；eq\o\ac(○,4)将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤见图6-1。回采工作面支护方式（1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用成套设备中的ZFS4000/15/32L型液压支架和ZTF6400/17/32Z型端头支架。工作面上下端头分别布置端头支架2架，中间液压支架117架，共计121架。支架技术特征见表6-3表6-3ZFS4000/15/32L型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZFS4000/15/32L形式支撑掩护式双输送机放顶煤支架放煤形式插板式高度M宽度1.43～1.6M中心距1.5M初撑力3694KN工作阻力4064KN支护强度0.7Mpa对底板比压1.43Mpa适应煤层倾角≤25°供液泵压29.4MPa运输尺寸（长×宽×高）5×1.43×m重量15.9t设计单位沈阳煤研所制造厂家平阳机械厂（2）液压支架的校核eq\o\ac(○,1)支架工作阻力校核工作面顶板为Ⅱ级顶板，根据《采场顶板控制及检测》一书中说明，工作阻力可按支撑顶板煤和跨落带岩重计算，并乘以一个动压系数，公式为式（6.1）。P=K[La(R·h·Ld+∑RZ·hZ·LZ+∑Rli·hli·Llki)COSα]（6.1）式中：P——支架工作阻力，KN；K——动压系数，一般取1.5～2.0，此处取1.8；La——支架宽度，1.5m；R——放煤平均容重，12.74KN/m3；Ld——支架上顶煤长度，5.25m；RZ——直接顶平均容重，18KN/m3；hZ——直接顶厚度，2.05m；LZ——直接顶跨落步距，5.25m；Rli——跨落带中第i层老顶分层容重，20KN/m3；hli——跨落带中第i层老顶分层及附加岩层厚度；Llki——跨落带中第i层老顶分层的岩块长度；α——煤层倾角，14°。由煤层的地质条件可知，老顶厚度4.5m，分为三层，分别为：Rl1=1.0m,Rl2=1.7m,Rl3=1.8m。按照规定，老顶岩梁的长度分别为：6m，6m，6m。P=1.8×[1.5×（12.74×4.5×5.18×2.05×5.25+20×1.0×6+20×1.7×6+20×1.8×6）×cos14°]=2822.13KN根据ZFS4000/15/32L型放顶煤液压支架的特征表可知，工作阻力为4064KN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。eq\o\ac(○,2)支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%×4064=3048KN（6.2）由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3694KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。eq\o\ac(○,3)支架的结构参数校核支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的公式为：Hmin=Mmin－S2－a（6.3）S2=d×Mmax×R2（6.4）Hmax=Mmax－S1（6.5）S1=d×Mmin×R1（6.6）式中：MminMmax——与煤层相应的最小、最大采高（由于工作面采用放顶煤开采，割煤高度都为2.6m）；HminHmax——支架的最小、最大高度，m；S2——支架在最小采高时，后柱处的顶板下沉量，m；S1——支架在最大采高时，前柱处的顶板下沉量，m；d——顶板级别系数，取0.025；R2——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距，m；R1——前柱到煤壁的距离，m；a——支架的卸载高度，0.05m。将相关数据带入以上各式可得：S1=0.025×2.6×3.75=0.2438mS2=0.025×2.6×4.65=0.3022mHmin=2.6－0.3022－0.05=2.2478mHmax=2.6－0.2438-0.05=2.306m由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设计的要求。（3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。（4）移架及推溜方式根据本煤层的地质条件，底板较软，顶底板稳定性较差。为减轻工人劳动强度，移架用依次顺序移。推溜采用单向依次推溜与移架相配合。由于顶板稳定性较差，顶煤较弱，应该及时支护，以防顶煤冒落。端头支护及超前支护方式（1）端头是工作面与顺槽的交接处，特点是跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下顺槽受回采影响，压力增大，不易支护。决定采用端头液压支架。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。上下顺槽超前40.2m加强支护。端头选用的支架型号为：ZTF6400/17/30Z 型中置式端头支架。其技术特征表见表6-4。表6-4ZTF6400—17/30Z型端头支架主要技术特征见表型号ZTF6400—17/30Z工作阻力（KN）5230～6400初撑力（KN）4830～5044最小支撑高度（mm）1700最大支撑高度（mm）3000支护强度（MP）250～270中心距（mm）1400底板比压（MP）0.32～0.38工作压力（MP）31.4（2）工作面采用DZ28-25/100型单体液压支柱加4m长的11#花边钢梁进行超前加强支护。上下顺槽为锚网索联合支护方式，从每壁外40.2m，使用4m长11#花边钢梁，一梁三柱交替前移，间距是0.6m。防止钻地量超过标准，使用Φ40的铁鞋配专用底梁，单体支柱垂直顶板并有3°～5°迎山角。三柱成一条直线，并使用防倒绳栓好。（3）超前支护管理eq\o\ac(○,1)超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。eq\o\ac(○,2)超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。eq\o\ac(○,3)当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。