级设计题目1矿区概述及地质特征

矿区概述及地质特 矿区概 地质特 煤层特 2境界及储 2.1境 矿井工业储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 4开 矿井开拓的基本问 4.1.1开拓的基本问 矿井基本巷 准备方式—采区巷道布 煤层地质特 采区巷道布置及生产系 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 6.1.9回采工作面正规循环作 回采巷道布 井下............................................................................................................................概 系 采 设备选 大 设备选 矿井提 概 主副井提 矿井通风及安全技 矿井通风系统选 矿井风量计 全矿通风阻力计 矿井最路 矿井通风设备选 防止特殊的安全措 设计矿井基本技术经济指 薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研 1绪 鄂尔多斯矿区浅埋煤层覆岩地质条件评 浅埋薄基岩煤层覆岩活动规律研 浅埋薄基岩煤层回采技术适用条件分 浅埋煤层顶板支护设 主要结 参考文献 英文原 中文译 致 矿区概涡北位于淮北平原西部，行政区划属省涡阳县管辖。中心南距涡阳县城4km，地理坐标东径116°09′58″～116°12′45″，北纬33°30′53″～33°34′48″。东西宽约3.2km，南北长约6km，面积约19km2。濉（溪）～阜（阳）铁路从东南约3km处通过，该线往东北经符离集可接入津沪线，往西南经阜阳可接入京九线。附近在濉～阜铁有涡阳和龙山两个车站，距中心分别为5km和11km。区内公路四通八达。涡阳～永城公路纵贯东部，涡阳往阜阳、蚌埠、亳州、涡河是淮河的支流，距矿井工业场地最近处仅2km，可通行200t～400t级船。由涡河经怀远可进入淮河，还可经洪泽湖于转入京杭运河进入长江。因此，本区地理位置优越，交通方便，矿井具备铁路、公路和通航河流三种1－1－1。本区地势平坦，地面标高+29.49～+31.80m，地势西北高东南低，地面村庄较多。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南流径西南部，涡阳县城关涡河节制闸上游最高洪水位（1963年8月7日）标高为+30.45m。区内沟渠，均为人工开挖的灌溉沟渠，较大的涡新河长年有水。本区属季风暖温带半湿润气候，气候温和，四季分明。年平均气温14.6℃，最高气温41.2℃，最低气温－24℃。最早冻结期为11月，最迟解冻为翌年3月，最大冻土深度为0.19m。年平均风速为3.2m/s，平均降雨量811.8mm，雨季集中在7～8月份。江苏南省河安徽省1-1-1根据《中国动参数区划图》（GB18306－2001），本区烈度为Ⅶ度。五、矿区内工农业生产、建筑材料等概况位于淮北平原西部，以农业为主，工业欠发达。农作物主要有小麦、大豆、红薯、玉米等。8煤组赋存区内共有大小村庄22个，其中初期移交采区范围村6个，共1110户。投产工作面影响范围需搬迁村庄1个，共134户。矿井建设和生产矿井建设中的钢材、木材、水泥等材料主要由外地供应，砖、瓦、砂、石等土产中心距涡阳县城仅4km本区电源充沛可靠。涡阳县城南现有220/110/35kV1120MVA+190MVA，为双回路供电方式。设计矿井供电电源引自涡阳县城南220/110/35kV区域变电所，采用35kV向矿井供电，每回线路长约14km。目前矿井供本区水源充足。根据现有水文地质资料，新生界第一含水层富水性强，水质较经涡阳县水利局涡水政字［2001］93号文《关于对淮北矿业〈关于涡北矿井取水预审请函〉的复函》批准，同意日取水量1200m3，基本可以满足矿井生活用水量的需求。矿井投产后，正常排水量为每小时420m3，远大于矿井及选煤厂生产用水需求。本矿井供水水源是可靠的，已得到。1.2地质特1本地层属华北型沉积，含煤地层为石炭系、二叠系。1－2－1。地层特征一览 表1－2－1地层层岩石岩性描述界系统组古二下统下细砂含互层状粉砂质,平行节泥6煤炭质泥裂隙发育,端口平坦,岩芯破石细砂粉砂灰色,粉砂质结构,垂直裂生叠含铝泥盒细砂理,裂隙发育,为方解石充砂质泥行节理,端口平坦,岩芯破8煤泥子界系细砂理,裂隙发育,为方解石充粉砂灰色,粉砂质结构,垂直裂泥组10煤玻璃光泽,属半亮光亮型砂质泥行节理,端口平坦,岩芯破细砂理,裂隙发育,为方解石充地层特征一览 续表1－2－1地层系统厚度主要岩性界系统组岩薄层，含有重矿物，常见钙质结重矿物。与下伏上石盒子组整合接触>2二由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含1、2、3三个煤层（组中32为局部可采煤层。与下伏下石叠2古生系1由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组82为主要可采煤层，62、63为局部可由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组10、11两煤层（组。与下伏界1上段：灰～石5炭中段：浅灰色～灰色细中粒石英砂一层。下段：为厚14.82m系2涡北位于淮北煤田涡阳矿区的东北部，地处宿北断裂、光武～固镇断裂及夏邑～固始断裂和丰涡断裂所围成的菱形块内。主体构造表现为一断层（块）切的西倾单斜，明显受到区域构造的制约。地质构造复杂程度属中等类型，局部中等偏复杂。F22断层以东，地层近南北，倾角变化不大，一般在27°左右F22断层以西，地层倾角则相对较为平缓，但沿有一定的变化。北部宽缓，地层近南北，地层倾角在11～21°之间，一般在17°左右。自第8勘探线向南～－700m水平以深及F3断层以南的地段，地层倾角变陡，由21°逐渐变为27°，致使南部水平宽度减小，地层也逐步拐向东南方向。根据《涡北勘探（精查）地质报告》，全区共发现断层54条，除F3、F3－1、F15三条逆断层外，其余均为正断层。断层的展布方向规律明显，除8条近东西方向的NE～NW方向之间。按落差大小分：落差＜30m25条；落差≥30～＜50m的断层7条；落差≥50～＜100m12条；落差≥100m10条。区内F22和F26两条正交断层落差分别为65～250m及90～310m，将分割成Ⅰ～Ⅳ四个小区，为内主要构造，次生断层较发育。此外，精查地质报告中提出，内尚有46个解释小于10m的孤立断点。构造示意见图1－2－1。矿井主要断层特征及控制程度见表1－2－2。区内岩浆活动不甚强烈，仅在边缘有两个钻孔（61、127孔）见到。根据已有资料分析，岩浆岩的侵入时代应属于燕山期，岩浆岩对内煤层、煤质影响的可能性较小。煤层特1本二叠纪含煤地层，总厚约990m，含煤20～30余层，煤层总厚约20～1、2、3下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为主要含煤段。山西组下部含10、11二个煤组，煤层薄。全可采和局部可采的有32、62、63、81、82、112等六层煤层，总厚度10.10m，占煤层总厚的44%，其中81、82为主要可采的较稳定煤层，总厚度7.37m，73%；其它为不稳定的局部可采煤层。