沁城煤矿采区设计说明

47/52沁城煤矿采区设计采矿工程系煤矿开采技术专业前言一、编制设计的依据和原则1、依据：《煤炭工业设计规范》、《煤矿安全规程》、集团批准的十一采区地质报告以及上级有关技术文件的规定。2、原则：（1）认真贯彻安全生产方针,努力改善生产条件,坚持系统完善、安全可靠、科学合理的原则。（2）坚持以径济效益为中心，合理优化生产系统,实现少投入，多产出的原则。（3）采区设计坚持合理集中生产，有利于充分开发利用资源.二、设计的主要特点1.本设计准备巷道原则沿煤层布置,掘进速度快。2。工作面设计均为综采。3.准备巷道服务十一采区,服务年限长，支护采用锚喷支护。三、存在问题和建议1。由于本区勘探程度不高对构造的控制不够高级储量比例不足，故储量计算、采区构造与实际可能有一定出入，需进行补充勘探。2。当采掘至陷落柱、钻孔附近时，希注意观察水情，以防导水.3.由于该区断层较发育，并且存在带压开采问题，当采掘活动进行至奥灰水位以下时，必须制定安全技术措施以确保安全。4.现村庄及太旧高速公路煤柱均为规划煤柱,与正式煤柱可能有一定出入，希设计时予以考虑。摘要二矿坐落于太行山西麓,阳泉市西南6公里处，其地理坐标为东经113°25′17″～113°33′07″，北纬37°46′44″～37°52′19″.二矿交通条件极为便利.石太线为复线电气化铁路，东西贯穿二矿；307国道由西向东,在阳泉市区与阳左公路和阳盂公路十字相交，构成网络，连通全国各地。井田范围内地形陡峻，东部最高为狮脑山，高程1171米,西部最高为龙门山，高程1246米，最低处为矿界北部桃河,高程700米。相对最大高程差达540余米。二矿井田含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组.含煤地层中主要可采煤层在二矿井田范围内大部分或普遍分布,其它煤层部分地段分布.含煤地层总厚度平均178。9米,含煤层11～16层，煤层总厚度平均19。59米，含煤系数10.95％;其中可采煤层7层,煤层总厚度17.82米，含煤系数9。96％。山西组地层总厚度54～82米，平均60。23米，含煤层4~6层,煤层总厚度平均4。42米，含煤系数7。34％；可采煤层为3＃、6＃煤,总厚度平均3。14米，含煤系数5。21%。太原组地层总厚度95～130米,平均118。67米，含煤层7~9层，煤层总厚度15.17米，含煤系数12.78%；可采煤层为8#、9＃、12＃、13#、15#煤层,煤层总厚度14.68米，含煤系数12.37％。主采煤层为3#、8#、12#、15＃，其赋存情况由上而下。在均衡两翼的基础上布置采区准备巷，采区皮带巷、轨道巷、左回风与8#煤12区皮带、轨道巷、回风巷连接。采区右回风与桑掌回风大巷系统巷连接.9＃煤11区皮带巷、轨道巷为进风巷,左右回风巷为回风巷.轨道巷、左右回风巷从8#煤开口按10°下山掘进见9#煤，皮带巷按8°下山掘进见9＃煤，然后沿9＃煤顶板掘进。工作面顺槽巷道沿9#煤顶板掘进。9＃煤为厚煤层,按阳煤集团生字（2012）63号文件规定：采区轨道巷矩形断面时净宽不小于4.8米，净高不低于2。8米；采区皮带巷为矩形断面时净宽不小于4.5米，净高不低于2。5米；采区回风巷为矩形断面时净宽不小于5米，净高不低于2.8米。8＃煤与9#煤层间距为2.37—4。57米,9#煤巷道不能用锚杆、锚索支护。根据现有的支护形式准备用梯形棚或U型棚沿支护，沿9#煤顶板掘进。9＃煤11采区准备巷沿8＃煤掘进的巷道采用矩形断面，巷道净宽4。44米,毛宽4。7米;净高2.6米,毛高2。7米；净断面11.5㎡，毛断面12.69㎡.根据新颁布的《煤炭工业设计规范》（GB50215－2005），地质储量为详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。通过采用地质块段法计算区内的地质储量，本区9＃煤内的地质储量为689.5万吨,可采储量为552.5万吨。关键词：矿井开拓；采区巷道；采区通风；安全防护目录TOC\o"1—2”\h\z\u第一章矿井概况 1第一节矿井基本概况 1第二节矿井开拓概况 9第二章采区基本开采条件 16第一节采区基本条件 16第二节采区开采煤层条件 17第三章采区巷道布置 18第一节采区上山布置方案 18第二节采区主要生产系统 19第三节采区开采顺序 23第四节巷道断面及支护形式 23第四章采煤工作面采煤工艺及劳动组织 25第二节采煤工作面采煤工艺 25第二节工作面劳动组织 32第三节工作面主要技术经济指标 33第五章采区通风与安全 36第一节通风 36第二节采区等积孔计算 40第三节安全通风措施 40第六章安全技术措施 41第一节防瓦斯爆炸措施 41第二节防煤尘爆炸措施 41第三节防矿井突水措施 42第四节防矿井火灾措施 43第五节其它措施 44专题部分。。 49煤矿安全生产管理 49参考文献.。。。..。 53致谢。。...。.。 54第一章矿井概况第一节矿井基本概况一、井田位置二矿坐落于太行山西麓，阳泉市西南6公里处，其地理坐标为东经113°25′17″~113°33′07″,北纬37°46′44″~37°52′19″。