eq\o\ac(○,4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外.各工艺过程注意事项（1）割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（2）移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在300mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。（3）推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.6m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。（4）清煤质量标准工作面没有超过100mm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。（5）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用1台端头支架，机尾采用1台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。eq\o\ac(○,1)端头支架必须达到初撑力。eq\o\ac(○,2)端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。eq\o\ac(○,3)当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。（6）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2（7）提高块率、保证煤质的措施eq\o\ac(○,1)在各转载点落煤处加设缓冲装置。eq\o\ac(○,2)在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在合适的速度。eq\o\ac(○,3)破碎机锤头高度保持在150－200mm之间。eq\o\ac(○,4)机组司机要掌握好采高,严禁割底。eq\o\ac(○,5)停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。eq\o\ac(○,6)在顺槽皮带机头处加设除铁器。eq\o\ac(○,7)各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮、木料)进入运煤系统。（8）顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。循环图表、劳动组织、主要技术经济指标（1）循环图表的编制eq\o\ac(○,1)循环作业工作面实行“四六”作业制，即三班半生产，一班检修。采煤机双向割煤，追机作业，上行、下行均割煤，往返一次割两刀，由所选采煤机的技术特征可知，采煤机的截深为0.6m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.6m（循环图表见工作面布置图）。eq\o\ac(○,2)工作面工艺流程及注意事项割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜→割煤。割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方式不小于30m，截深0.6m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。工作面采高控制在2.6±0.1m。移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒5-10m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.6m。拉前溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.6m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。eq\o\ac(○,3)循环产量的确定工作面原煤产量的公式为：V0=N×X×D（6.7）A0=L×V0×M×R×C×C1（6.8）式中：V0——工作面推进度，m/a；N——每年工作面生产天数，取330天；X——每天循环进刀数；6刀；D——截深，0.6m；A0——年产量，万t/年；L——工作面长度，175M——煤层厚度，5.5mR——煤的容重，1.40t/m3；C——回采工作面回采率，取0.86。C1——回采工作面正规循环率，取0.95。则工作面推进度V0=330×6×0.6=1188m/aA0=175×1188×5.5×1.40×0.86×0.95=121.45万t/a考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%，所以本矿井原煤产量为：A=A0×（1+10%）（6.9）式中：A——矿井总产煤量，万t/a；A0——工作面出煤量，万t/a；10%——掘进出煤率则：A=121.45×（1+10%）=133.6万t/a由此可以得出，工作面每天进6刀完全可以保证年产量达到设计要求。（2）劳动组织eq\o\ac(○,1)作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用三班采煤，一班检修的四六工作制。eq\o\ac(○,2)工序安排综采面割煤、移架、推移输送机、放煤、拉后部输送机五个主要工序，由于及时支护能够有效的防止顶煤的冒落，而且采场空间大，有利于行人，生产和通风。eq\o\ac(○,4)综放工艺Ⅰ放煤步距放煤步距是相邻两次放煤的间隔的距离。其大小一般为采煤机截深的整数倍。根据放顶煤工作面的实际统计，可用下面的经验估算放煤公式步距。d=(0.15～0.2)h（6.10）d——放煤步距,mh——放煤高度，可近似的取顶煤高度，2.9d=(0.15～0.2)×2.9=0.435～0.由此确定放煤步距为0.6m，即一刀一放。Ⅱ采放比该煤层厚度为5.5m，割煤高度为2.6m，则采放比为：2.6：（5.5-2.6）=1：1.12Ⅲ放煤方式放煤方式采用现在应用较广泛的