（1）32位于上石盒子组下部，为本组唯一可采煤层。煤层厚0.22～1.75m，平均0.88m，58%。结构简单，部分见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。F26断层以北厚约0.9～1.10m，仅个别点不可采，厚度变化不大，可采区连续，趋F26F22断层以东，32F22断层以西厚度一般为1.00m因此，32煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉砂（2）62位于下石盒子组下部，上距32煤层平均间距为211.25m，煤层厚0～1.66m，平均0.58m30%。结构简单，少数见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F26断层以北煤层厚度薄，均为可采；F26断层以南煤层厚度在临界可采附近，可采区零星分布，因此，62煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有（3）63位于下石盒子组下部，上距62煤层0.92～8.96m，平均3.58m，煤层厚01.21m，平均0.53m，可采指数24%。结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质F25断层以北煤层厚度薄，均不可采；F25断层以南可采区零星分布，因此，63煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，底板一般为泥岩，少量粉砂岩或细砂岩。（4）81位于下石盒子组下部，上距63煤层平均间距29.01m，煤层厚1.19～7.19m3.96m100%。结构简单，1/3F26断层以北煤层厚度一般为3～5mF26断层以南煤层厚度变化稍大，一般为2～4m81煤层为较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，粉砂岩、细砂岩下常发育泥岩伪顶，底板一般为泥岩。F26断层以南有三个与82煤层合并区，合并区7～8m。（5）82位于下石盒子组下部，上距81煤层0～6.77m，平均4.45m，煤层厚度1.67～8.20m，平均3.41m，可采指数100%。结构较简单，1/2见煤点具1～2层夹矸，夹矸F262～4m。F262～3m。82（6）112位于山西组下部，上距82煤层平均间距为103.03m0～1.58m0.74m，可采指数41%112煤层厚度较薄，见煤点厚度一般均在临界可采附近，为局部可采的不稳定煤层。煤1－2－3。本除32、63煤层伴有FM外，其余均为我国稀缺的优质JM81、82煤层均为中高发热量、中等挥发分、中等偏强粘结性的优质JM。81为低中灰、特低硫、低磷煤。82为中灰、低硫、特低磷煤。各煤层煤质特征见表1－2－4可采煤层特征 表两极值平均顶底泥泥泥煤层煤质特征 表MadAd碳Cdaf氢Hdaf氮NdafSt,d磷Pd厚度原0501013933722003100212531279027精69244230288724908848455128113182333298(原046211996352702900000300230829258618精6111592332262487549088491551291130653332原0451021373526037000005002156282586993890(19029231(精73114102323352547(8806898879(4885513211原03631190261048(000300014(2483312885(52896811152518精58194526228862918957(466551301131503433原040202003110000200008(2459302848(16492791102518精565149194525228836908972(430541321131483433原0473120092520003002598302878897881652518精4718382521883991894585413611333、、、煤层内生裂隙发育，32、112煤层内生裂隙较发育。地质报告未对煤层的层理及节理发育情况进行描述。煤样测定资料32煤孔隙率为7.19%～18.87%，61煤孔隙率为11.97%～12.58%，63煤孔隙率为12.03%～12.33%，81煤孔隙率为7.86%～8.45%，82煤孔隙率为4.86%～10.27%，112煤孔隙率为5.63%。1本可采煤层32、62、63、81、82、112顶板以泥岩为主，其次是粉砂岩，局部主要可采煤层8煤组（81、82）顶板泥岩抗压强度11.3～25.6MPa，岩石力学强度较低，变形模量小，遇水易泥化膨胀、崩解，煤层顶板极易坍塌、冒落，开采过程中容易放顶。细、中砂岩抗压强度39.0～159.0MPa，抗拉强度1.59～4.04MPa，岩石较坚硬致密，抗压强度高，顶板不易坍塌。8煤层底板泥岩抗压强度9.7～35.6MPa，抗拉强度0.68～3.40MPa，力学强度低，岩石受压易破碎，局部可能产生底鼓。粉砂岩抗压强度为34.1～63.2MPa，细砂岩抗压55.2～81.0MPa，岩石坚硬完整，不易发生底鼓现象。按煤炭部试用煤层顶、底板工程地质分类方案（建议），可将本煤层顶板分为二类，底板分为一类。2（1）根据矿井精查地质报告提供的资料，32、81、82煤层最大甲烷含量分别为6.856.96和8.84ml/g·daf，平均含量依次是2.58、2.55、2.47ml/g·daf，属贫甲烷范畴。但根地质报告未对各煤层的煤与瓦斯突出性作出评价。1、新生界松散层含、隔水层（组内煤系地层均被新生界松散层所覆盖。松散层厚度受古地形所控制，总体趋势是自东向西逐渐增厚，两极厚度378.80～445.40m，平均厚度为404.28m。按其岩性组第一含水层（组底板深度在31.30～35.40m之间，平均为33.66m，含水砂层厚度为14.85～26.00m，平均20.85m。该层（组）主要由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹2～3层薄层状砂质粘土组成。据供水总结抽水试验资料：水位标高27.13～29.22m，q=0.534～1.536L/s·m，富水性中等。矿化度0.299～0.747g/L，水质类型为HCO3-K+Na·Mg·Ca第一隔水层（组底板深度45.60～52.60m，平均为48.35m。隔水层厚6.40～13.50m，平均厚度10.10m。由浅黄色及浅棕黄色粘土及砂质粘土，夹1～3层粉细砂及粘土质砂，富含钙第二含水层（组底板深度86.30～97.10m，平均91.39m。含水层厚度12.00～28.50m，平均为20.50m，由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹5～8层砂质粘土或粘土组成。据供水总结抽水试验资料：水位标高24.46～28.01m，q=0.099～0.564L/s·m，富水性弱～中等。矿化度0.830～1.51g/L，水质类型为HCO3-K+Na·Mg型和SO4·HCO3·CL-K+Na型水。第二隔水层（组底板深度116.40～142.30m，平均为121.48m。