二矿交通条件极为便利.石太线为复线电气化铁路，东西贯穿二矿;307国道由西向东，在阳泉市区与阳左公路和阳盂公路十字相交，构成网络,连通全国各地.井田范围内地形陡峻，东部最高为狮脑山，高程1171米,西部最高为龙门山,高程1246米，最低处为矿界北部桃河，高程700米。相对最大高程差达540余米。二、矿井煤层赋存、储量二矿井田含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组.含煤地层中主要可采煤层在二矿井田范围内大部分或普遍分布，其它煤层部分地段分布.含煤地层总厚度平均178.9米，含煤层11~16层，煤层总厚度平均19.59米,含煤系数10.95％；其中可采煤层7层，煤层总厚度17。82米,含煤系数9。96％.山西组地层总厚度54～82米,平均60.23米,含煤层4~6层，煤层总厚度平均4。42米，含煤系数7.34％；可采煤层为3＃、6#煤,总厚度平均3。14米，含煤系数5.21％。太原组地层总厚度95～130米，平均118.67米,含煤层7～9层，煤层总厚度15.17米，含煤系数12。78％;可采煤层为8＃、9＃、12#、13＃、15＃煤层，煤层总厚度14。68米，含煤系数12.37％。主采煤层为3#、8＃、12＃、15＃，其赋存情况由上而下。储量计算的依据利用地质块段法分别计算各块段储量，资源计算方法及有关参数确定如下：1。资源储量计算方法由于井田内地层产状平缓，地层倾角多为2～10°，因此采用地质块段法计算资源储量,即采用煤层水平投影面积及煤层伪厚计算资源储量.其公式如下：储量(万吨)＝厚度（m)×面积(m2）×视密度（m3）×10-42。资源储量计算主要参数的确定⑴计算面积的确定利用计算机，在各煤层底板等高线及储量计算图上，对各个块段的面积进行圈定测量.⑵煤层厚度的确定采用块段内所利用的勘探工程见煤厚度的算数平均值，当其块段内有最低可采边界时，加入适当的1。00m点参入计算，各见煤点资源储量计算厚度确定如下：①据上部3#煤和8＃煤实采揭露，本区陷落柱较发育，对煤层赋存情况有一定影响。②煤层中夹层厚度等于或大于煤层最低可采厚度时,煤分层应分别视为独立煤层;夹矸厚度小于煤层最低可采厚度，且煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，可将上下煤分层厚度相加，作为采用厚度.③结构复杂煤层和无法进行煤分层对比的复煤层，当夹矸的总厚度不大于煤分层总厚的1/2时,以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度。⑶视密度的确定采用区内钻孔各煤层视密度测定值的算数平均值。9号煤层视密度为1.48(t/m3）.⑷几种边界线的确定①煤层零点边界线以见煤钻孔与无煤钻孔间的1/2为零点，其连线即为零点边界线.②最低可采边界线采用内插法求出最低可采边界。③煤层分叉合并线采用内插法求出夹矸为0。07m点,相连即为煤层分叉合并线.储量计算1.采区地质储量根据新颁布的《煤炭工业设计规范》（GB50215－2005)，地质储量为详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。通过采用地质块段法计算区内的地质储量，本区9#煤内的地质储量为689。5万吨，可采储量为552。5万吨.2.采区工业储量根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005），工业储量为地质资源中探明的资源量331和控制的资源量332,经分类得出的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量.工业储量＝111b＋122b＋2M11＋2M22＋333k＝689.5万吨式中：k－可信度系数，取0。7～0。9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，K取0。9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，K取0.7，本设计取0.9。3.采区设计储量工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建(构）筑物等永久煤柱损失量后的储量即为矿井设计储量。按9号储量核实报告提供的资源量,减去区内需要留设的永久保护煤柱,即境界煤柱、断层煤柱和村庄保护煤柱。经计算，本采区设计储量为552。5万吨。4。采区设计可采储量设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱的量后乘以回采率的资源储量即为矿井设计可采储量。⑴保护煤柱的留设方法①根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215—2005)、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定留设各类保护煤柱。②地面建筑、构筑物下伏各煤层按表土层移动角φ=45°，岩层移动角δ=γ=72°计算保护煤柱范围.③盘区边界煤柱两侧各留20m，主要大巷煤柱两侧各留50m。④井田境界煤柱，根据有关规程规范的要求，在井田范围内留设井田境界安全煤柱，煤柱宽度为20m。⑵回采率①根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005）的要求,厚煤层回采率不小于75％,中厚煤层回采率不小于80％。因此，本采区9号煤层回采率取75%。⑶开采损失开采损失=（矿井设计储量－保护煤柱）×（1－采区回采率）。依据上述确定的原则，经计算,采区设计可采储量552。5万吨，其采区设计可采储量见表采区储量见下表：煤层地质储量（万吨）开采损失（万吨)可采储量(万吨）备注9#689。5137552.5各块段见下表煤层块段编号面积（m2）倾角平均厚度容重储量（万吨）回采率可采储量(万吨)9＃B--143。051.4840075%300合计400300C-—116150053。051.48150。175％113C--24300053.051。4836。875％28合计204500186。9141D—-168800053.051.4829575%221。5D-—24300053.051。4836。475％27D—-321900063。051。48185.300D--41880063.051。4815.900合计968800537。6248.5总计1124.5689。5其中：A+B：537。6万吨A+B+C：689.5万吨A+B+C+D：1124.5万吨A/A+B+C+D：0％A+B/A+B+C+D：46。7％三、地质构造本区总体形态西高东低,其上发育次一级小褶曲，平面上背向斜相间，煤层倾角一般在2°—12°，平均5°左右。断裂构造较发育，根据8＃煤采掘资料推测，除采区边界处断层带外，在630号钻孔附近发育一条断距在2米左右的逆断层，推断区内隐伏有落差在1。00米左右的断层，性质主要以正断层为主。本区内陷落柱较发育,在采区内揭露D—31、D-33、D-34、D—42陷落柱。四、地层情况（一）、地层阳泉矿区赋存的地层有太古界阜平群和龙华河群，下元古界滹沱群和上元古界震旦亚界长城系，古生界寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系，中生界的三叠系及新生界的第三系、第四系。在地层对比中通过岩相分析和相—-旋回研究，结合煤系地层标准剖面，根据岩层及组合特征，采用古生物法、标志层法、测井曲线等相互补充、验证、确定。地层对比准确、可靠.从古生界奥陶系开始由下而上依次叙述如下:1、奥陶系；与下伏地层寒武系为连续沉积，广泛出露于矿区东北部的弧形区域内,即昔阳白羊峪、东寨～平定郭家山、石门口～阳泉白羊墅、张家井～盂县仙人村、长池、峰岭村一带。下统：地层总厚度120～200米、主要由含燧石结核的亮晶白云岩及白云质灰岩组成。底部为黄绿色白云质页岩或钙质页岩,下部以含燧石条带或燧石结核的白云岩为主，中、上部为白云岩及少量白云质灰岩，含网格笔石、小栉虫、蛇卷螺等化石.中统：地层总厚度415~810米.(1）下马家沟组：地层总厚度125～225米，岩性横向变化小。第一段:地层总厚度11～40米,主要由黄灰色薄层状泥晶白云岩、泥灰质白云岩、泥灰岩和石膏夹层组成.第二段:地层总厚度35~80米，主要由灰色及黑灰色中厚层状泥晶灰岩，含白云质灰岩及花斑状灰岩组成.第三段：地层总厚度50～75米，主要为灰黑色中厚层泥晶灰岩、白云质灰岩与薄层白云岩互层组成。(2）上马家沟组：地层总厚度180~275米,底部岩性稳定，顶部岩性变化较大。第一段：地层总厚度20～79米,主要由灰至土黄色薄层泥晶白云岩、灰质白云岩组成.第二段:地层总厚度84~108米，主要由灰色及黑灰色中厚层泥晶灰岩，花斑状灰岩、生物碎屑灰岩及薄层白云质灰岩组成.第三段:地层总厚度20～62米，主要为灰色及黑灰色中厚层泥晶灰岩与薄至中层状灰质白云岩互层.(3)峰峰组：地层总厚度130～270米.第一段：地层总厚度40~160米,上部和下部为土黄色或黄灰色薄层泥晶白云岩，泥灰质白云岩、白云质灰岩、泥质灰岩、泥灰岩。第二段：地层总厚度70～150米，主要为灰色及黑灰色中至厚层生物碎屑灰岩，花斑状灰岩及泥晶灰岩。2、石炭系：平行不整合于奥陶系中统灰岩之上，主要由铝铁岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩、煤层及石灰岩组成的海陆交互相含煤建造，主要出露于阳盂、阳左公路两侧及盂县土塔、牛村等地。（1）中统本溪组:地层总厚度40～60米，下部为灰白色铝土岩、铝土泥岩、杂色泥岩夹结核状或团块状铁矿组成的铁铝岩,上部为砂质泥岩、砂岩、夹1~3层灰岩及不稳定的煤线。(2)上统太原组：地层总厚度100～140米，主要为灰白色砂岩、黑灰色砂质泥岩、泥岩、石灰岩夹炭质泥岩和煤层组成的一套海陆交互相含煤建造,是本区主要含煤地层。3、二叠系;与下伏地层石炭系为连续沉积，是一套砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成的陆相沉积.为矿区范围内地表出露最广泛的地层，主要出露于阳左、阳盂公路以西,南沟掌、晓庄、高垴、北水草一线以东的广大区域内。(1）下统：山西组:地层总厚度50~70米，主要由砂岩、砂质泥岩及煤组成，含煤2~6层，亦为本区主要含煤地层，含多脉带羊齿、畸楔叶、三角织羊齿等植物化石。下石盒子组：地层总厚度96～165米，下部为黄绿色砂质泥岩为主的绿色岩层段,中部为褐黄色砂质泥岩及细砂岩为主的黄色岩层段，上部为黄绿色中、粗粒砂岩为主的砂岩段。(2)上统：