隔水层厚度12.80～46.50m，平均为22.70m，由棕黄、灰黄及棕红色砂质粘土及粘土，夹1～3层细砂及粘土质砂组成。第三含水层（组底板深度为260.20～297.60m，平均269.70m，含水层厚度69.50～124.10m，平均厚100.60m，由深黄、棕黄、棕红、灰白色中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹5～8层顶板一般夹有1～2层细砂岩（盘），在195～225m有1～2层厚粘土可把该含水层组分为上下两段：上段砂层较厚，一般大于50m，含水较丰富；下段砂层较上段20～40m，砂层泥质含量高，含水性比上部差。据供水总结抽水试验资料：上段水位标高14.56～22.31mq=0.491～0.8901L/s·m，富水性中等。矿化度为0.791～1.245g/L，水质类型为HCO3·CL－K+Na型和HCO3·CL·SO4－K+Na型。经矿泉水指标，本层水中锶、碘、偏硅酸达到饮用天然矿泉水标准；下段水位标高22.61m，q=0.232L/s.m。矿化度为1.245g/L，水质属HCO3－K+Na型，但水的矿化度、氟含量及色度多项指标超过生活饮用水标第三隔水层（组底板深度在374.80～442.20m，平均为403.23m，隔水层厚59.90～125.90m，平均厚度93.90m，由灰绿、棕红、灰白色粘土、砂质粘土及钙质粘土，夹4～10层粉细砂及粘土质砂组成。底部在6～12线之间有泥灰岩分布，其厚度1.40～32.30m，平均厚该层组为内重要隔水层（组），使其上部的地表水及一、二、三含水与下第四含水层（组该含水层（组）直接覆盖在煤系地层之上，其厚度变化主要受古地形控制，含水层0～11.35m3.43m，其岩性较复杂，多为半固结及固结状砾石及粘土质砂组成。本矿第四含水层（组）分布极不稳定，只是在4线和10线局部地段呈透镜状分布。据107孔抽水试验资料，水位标高33.312m，q=0.0327L/s·m，富水性弱。矿化度3.16g/L，水质类型为CL·SO4－K+Na型。本勘探经历了找煤、普查、详查、精查四个阶段，勘探面积约19km2勘探采用了高分辨率数字技术与钻探、数字测井相结合的综合方法，共施工模拟测线62条，测长200.0km，物理点8765个；施工数字测线67条，测189.54km，物理点3905个；地质钻探施工钻孔94个，工程量65727.44m公里4.95个钻孔；抽水6次，采取煤芯煤样73个，瓦斯样28个，岩石力学样461个，其它样品315个。可行性研究设计阶段，进行了井筒检查孔（3个）的施工，提交通过上述地质勘探工作，对可采煤层构造形态及主要褶曲、断裂、煤层厚度、储量、煤质、水文地质条件及其它开采技术条件已查明或基本查明。因此本地质勘探程度较高，高级储量比例大，勘探工程质量较好，分析准确、资料齐全。精查地质报告经中国煤田地质批准，资源部矿产咨源储量评审中心给予认定，设计认为基本可以满足矿井设计、生产建设建要。1、根据淮北矿区的特点，新建矿井生产后，都有不同程度的瓦斯涌出量较地质报告增大现象。在今后实际生产中，矿方应组织对主采煤层的瓦斯含量进行鉴定工作，推算出瓦斯含量及压力随采深增加的递增关系，对矿井原有瓦斯资料进行修正，以便较准确地预测出矿井生产各时期的瓦斯涌出量，为安全生产服务。2、根据6753等6个钻孔的启封检查结果，有2际封闭深度达不到设计深度，封孔结论为不合格。同期施工的还有6754等钻孔，今后3、本矿井开采煤层厚度大，而地面村庄较多，因此村庄塌陷变形不可避免，特别是地面河流随开采塌陷，必须对河堤整治和加高。生产中应统筹安排和，以保证矿井开采顺利进行。4、由于内构造较发育，且中深部对太原组灰岩水的水文勘探工作较少，为确保建井期间的施工安全，设计建议在施工准备期间可利用部分钻探工程对太原组灰岩富水性作进一步的勘探工作。5、对断层的含水性及导水性结论是根据断层破碎带的岩性、简易水文和单孔抽水试验作出的，论据欠充分。建议对有关断层、尤其是F25、F22、F26断层进行群孔抽水试验，以进一步确定断层的含水性及导水性。6、在下一步的补充勘探中，应将对陷落柱的勘探作为重点之一，以保证矿井生产安全。如发现有陷落柱，则必须查明陷落柱顶面到达的岩（煤）层高度、陷落柱定位、陷落柱对煤层开采的影响程度，陷落柱的导水性、预计的涌水量等。如没有发现如发现有陷落柱，则必须在补充勘探报告中明确排除。7、本水文地质条件比较复杂，内各含水层之间的水力联系通道不清楚，含水层的裂隙发育情况以及含水层间的水力补给情况有待于进一步查明，含水层横向富水性及块段间的差异也应当查清。这些都应在矿井建设期间补充完整。应对各含水层进行群孔抽水试验，并建立各含水层的水文观测孔。89、本矿井开采深度大，地应力相对较大，具有瓦斯突出所必需的“动力”，由于地质报告未对煤与瓦斯突出作出评价，在井巷施工及矿井生产中，应进一步测定煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数等有关参数，对矿井的瓦斯涌出动力现象做进一步的分析和鉴定。对煤与瓦斯突出作出评价，以便为预防煤与瓦斯突出提供依据。10、矿井建设及生产期间的补充勘探，建议将电法勘探加入，以查明各含水层及断层的含水性，进一步摸清小构造发育规律，确保矿井顺利投产和安全稳定生产。2境界及储2.1境涡北矿井境界为：南起F9断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶面的隐伏露头线，西止于32煤层－1000m水高线的地面投影线。平面上呈一不规则的矩形，南北长约6km，东西宽约3.2km，面积约19km2。南部边界F9断层落差大于280m、北部边界刘楼断层落差大于1000m，受该两条边界大断层切割，本成为独立。勘探范围内煤层埋深－400～－1000m，－1000m以深煤层尚未勘探。由于－1000m以深煤层单独建井从技术经济方面考虑不成立，因此，其范围和储量应划属本，作为本的接续储量赋存状况示意图如2-1-1 XYXY192345678F1β=35～70°H=180F1β=35～70°H=180～250mF2β=40～70°H=90～200m 矿井工业储（1）省煤田地质局勘查于1997年6月提交的《省涡阳县涡北勘（2）2002年8月三队提交的《涡北矿井井筒检查孔竣工报告（3）2003年11月煤炭科学研究总院西安分院提交的《涡北矿业公司涡北煤矿南一采区三维勘探报告；（4）2006年10月西安分院提交的涡北煤矿北四采区三维勘探中间成果资料（5）矿方提供的建井过程中的地质资料本次储量计算是按照《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/0215-2002要求的工业指标0.7m40%，最高硫分3%；0.05m时，与煤分层计算，复杂结构煤层的夹50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，本次储量计算只针对主采煤层，采用地质块段的算术平均法；煤层容重:主采煤层8煤层平均容重为1.40t/m3。本历经找煤、普查、详查、精查四个阶段，勘探面积约19.2km2。根据《煤、泥2-2-1。 资源储量钻探工程基本线距84）密程度将矿体划分为甲乙丙丁戊己六个块段，块段划分如图2-2-1，用算术平均法求14~22º之间，16º，采用煤层垂直厚度及煤层水平投影面积估算储量，估算公式如下： 式中：Zi——各块段地质资源储量储量Si——各块段的真实面积Mi——8.2Ri——1.40t/m3。