上石盒子组：地层总厚度225～395来,由黄绿、杏黄、灰白、紫红色的砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，以中间砂岩和狮脑峰砂岩为界分为红黄色岩层下段、红黄色岩层上段、褐色岩层段，含厚脉栉羊齿，中朝楔叶、多形准脉羊齿、肾掌蕨等植物化石。

石千峰组：地层总厚度88~136米,为一套砖红色的陆相长石砂岩和泥岩沉积，顶部夹2-3层较稳定的钙质结核和透镜状淡水灰岩。4、三迭系：与下伏地层二叠系为连续沉积，出露在阳泉矿区西南边缘至和顺、榆社、太谷、榆次交界地区，含芦木、脐根座等植物化石。（1)下统：刘家沟组：地层总厚度585～633米，由灰褐色、红褐色厚至微层状细粒长石砂岩夹薄板状页岩及砂质页岩组成.和尚沟组：地层总厚度167～229米,由棕红色钙质泥岩、页岩夹细粒长石砂岩组成。（2）中统:二马营组：地层总厚度480米左右,下部主要为灰绿、黄绿色细粒长石砂岩，夹不稳定棕红色砂质泥岩，上部为灰绿色、黄绿色及浅肉红色厚层中粒长石砂岩与棕红色钙质、砂质泥岩互层。(3)上统:延长群：地层总厚度100余米，由灰紫色、灰绿色、肉红色厚层中细粒长石砂岩及灰绿色砂质泥岩和钙质泥岩组成，含山西枝脉蕨、似丹尼蕨等植物化石。5、上第三系:与下伏地层三叠系呈不整合接触。上新统：地层总厚度4～25米，岩性为红色粘土夹砂砾石、钙质结核，主要分布于平定西回及盂县西潘等地。6、第四系：主要分布于河流两岸、山间洼地及山坡上，与下伏地层第三系呈不整合接触.(1)下更新统：地层总厚度10～80米，由淡红色、酱紫色亚粘土、粘土、灰白色砂砾石组成、在芹泉、寿阳、松塔一带有零星出露.(2）中更新统：即离石黄土。地层总厚度一般5～15米,最厚可达40米,为黄土状亚粘土及粘土,富含钙质结核。（3）上更新统：即马兰黄土。地层总厚度一般3～10米，最厚可达30米,为浅黄色黄土、黄土状亚粘土、夹砂、砾石层。(4）全新统：地层厚度一般几米，最厚可达43米,与下伏地层呈不整合接触，为现代冲积、洪积、坡积物。（二）、含煤地层二矿井田含煤地层沉积于晚石炭世和早二叠世。含煤地层从老到新依次为上石炭统太原组，下二叠统山西组，下伏地层为中石炭统本溪组，上覆地层为下二叠统下石盒子组。由下而上依次叙述如下：1、本溪组：地层总厚度40～60米,平均53.7米，主要由灰黑色、灰色砂质泥岩、泥岩、细至中粒砂岩、铝土矿(或铝质泥岩)及2～3层石灰岩组成，含不稳定小煤2～4层（厚度一般小于0.20米）。下部石灰岩，俗称香炉石,沉积较稳定，平均4。0米,含纺缍虫、海百合及腕足类化石；底部铝土矿，普遍发育，平均9.4米，具鲕状结构，有滑感,其下常有厚1.5米左右的鸡窝状赤铁矿或黄铁矿层。2、太原组；地层总厚度90～130米，平均118.67米,主要由黑灰色砂质泥岩、泥岩、灰白色砂岩，三层石灰岩及煤组成。与下伏地层本溪组连续沉积，其基底为灰白色细至中粒砂岩（K1)，厚0.8~15.3米，平均5.0米,虽然厚度及岩性变化较大,但尚较稳定，可作为分界标志层。三层石灰岩沉积广泛,厚度稳定，是本组的良好标志层;下层K2灰岩，夹2～3层海相泥岩，将灰岩分成3~4层，故称四节石,厚3.2～14。3米，平均7。34米,井田西北角较厚，下距K1砂岩平均29。18米，含燧石结核或团块，底面向下10米左右为15#煤；中层K3灰岩,富含动物化石，俗称钱石，厚1.2～5.0米,平均3.0米，下距K2灰岩平均12。92米，K3灰岩之下发育13#煤层；上层K4灰岩,性脆、坚硬，风化后残留在地表者形状奇特，俗称猴石，厚0。68~4。9米,平均2。3米，含泥质较高。总的趋势是西部厚,东部薄,下距K3灰岩平均20。77米，含动物化石。K4灰岩与K3灰岩之间含12#煤；K4灰岩之上6.0米左右局部发育K6砂岩,岩性与厚度变化较大，不稳定，但与K4灰岩互为上下佐证,可做为本组标志层之一;K4灰岩，上距山西组底部K7砂岩平均38。16米，中间夹8＃、9#煤。8＃煤直接顶板砂质泥岩或泥岩，厚4。0~16。0米，平均11。60米，沉积稳定广泛，含大量黄铁矿和菱铁矿结核等，似应为一海相层，可做为煤层对比中的辅助标志层。本组含煤7～9层，其中可采煤层5层,即8#、9＃、12#、13#、15#煤层。3、山西组；地层厚54～82米，平均60。23米，主要由灰黑色砂质泥岩、泥岩,灰白色砂岩及煤组成，与下伏太原组地层连续沉积含织羊齿、芦木、轮叶、栉羊齿、等植物化石。基底为中至粗粒砂岩K7，厚0～18米，平均6.0米，成份主要为石英、长石、石英岩岩屑,等，发育交错层理、波状层理及水平层理，属于三角洲平原上的分道河流沉积，层位较稳定，是本组的主要标志层.山西组共含煤4～6层,其中可采煤层为3＃、6#两层。4、下石盒子组：地层总厚平均145米,依据岩性及其风化特征可分为上、中、下三段。下段绿色岩层段,厚30～60米，平均45米，由灰绿色、黄绿色砂质泥岩、泥岩、细至中粒砂岩及1～2层小煤(厚度一般在0.1米左右)组成。底部为K8砂岩,俗称绿色基底，系下石盒子组与山西组分界标志层，为细至中粒砂岩，厚1质泥岩和泥岩互。0~13.0米,平均6.0米，厚度变化较大,稳定性较差.中段黄色地层段，厚40～70米,平均55米，由黄色、黄绿色砂层，细至中粒砂岩组成，风化后呈黄褐色或铁锈色.底部K9砂岩为细至中粒砂岩，俗称黄色基底，厚3。0～28.0米，平均10。0米，岩性及厚度变化较大，呈球状风化。上段砂岩带，厚20~60米，平均45米，主要由灰色、灰白色、黄绿色中至粗粒砂岩及泥岩组成.顶部为K10标志层,厚1～18米,平均5米,为含锰铁质、铝质泥岩，具鲕状结构,风化后呈粉红色花斑,故称桃花页岩。野外极易识别，为上、下石盒子组地层分界线。本区9＃煤层为上石炭统太原组煤层。太原组煤系地层厚约113米，主要岩性为粉砂质泥岩、细一粗粒砂岩、灰岩、泥岩及各煤层。本区8#、9#、13＃煤层（局部可采煤层）为不稳定煤层，12#煤为较稳定煤层，9#煤层为稳定煤层。主要标志层有：1、K1砂岩、K2（四节石）灰岩、K3(钱石）灰岩、K4（猴石）灰岩、K4砂岩。2、15＃、13＃、12＃、11＃、9#、8＃煤层。五、水文地质本区主要充水因素为上部3＃、8#煤开采后的采空区积水，其次为顶板裂隙水及部分断层水。8＃煤采空区积水将严重威胁9＃煤的采掘，现有积水区资料为21102工作面采空区积水，推测积水高程为563米，水头高度3米，积水量16300m³.3＃煤采空区积水为71110工作面采空区积水,推测积水高程为588米，水头高度9米，积水量8000m³.9#煤与8＃煤的层间距仅为3。96米,远远小于9#煤开采的安全煤岩柱高度,因此9＃煤掘进期间必须对上部8＃煤积水进行探放。第二节矿井开拓概况一、矿井开拓方式本采区内采用后退式开采方法。工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤方法。现有两个水平生产，一个准备水平.两个生产水平分别为560水平和470水平，准备水平为390水平。二、大巷布置西四尺井+560开采水平有东丈八、一南翼、二南翼三组轨道运输大巷和回风大巷开拓560水平井田；+470水平开采有西翼、南翼二组运输大巷和回风大巷开拓470水平井田，两水平运输大巷基本均沿走向布置，其中，560水平大巷局部地段穿越了各个煤层，现开采8个采区：有3号煤13区、15区，8号煤12、13区，15号煤5区、6区、7区、8区。8个采区分别有轨道大巷、回风大巷。三、矿井运输、井底车场形式、通过能力确定二矿西四尺井分为560水平和470水平。运输方式为大巷电机车运输与采区胶带输送机运输。1、560水平：现560水平架线巷道总长度为23000m,电机车型号为ZK10/6-550牵引3t底卸式矿车（型号MDC3.3-6)21辆组成列车拉运煤炭。现共有18列列车拉运煤炭,5列人车运送人员，4列小车运送材料矸石。大巷车场均为“折返式”车场，配备两个卸载站。560水平采区集中巷及工作面顺槽均为胶带输送机运输.2、470水平：现470水平架线巷道总长度为14000m，电机车型号为ZK14/6—550牵引4t底卸式矿车（型号为MDD4.2-6）18辆组成列车拉运煤炭。现共有15列列车拉运煤炭，4列人车运送人员，5列小车运送材料矸石.其大巷车场均为“环式”车场，配备一个卸载站。470水平采区集中巷及工作面顺槽均为胶带输送机运输.胶带输送机情况表使用地点型号带速m/s电机功率kw能力t/h长度m560工作面顺槽DSP1080/16031608001500470工作面顺槽SSJ1200/2×20032008001200560采区集中运输巷DSP1080/16031608003500470采区集中运输巷DSP1080/1603．516010002700计算公式、参数依据及结果（一）560水平1、大巷运输能力计算公式、参数选择及结果：计算公式：参数选择:R560通过大巷矸石、材料、人员、设备占原煤比重；矸石占原煤比重R1=560水平年运矸石列数/560水平年运煤炭列数去年560水平井下实际排矸量70024t，一列矸车拉25t矸,原煤产量2380000t，一列车拉21个3t煤车。R1==7.41%材料占原煤比重R2=560水平年运材料列数/560水平年运煤炭列数去年560水平实际拉运材料36955t，一列车拉25t材料车R2==3.91%人员占原煤比重R3=560水平年人车总列数/560水平年运输煤炭列数560水平一列人车拉18个车,每车12人,日工作人数1120人，故日发车列数为:1120/（18×12）=5。19列，取6列R3==5。24%大型物料占原煤比重R4=560水平年运大型物料列数/560水平年运煤炭列数560水平每年拆按工作面5个,每个工作面129个支架,此外下大型材料220列车R4==1.15％R560=R1+R2+R3+R4=7.41%+3。