2-2-2。 各块段的工业储/t·m-甲乙丙丁戊己即：Z=Z甲Z乙+Z丙Z丁+Z戊+Z己其中探明的60%、控制的30%、推断的10%，探明的包括111b和2M11，控制的包括122b2M223332-2-3。 矿井地质资源分类工业资源/储矿井工业储量是指地质资源量经可行性评价后，其经济意义在边际经济及以上的基础储量的内蕴经济的资源储量乘以可信度系数之和,计算公式如下： 式中：Zg——矿井工业资源/111b122b——2M112M22333——k——可信度系数，取0.7~0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定k值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定k值取0.7，本地质构造中等简单、煤层赋存稳定，因k0.8。22223172.9t8煤层的地质资源储量由于另外两层煤厚度小且为局部可采煤层，因此本设计中把此储量作为矿井的工业/资源储量。矿井可采/资源储γ、下山移动角β、移动角δ确定工业场地、村庄煤柱；15m20m15断层煤柱宽度50m，边界煤柱宽度20300×400m。（1）边界保护煤边界保护煤柱留设20m宽，边界保护煤柱损失量为3.92Mt50m10.36Mt1.5Mt/a300×400m，按照煤柱留设原则中Z=S×M×R×10- 式中：Z——工业广场煤柱量，Mt；SM——8.2m；R——1.40t/m3-甲丙-丁12乙戊-甲丙-丁12乙戊-己-F1β=35～70°H=180～250mF2β=40～70°H=90～200m山移动角γ=72°、下山移动角β=78°φ=55°移动角δ=55°φ=55°移动角δ=55°主副井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，矿井主要大巷均布置在煤层底板的岩层当中，无需留设保护煤柱，故井筒和大巷的保护煤柱均为零。2-2-4。 1234Zs=Zg-P1 Zs=172.09-3.92-10.36=157.81（Mt） P2——工业广场保护煤柱、井筒及大巷保护C——采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.858.2m0.75。则 Zk=（157.81-表2- 800----------0----------0----------0----------ABabdcC-D----矿井工作制根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330d度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h16h矿井设计生产能力及服务年矿井设计生产能力确定依《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定，矿区规模可依据以下条件确定：开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市，交通（铁矿井设计生产能涡北储量丰富，煤层赋存较稳定，地质条件为中等简单，煤层为厚度变化不大的缓倾斜煤层，煤质为国内稀缺的优质焦煤，交通便利，市场需求量大，宜建大型矿井。1.5Mt/a矿井服务年矿井服务年限必须与井型相适应。根据《煤炭工业矿井设计规范》要求，矿井设计1.2~2.4t/a5025°25ZkAT者之间的关系为：T=Zk/（A×K） K——1.3。

T=109.73/（1.5×1.3）=50a3-2-153.39Mt，所以第一T1为：T1=53.39/（1.5×1.3）=25a 1234井型校按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：88.2m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助采用架线电机车，能力大，调度方便灵活。4开矿井开拓的基本问4.1.1开拓的基本问本为全隐蔽型，新生界地层较厚，一般在400～420m，煤层埋藏深，一450～1030m，故采用立井开拓方式。范围地表平坦开阔，无不良地质工程，地面条件对井口位置选择影响不大，而影响和制约的主要因素为煤层赋存条件和地质构造。设计对影响井口及工业场地位置选择的各种因素进行了综合分析。（1）Ⅰ、Ⅳ块段储量大，勘察程度较高，单位面积内断层相对较少，具有良好的布置综合机械化开采的条件，井位选择应尽可能少压上述块段的煤。（2）庙为省级保护单位，因此井位选择必须避开庙，但宜考虑工广煤柱与庙保护煤柱等永久性煤柱的结合。（3）井位选择要结合开拓部署，开拓巷道应避开太灰与煤系地层对盘，确保施工和生产安全。（4）东南有濉（溪）～阜（阳）铁路通过，涡阳车站距中心约6km，龙山车站距中心约11km。东部边界有涡阳～永城公路通过。（5）西南有涡河及其支流武家河，要考虑水运的可能性尽量处于的储量中心（68～74孔附近），以降低井下运营费用确定井筒形式、数目、位置及坐(1）井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。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、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带输送机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。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、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角中等，平均16°，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量井筒位置的确定原则：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大巷的布置，石门工程量少。（1）（2）两翼储量基本平衡区，不受崖崩滑坡和洪水。工业广场宜少占耕地，少压煤距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理 .4m，纬距 .9m。 .9m，纬距 .0m。保护煤柱的损失。边界风井布置在边界之外，减少了煤柱损失工业场地的位工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即中部工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.6~1.1公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为12公顷即12×104km2，形状为矩形，长边垂直于400m300m开采水平的确本矿井煤层露头标高为-380m，煤层埋藏最深处达-1000m，垂直高度达630m，根200~350m，因此必须采用多水平开采，由于本矿被F1大断层划分为东西两部分，其中任何一部分均不能划分为两个阶段，结合阶段斜长考虑，决定本划分为两个水平或三个水平。