91％+5。24％+1。15％=17。71％T-—-两列车相邻时间间隔，min/列;根据能力核定公式T=（2L/V+t1+t2)/n现560水平有两个采区煤仓,卸煤量分别为100万t、138万t.距离卸载站分别为5500m、7000m。根据加权平均运输距离L计算L==6369mV列车运行速度,取180m/mint1--—装车调车时间（含中途调车时间），实测为3mint2———卸载调车时间，.实测为2minn-——运煤车18列根据上述选择参数按公式T==4。23min/列N-——每列矿车数。560水平N取21;G———每辆车载煤量。560水平G取3t/辆；K1--不均衡系数取1。15。根据能力核定计算公式年运输量为:大巷A560==349万t/a2、采区运输通过能力计算公式、参数选择及结果计算公式:参数选择：k——-输送机负载断面系数，根据设计规范输送机负载断面系数表取435；B--—输送机带宽m，1m；v——-输送机带速m/s，3m/s；C--—输送机倾角系数,根据设计规范输送机倾角系数表取0。95；k1运输不均衡系数，取1。2；γ-——松散煤容积重t/m3,取0.9；t-—-日提升时间h，取18h/d；根据能力核定计算公式年运输量为：采区A560==552万t/a3、顺槽运输通过能力计算公式、参数选择及结果与采区运输通过能力一致。故计算结果为：顺槽A560==552万t/a根据上述计算结果：560水平大巷通过能力A为349万t/a。560水平采区运输通过能力A为552万t/a。560水平顺槽通过能力A为552万t/a。故560水平通过能力为349万t/a。（二）、470水平大巷运输能力计算公式、参数选择及结果:计算公式:参数选择：R470通过大巷矸石、材料、人员、设备占原煤比重；矸石占原煤比重R5=470水平年运矸石列数/470水平年运煤炭列数去年470水平井下实际排矸量148582t,一列矸车拉25t矸，原煤产量5050000t，一列车拉18个4t煤车。R5==8.47%材料占原煤比重R6=470水平年运材料列数/470水平年运煤炭列数去年470水平实际拉运材料78413t,一列车拉25t材料车R6==4.47％人员占原煤比重R7=470水平年人车总列数/470水平年运煤炭列数470水平一列人车拉18个车，每车12人，日工作人数2380人,故日发车列数为:2380/（18×12)=11.01列,取12列R7==5.65%大型物料占原煤比重R8=470水平年运大型物料列数/470水平年运煤炭列数470水平年拆按工作面9个,每个工作面129个支架,此外下大型材料330列车R8==1.02％R470=R5+R6+R7+R8=8.47％+4.47%+5.65%+1。02%=19.61％T-—-两列车相邻时间间隔，min/列;根据能力核定公式T=(2L/V+t1+t2)/n现470水平有两个采区煤仓，卸煤量分别为200万t、305万t.距离卸载站分别为4800m、3800m。根据加权平均运输距离L计算L==4196mV—-—列车运行速度，取180m/mint1—-—装车调车时间（含中途调车时间),.实测为2mint2--—卸载调车时间，。实测为1minn—-—运煤列车15列根据上述选择参数按公式计算=3。31min/列N—-—每列矿车数。470水平N取18；G—--每辆车载煤量。470水平G取4t/辆；K1-—不均衡系数取1。15。根据能力核定计算公式年运输量为：大巷A470==501万t/a2、采区运输通过能力计算公式、参数选择及结果计算公式：参数选择:k——-输送机负载断面系数，根据输送机负载断面系数表结合二矿实际，取455;B-——输送机带宽m,二矿实际带宽为1.2m；v—--输送机带速m/s，二矿实际带速为3。5m/s；C—-—输送机倾角系数，根据输送机倾角系数表，结合二矿实际，取0.95；k1———运输不=970万t/a3、顺槽运输通过能力计算公式、参数选择及结果计算公式：参数选择：k输送机负载断面系数，根据输送机负载断面=552万t/a根据上述计算结果：470水平大巷通过能力A为501万t/a。470水平采区运输通过能力A为970万t/a。470水平顺槽通过能力A为552万t/a。故470水平通过能力为501万t/a。两水平的通过能力为501+349=850万t/第二章采区基本开采条件第一节采区基本条件一、开采范围采区位于朱家窑沟一带,柳树垴以南,太旧高速公路以东。井下北部为桑掌大巷，南部为断层带，西部为太旧高速公路规划煤柱,东部为采区边界。上部8＃煤、3#煤已开采，6#煤尚未开采。采区上限标高570米,采区下限标高540米,地面标高852—1078米，埋藏深度293—510米，平均401米。二、采区生产能力,服务年限计算确定矿井生产能力确定的合理与否，对保证矿井能否迅速投产、达产和尽早发挥投资效益至关重要.而矿井设计生产能力问题又是一个与井田地质构造、水文地质条件、煤炭资源量及煤质、煤层赋存条件及建井条件、采掘机械化装备水平等诸多因素有关的综合问题。(一)工作制度采煤工作面三八制,两个班生产，一班检修。(二)采区服务年限采区的服务年限计算公式为:T=ZK/（A·K）=1124。5/（110*1.30）=7式中：T—服务服务年限，a；ZK—设计可采储量,Mt；A—设计生产能力，Mt/aK-储量备用系数，地质构造复杂、煤层赋存不稳定、开采技术条件差的取大值，地质构造简单、煤层赋存稳定、开采技术条件好的取小值.取K=1。30采区考虑设置一个综采队，两个综掘队。采区设计能力为110万吨/年，服务年限7年.第二节采区开采煤层条件根据勘探钻孔成果和邻区实际揭露，本区9#煤普遍存在，可采煤层厚度3。05米，属中厚煤层。9#煤可采性指数1。00，变异系数20%，属稳定厚煤层。据上部3#煤和8#煤实采揭露，本区陷落柱较发育，对煤层赋存情况有一定影响.8＃煤与9#煤层间距变化较小，2-21号孔最小2。37米，2—31号孔最厚4。57米。以2-21号孔为中心,层间距向南、向东有逐渐增厚趋势。第三章采区巷道布置第一节采区上山布置方案一、采区上山位置、数目方案提出，比较和确定根据本采区内地质构造及上述其它因素，经过认真的分析、研究、方案比较，最后提出如下两套较优方案：根据本采区内地质构造、各种保护煤柱及上述其它因素，现初步拟定两个方案，分析其利弊，从优选择。方案一：利用现8#煤12区准备巷，在采区的中部沿煤层布置四条采区准备巷，分别为采区皮带巷(进风）、采区轨道巷（进风）、采区左右回风巷两条，采区实现两翼开采。工作面布置2进2回，即进风顺槽、辅助进风顺槽、回风顺槽、尾巷；辅助进风利用下一工作面顺槽巷道，其中首采面为11105工作面，布置方式为2进2回双腰巷，即进风顺槽、辅助进风顺槽、回风顺槽、尾巷.布置方式详见方案一采区各种参数详见采区参数表。方案二：在方案一的基础上在采区两侧布置辅助进风巷实现外部送风.右翼采区辅助进回风巷布置在太旧高速公路保护煤柱内；左翼采区辅助进风巷布置在距切巷30米距离并与运输大巷连通，布置方式详见方案二，采区各种参数详见采区参数表.针对上述两个设计方案其布置特点比较如下：1、工程量:从采区总工程量比较,方案一比方案二多1284米。初期投产工程量方案一比方案二少855米。2、方案二比方案一支棚巷道少3238米。3、从采区通风系统上相比较方案二采用采区左右外部供风更为简单一些。4、方案一部分工作面外部送风必须在下一工作面掘出后供给，使顺槽服务年限加长。方案二外部送风依靠采区两翼辅助进风巷,减少顺槽服务年限,有利与衔接安排。综上所述，选择方案二,从技术上、经济及瓦斯治理上较为合理。二、工作面巷道布置采区巷道布置:在均衡两翼的基础上布置采区准备巷，采区皮带巷、轨道巷、左回风与8#煤12区皮带、轨道巷、回风巷连接。采区右回风与桑掌回风大巷系统巷连接。9#煤11区皮带巷、轨道巷为进风巷，左右回风巷为回风巷。轨道巷、左右回风巷从8＃煤开口按10°下山掘进见9＃煤，皮带巷按8°下山掘进见9#煤,然后沿9#煤顶板掘进。工作面顺槽巷道沿9#煤顶板掘进。第二节采区主要生产系统采区生产系统设置分析(一)生产系统：①、进料系统：人员物料采用电机车运输至8#煤12区口，物料采用绞车及无极绳绞车运输到工作面；人员步行到工作面。②、出煤系统:工作面→通过顺槽皮带→9＃11区皮带巷→8#煤12区皮带巷→4号小井→电机车拉4吨矿车至底卸坑。（二）辅助运输系统矿井辅助运输形式的选择不但取决于辅助运输量的大小，同时也与辅助运输巷道坡度变化情况有着十分密切的关系.本矿井主要大巷均为煤层巷道,巷道坡度大多在2～5°之间,传统的轨道运输已不能适应本矿井较大坡度运输的需要，因此，必须采用新型辅助运输设备.近年来随着高产高效矿井的发展，井下辅助运输设备的种类也越来越多，无级绳绞车就是其中一种比较成熟的辅助运输设备.无极绳连续牵引车是以钢丝绳牵引的轨道运输设备，主要用于井下工作面顺槽和采区大巷实现材料、设备及人员运输、特别适用大型综采设备的运输牵引,也可用于金属矿井下和地面轨道运输，可适用于坡度不大且起伏变化的轨道运输。该设备操作简单，适应性强，一次性投入少，运行费用低，可靠性高，可替代传统的小绞车接力，对拉运输方式，实现不经转载的连续直达运输，并可适应水平弯道运输,是替代小绞车连续转运的理想产品。系统配置有绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮组、托绳论组及电控等，通过钢丝绳组合成运输系统。其特点是：最末一级由一个小齿轮带动两个大齿轮，两个大齿轮上分别嵌一个摩擦轮，从而使两个摩擦轮作同步同向旋转，钢丝绳同时缠绕在两个摩擦轮上，轮的外圆制成绳槽,绳与轮之间无相对运动，因此解决了目前市场上普遍存在的绳与轮之间磨损快,相互咬绳等突出问题，该设备做到了磨损小、不咬绳，从而大大提高了绳与轮的使用寿命。（三）下料系统回风顺槽及工作面所使用的材料、设备经采区车场、轨道巷运至回风顺槽、工作面各使用地点。2。进风顺槽所使用的材料、设备经采区车场、轨道巷、运至进风顺槽各用料地点。二、通风系统①、通风系统：工作面采用两进两回的通风系统，新鲜风流从560运输大巷进入8＃12区、9＃煤11区皮带巷、轨道巷进入工作面.