主要开拓巷1）大巷的布由于大巷服务年限较长，且煤层的顶底板均为泥岩，为便于和使用，且不30m是巷道条件好，费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。2）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。本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的细砂岩。费用较低。矿井开拓延立井直接延伸：采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，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，暗斜井主井内铺设胶带输送机，系统较简单且能力大，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、环节和设备，通风系统较复杂。方案比主、副井井筒均为立井，第一水平设在-700m，第二水平采用暗斜井延伸至-1000m30m左右，均采用采区准备方式上山开采，采用边界式通风，如图4-1-1。主、副井井筒均为立井，第二水平延伸采用立井直接延伸，水平和大巷布置同于方案一采用边界式通风，如图411。主、副井井筒均为立井开拓，第一水平布置同于方案一，第二水平布置在-860m，三水平布置在-1000m，二水平采用立井直接延伸，三水平采用暗斜井延伸。大巷布置及通4-1-2。主、副井井筒均为立井开拓，第二水平采用立井直接延伸，三水平为减少石门工程量采用暗立井延伸，水平及大巷布置同于方案三，采用边界式通风，如图412。所提四个方案水平数目均相同，区别在于井筒延伸形式和工作面布置以及由此及起的部分基建、生产费用不同。统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。由方案粗略经济比较（411）3.4一在经济上占优，而且二水平采用暗斜井延伸，系统较简单且能力大，可充分利用原有井筒能力，同时不干扰现行矿井的正常生产，综合考虑选择方案一。-方案二立 平①斜长750m平均4-1-1方案三与方案四的区别也仅在于三水平延伸是暗斜井延伸还是暗立井延伸，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。由方案粗略经济比较（见表412）可知，比较结果是方案四的粗略估算费用比方案三的费用高4.3方案一和方案三最下水平均采用暗斜井延伸，不同之处在于水平设置不同，因此相应的大巷、车场、石门工程量及上山的费用等都会不同，方案三立井三水平暗井延①斜长750m平均倾角20°②4-1-2方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和费用汇总，分413414415416417中。14.8%6.1%16.2%，方案三除初期基建费与方案一持平外，基建工程费（初期+后期）14.8%6.1%，所以认为方案一相对较优，从建井工期来看，两个方案一水平设置、初期建井工程量均相 数量提升距离-时间服务年限平均运距 数量0提升距离-时间服务年限平均运距表4-1- 数量00提升距离-时间服务年限平均运距 数量00提升距离-时间服务年限平均运距两方案的各采区布置均采用两条上山，且这些上山的开掘单价近似相同，考虑到全采区上山的总开掘长度相同，即两方案的的采区总开掘费用近似相同，故未对比计算，采区上部、中部和下部车场的数目在两方案中虽略有差别，但基建费的差别较小，故也未予计算。采区上部、中部和下部车场的费用均按采区上山费用的20%计算，采区上山的单价按受采动影响与未受采动影响的平均单价估算。立井、大巷、石门及采区上山的辅助费用均按占费用的20%进行10 项目00 运距运距山区西四 运距运距升年限年限项目排水 项工程量-工程量-00 工程量工程量采区上山区区西六 工程量工程量-- 百分率百分率综上所述：综合经济、技术和安全面的考虑，方案一是最优方案，最终选用立井两矿井基本巷井由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在边界设置边界风井。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，费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及风井6.5m33.18m²，井筒内装备一对16t的双箕斗，井壁采用混凝土支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明4-2-1,4-2-1。7.2m40.71m²1t1t护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，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422422。6m19.63m²，采用预制支护方式，井壁厚度达400mm，风井断面如图4-2-3，主要参数4-2-3。井底车场及硐矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区。井底车场是连接矿井井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，中井4-2-1 中井4-2-11.516t6.570033.184505044.1844.184-2-2 1.51t矿车双层四车窄罐笼1t矿车双层四车窄罐笼7.270040.715005066.4778.549图9 11.526.037004307536.32650.26根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，井底车场铺轨以矿车辅助，大巷辅助为电机车，井底车场布如图424。大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5倍列车长。辅助采用MG1.7-6A1.5吨固定厢式矿车，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用ZK10-6/550直流架线4500×1060×155015节车厢。一列车的长度：

L1≥=130m60.75m换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m240m10t220t大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。（1）立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，一般大型矿井取小4545t681.8t6m16m712t输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。53485348997162） 4-水泵房 7-辅助 成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水20m260m3/h280m3/hQ0=2720（m3） S——水仓有效断面积，8.15L——水仓长度，279.76m； Q=8.15×279.76=由上式计算得知：QQ0（3）医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、库、换装组装硐室、换矸硐主要开拓巷1）大此巷内有钢丝绳芯胶带输送机煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。大巷宽度可由下式计算： B——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——910mm。 =4600大巷的断面和特征表如图4-2-5，石门选用的断面与大巷相同2）辅助大辅助大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道B2=a+b+d1+d2+ 式中：B2——轨道大巷宽度a——1300b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取580mm，采区巷道一300~500mm610mm；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060c——架线电机车的间距，630mB2= =轨道大巷的断面和特征表如图4-2-6，回风石门选用的断面与大巷相同各主要开拓巷道的断面尺寸，均按设备的外形尺寸以及《煤矿安全规程》第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结砂量图4-2-5大巷断量铺/4-2-6煤层地质特采区位设计首采区东一采区位于东翼，F1断层东部，F2断层南部采区煤层特8.2m20°1.40t/m3。0.81m3/（t·d），2.5m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区煤尘具性，煤尘性指数在25%左右；煤层有自燃发火倾向；地压显现不明显，内煤层为不易自燃煤层。煤层顶底板岩石构造情基本顶为细~18.04~23.05m21.17m，浅灰~灰白色，中~厚层0.92~2.61m1.86m，浅灰~灰白色，层状。粉~中直接底为泥岩，1.69~5.28m3.5m，灰~深灰色中厚层状，泥质结构、断口较5~7.75m6.60m，浅灰~灰白色，中厚层状细~中粒砂岩。以石水文地72.08顶、底板砂岩裂隙水。施工过程中可能出现顶板淋水及短时间的出水现象。掘进正常涌水量120m3/h，最大涌水量150m3/h。工作面正常涌水量260m3/h，最大涌水量280m3/h。主要地质构20°F1断层，该层为贯穿整个180~280m35~70°，采区北部边界为F2断层为贯穿整个倾向的正断层。落差在40~200m，倾角为40~70°地表情采区内对应地面零星分布几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，内部无河流，只在边界有少数河流。采区巷道布置及生产采区范围及区段首采采区8101采区边界北边和西边以断层保护煤柱为界，西边和南边以边界保护煤柱为界，北邻东三采区，西接西二采区。该采区南北平均长约3911m，东西倾602m210m。煤柱尺寸的确采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱。采区边界煤柱北、西各留设50m保护煤柱，南、东各留设20m保护煤柱。大巷和轨道大巷布置在煤层底板层中，水平间距30m，根据《煤炭安全规程》规定可不留设保护煤柱。采区轨道上山和40m20m况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用单巷布置沿空掘巷的方法，在沿采空区边缘掘进区段回风平巷时，留5m阻水或阻隔采空区有害气体的煤柱。采煤方法及工作面长度的确首采采区煤层平均厚度为8.2m，倾角20°，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤长壁后退式采煤法，确定工作面割煤高度为2.5m，放煤高度5.7m，工1:2.281.3m210m3860m150m200m3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助和通风的需要，由此确定区段平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，均采用沿空掘5m煤柱。采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门。采区巷道的联络由于矿井采用并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助，大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场与上山和轨道上山相连接。在采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置见采区巷道布置图。采区顺采区呈两翼布置，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的布置如图521，顺序见表521。图5-2-1工作面顺 123456采区生产系采区内的开采采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有26工作面→24区段平巷→19溜煤眼→29采区上山→16采区煤仓→14大巷→12石门→4井底煤仓→1主井→地面。地面→2副井→9井底车场→11轨道石门→13轨道大巷→15采区下部车场→28采区轨道上山→20采区上部车场→25区段轨道平巷→26工作面。地面→2副井→9井底车场→11轨道石门→13轨道大巷→15采区下部车场→28采区轨道上山→18采区中部车场→24区段平巷→26工作面;26工作面→25区段回风平巷→29采区上山→20采区上部车场→回风石门石→326工作面→25区段轨道平巷→20采区上部车场→28采区轨道上山→15采区下部车场→13轨道大巷→11轨道石门→9井底车场→2副井→地面。地面变电站→2副井→9变电所→12石门→14大巷→29采区上→24区段平巷→26工作面26工作面→24区段平巷→28采区轨道上山→13轨道大巷→11轨道石门→9井底车场→2副井→地面。采区内巷道掘进采区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL-90型掘进机、ES-650型机、SSJ650/2×22（SJ-44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD40P型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80m，所以，在初始掘进的80m巷道中，机后的物料不锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。采区生产能力及采出由于综放工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。工作面工作制度采用四六0.65m两刀，两刀一放，即一个循环，每天两个循环。 式中：A0——工作面生产能力M——煤层厚度，m；B——采煤机截深，0.65m；γC0——综采工作面回采率，取C0＝0.85A0==A1=k1×k2×A 式中：A1——采区生产能力k1——采区掘进出煤系数，取k2——工作面间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故A0——工作面生产能力，1.55Mt/aAB矿井设计井型1.50Mt/a，采区生产能力1.837Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、边界煤柱损失、区段煤柱损失还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于实际埋藏量。 东一采区工业储量为：19.32Mt。东一采区开采损失为：3.47Mt=（19.32-3.47）/19.32×100根据《煤炭工业设计规范》规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低0.80.850.82，符合《煤炭工业设计规范》规采区车场选型采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。因为煤层倾角比较小，采用甩车场绕道比较长，今因绞车房位置选择受到限制，故采用逆向平车场，具体如图531。石石回风石区段回风平轨道上上5-3-1上石区 平溜煤 区段回风平5-3-2绕绕轨道上上轨道大大煤5-3-3采区中部车场一般采用单钩甩车场，按照甩车场的甩车方向，单钩提升甩车场可分为单向甩车场和双向甩车场：按照甩入地点不同，又可分为甩入石门、甩入绕道和甩入平巷三种。根据采区上山布置方式采用石门式中部车场，如图532。采区下部车场通常设有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。上山提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，可以设置大巷装车底板绕道式下部车场。如图533。2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续时，煤仓容量为上山输送机0.5h的运量。本采区大巷和上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为 Q0——10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；M——煤层厚度，8.2m；B——进刀深度，0.65γ——煤的容重，1.40t/m3；C0——0.85。Q=10+120×8.2×0.65×1.40×0.85R：=3.68（m）所以采区煤仓断面直径取8.0m，煤仓高度12m，煤仓容量为844t，能够满足要求。绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的要求，宽度一般为2.0~.5m2.5m1.2~2.5m2.0m3~4.5m4m。采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，变电所尺寸一般是根据变电所内设备布置、设备外形尺寸、设备维修和行人安全空隙来确定的。故硐室宽度取3.6m20m3.5m2.5m采煤工艺方采区煤层特征及地质条88.2m,14~22°，为缓倾斜煤层，结构煤质硬度为f=2.31.40t/m31.86m，浅灰~直裂隙发育。基本顶为细~21.17m，浅灰~灰白色，中~厚层状，细~砂岩，周期来压不明显。直接底为泥岩，平均厚3.5m，灰~深灰色中厚层状。基本底为6.60m，浅灰~灰白色，中厚层状细~中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为2.5m3/min，瓦斯含量低，煤无自燃倾向性，但有煤尘危260m3/h280m3/h确定采煤工艺方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回采工艺，各有优缺优点：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；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬2.0~3.5m93%~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；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。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；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”比较上述两种回采工艺的特点，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回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。回采工作面参从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，推进；工作面长度200m3911m8.2m。区段平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm5m6-1-1。 12345回采工艺及设割煤→伸前梁→移架→推前部输送机→割煤（第二刀）→伸缩前梁→移架→推前部输送机→放顶煤→拉后部输送机本工作面为综采放顶煤工作面，煤壁（包括上、下端头）采用机组落煤，双向往返割煤时，跟底回采，采高初定.5m，利用矿山压力破碎顶煤、辅以支架摆动从支架放煤口自行放出顶煤。①割煤方式：机组采向割煤，往返一次进两刀。采煤机沿工作面自上向下割10~53~5架顺序移架，煤机到达机头后，在机头斜切进刀割三角煤，然后自下而上割煤、移架、推输送机，周而复始。246-1-1a、斜切进刀：采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒进入煤壁为止；b、移机机头或机尾；将输送机机头或极为推进至煤壁c、回刀：再调换两个滚筒的上下位置，向机头或机尾方向割三角煤直至机机（机尾）机组滚筒旋转截割煤的同时，利用螺旋齿片自动把煤装入机，余煤由铲煤板随移溜铲入输送机；放顶煤时，落煤自装，少量煤由人工用铲子攉装到输送机内。4）结合实际使用情况，工作面选用S300SZ800/500前刮板输送机SZ830/630后刮板输送机，平巷内选用SZZ830/250型机、P150型破碎机、SS1200/2250型胶带输送机、EP3K200液泵站和EP3K300喷雾及冷却泵。采煤机、刮板输送机、机、破碎机、液泵站和喷雾及冷却泵站技术特征见612、613、614、615、616617。 项 采m截mmmº量m 项单数tm链 项单数tm链 SZZ-830/250机技术特项m链长m宽m 项tV 项流个3V质L 项流压V质回采工作面支护回采工作面支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤支架工作面端头支架选用ZF6500/19/32型反四杆低位放顶煤支架。从工作面机头到机3130313618619。 项型mmmt 端头支架技术特项型mmm 式中：Hmax——支架最大支护高度Hmax==3.0 hmin——煤层最小采高S2——200a——50mmb——50mmHmin=支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直p作面最大采高的48倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压不明显且顶板中等稳定，故可6倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算。 式中：H——工作面最大采高，2.7m；R——上覆岩层密度，2.5×103kg/m3；S——支架支护面积，10.9m2P=经演算，P80%50%~80%70%P0= =由支架技术特征表可知，所选支架初撑力大于5063kN，符合控顶设计对支架初支架操作采用本架操作，工作面采用超前支护，带压擦顶移架，煤机割煤后，及时伸出伸缩前梁护顶，滞后后滚筒3~5650mm度赶不上煤机运行时，必须停机移架或拉超前架。移架过程中应随时调整支架，保持支架顶梁平直，不出现前倾后仰，使其处于良好的受力状态，升架时，应注意侧护板的伸出情况，防止出现损坏侧护板或出现歪架、咬架等现象。确保移架，端面距340mm。移架顺序为：采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3~5架移架（顶板破碎时可采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）3~5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）机头处三架排头架的移架的顺序为:2#1#架,3#在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒33架,推前刮板输送机滞后煤机10送机由工作面一端向另一端顺序拉输送机时，弯曲段长度不小于20m650mm2~3次移到位。移输送机后，要使输送机成一直线。拉机头、机尾要停车进行，首先清理净浮煤、浮矸，使用标准的连接装置，沿巷道底板拉移，防止飘起和刹底。8.2m1.3m，由下向上低位双轮顺序放煤法，利用采场压力尾梁摆动、综合松动顶煤放煤，放煤一次最多只可打开三个放煤口，放煤时见到假顶或大量的碎矸石时，要立即用插板关闭放煤口，停止放煤。考虑到两巷压力大，两端头各两架不放顶煤（1）（2）支架完好状况及支护要求①支架必须完好:零部件齐全、完整，立柱、各种千斤顶和阀组应联结牢固、密②支架及系统严禁出现跑、冒、滴、漏、串、卸载等现象，对损坏的千斤顶及③工作面煤壁应采直，支架应拉成一条直线，其偏差不得超过±50mm，支架中心距1500mm，偏差不超过±100mm。④煤机割煤时，顶底板应割平，严禁出现台阶，相邻支架间不能有明显落差（不超2/3），支架不挤不咬，架间空隙<200mm。⑤架设支架时，架身应与煤壁保持垂直，顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角应小于5°，支架出现掉斜、咬架等现象时，应及时使用调架千斤顶或单体支柱进行调⑥根据支架性能及煤层上赋存条件，为确保支架稳定，工作面采高应控制在2.5±0.1m左右，严禁，支架初撑力不得低于规定值的80%，即25MPa。（3）①严禁空顶作业，人员通常不得进入煤壁，如需进入须打好护身柱，设专人观察顶板，坚持敲帮问顶制度。340mm提前移架，超前管理顶板。若顶板十分破碎无法割煤时，可采用手镐或风镐超前掏窝采煤，用戴帽点柱打临时支护护顶。③割煤过程中，出现漏顶时，要立即停机，用坑木或板皮捆充填接实顶板，打上临时柱后，方可继续作业。④若顶煤冒落或煤壁片帮严重，超前移架后，伸出伸缩前梁仍不能有效控制顶板10m范围内的基本支护进行加固，确认无扩大趋势后，方能处理冒顶。b、用Φ20的圆木（长度视现场情况而定）作梁，扶棚，梁子一端搭在支架的前梁上不小于200mm，一架两棚，每棚一梁两柱，柱子选用DZ28/DZ35单体支柱，支c、过顶要从顶帮稳定的地方，自上向下或从两侧向中间进行，同时设专人监视⑥若遇顶板周期来压或地质构造，煤壁顶煤漏冒严重时，此区段老塘 放顶端头支护及超前支护方工作面上、下端头各使三架排头支架：型号为ZTF6500/19/32，最大控顶距约mm4650mm6157KN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。1.8m0.8m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、推动机、拖拉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，发现安全隐患及时处理；工50m70m以外。各工艺过程注意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mm1m200mm）10m要平缓过渡，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mm350~550mm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。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0.65m，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出现弯曲。若推刮板输送机时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。100mm10机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意22台端头支架，其滞后普通支架一个循环，30m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推移，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。当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。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。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锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。在各点落煤处加设缓冲装置4m/min150~200mm机组要掌握好采高，严禁割底割顶工作面及区段巷道必须加强顶板，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；区段巷道超前工作面30m加强，对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。6.1.9回采工作面正规循环作劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发