外部送风通过采区两翼辅助进风巷进入尾巷。污风通过回顺、尾巷经采区左右回风巷回到桑掌回风大巷。三、抽放系统在采区工作面上邻近煤层8#12区煤中沿底挑顶布置走向高抽巷，采区布置∮600mm瓦斯支管，和回风大巷∮800mm瓦斯主管连接，经390回风巷、南大巷副巷、西大巷副巷、外南沟回风井斜井到达外南沟瓦斯泵站。四、供水与排水系统1.在本工作面进风顺槽内铺设一趟三寸静压水管，给工作面进风顺槽水幕、各转载点、螺旋截煤消尘供水,以及为采煤机、转载机的电机冷却供水。水管每100m安设一个三通阀门.另设一趟三寸排水管，并备用一台22KW水泵，随时排除巷道内的积水。2.在本工作面回风顺槽内铺设一趟三寸静压水管,给回风顺槽水幕、工作面支架喷雾、溜头转载点消尘供水，以及为前后溜电机冷却供水。水管每50m设一个三通阀门.另设一趟三寸排水管，并备用一台22KW水泵，随时排除巷道内的积水.3.进、回风顺槽的供水均来自于轨道巷内铺设的三寸进水管中，在进、回风顺槽口安设有分路阀门,总阀门。进、回风顺槽排出的水均进入轨道巷内铺设的三寸排水管中。五、供液系统在进风顺槽设备列车处,设置有一台乳化液箱及两台乳化液加压泵，给工作面液压支架及单体柱提供压力液。在井上通过管路直接将乳化液输送到设备列车处的六、照明、信号及通讯系统1、供电设计概况地面从桑掌降压站用两趟MYJV42-3×240mm2铜芯高压电缆送到560水平桑掌中央配，560水平桑掌中央配由两趟ZR—YJV22—3×120mm2铜芯高压铠装电缆送到八号煤十二区配。八号煤十二区配由两趟MYJV22-3×120mm2铜芯高压电缆送到九号煤十一区配，供电采用双回路供电方式。采区生产规模为一两个综合掘进队和一个综采队进行生产，下面为按就近供电原则各配电室负责供电的回采工作面。九号煤十一区配负担11101、11102、11103、11104、11105、11106、11107回采工作面的供电。2、采区负荷估算:（1)、采区综采工作面负荷统计表：序号 设备名称 规格型号 台数 Pe(KW) Ue(V）1 采煤机 MGTY300/7001 1 700 11402 工作溜 SGZ620/180 1 2X315 11403 破碎机 PCM110 1 110 11404 转载机 SZZ880/220 1 250 11405 乳化液泵 WRB200/31。5 4 200 11406 喷雾泵 MZG150/100 2 90 11407 顺槽皮带 SSJ-1000/2×160 1 2X160 11408 皮带涨紧 4KW 1 4 6609 水泵 22KW 2 22 66010 回柱车 JM-14 3 18。5 66011 小绞车 11。4KW 2 11.4 66012 无极绳绞车 JW—950/48 1 25 66013 注水泵 30KW 1 30 66014 照明综保 ZXZB-2。5 2 2。5 66015 分站 1 660采区综合掘进队主要设备包括:S－120掘进机一部,80T皮带三部，过道溜一部，其他包括下料设备等,总负荷估算为560KW，两个综合掘进队为2×560KW。综合机械化采煤工作面主要设备包括：采煤机、前工作溜、后工作溜、顺槽运输设备等,总负荷估算为3300KW，采区下料及运输设备估算为480KW。3、采区高峰时,按一个综合化采煤队，两个综掘施工队同时生产考虑，全采区总负荷估算为4900KW。工作电流：Ig=Kx∑Pe×103/√3UeCOSPJ=674A（其中Kx取0.65，COSPJ取0.7），查《煤矿电工手册》643页12－2－26,YJV—3×120mm2电缆载流量为510A，故两趟电源采用两根YJV-3×120mm2高压电缆。采用双回路电源供电。高压配电开关型号为PBG—6/6304、供电设备选型见《采区供电系统图》5、采区高压电缆选择见下表:序号 型号 截面积 起点 终点 长度1 YJV22 3×120mm2 560桑中配 8＃煤12区配 2×970米2 MYJV 3×120mm2 8#煤12区配 9#煤11区配 2×1000米七、采区信号、照明及通讯1、信号〈1>、无极绳绞车的车房及摘挂钩点，必须有声光兼备的信号装置和发生事故时紧急停车装置。<2〉各单钩调度绞车的上、下车场，必须有声光兼备的往返信号装置。〈3>采区各部皮带机、采掘工作面顺槽皮带各种运输设备之间必须设有联系信号和发生事故时的紧急停车信号。2、照明采区无极绳绞车车场和采区各机电峒室每隔3M安设一盏BKJ—36型防爆灯照明，综采工作面每隔6M安设一盏8SF-8400型防爆灯照明信号闭锁装置，掘进工作面采用综掘机配套的照明装置,顺槽皮带及采区皮带每隔10米安设矿用防爆型照明灯。3、通讯采区信号站、综采工作面进风顺槽口，设备列车、采区各部皮带机头及综掘工作面配电点附近各设一部直通井口调度绞车的防爆电话机、综采工作面采用NT2000型通讯装置。第三节采区开采顺序设计确定采用上行式开采顺序，既同一水平先采下层煤，再采上层煤，当下部煤层不可采时，可直接开采上部煤层，工作面之间采用跳采的方式接替。开采上山时有：（1）下行式:先将采区上山掘至采区上部边界，然后由采区边界向大巷方向自上而下依次开采各区段。（2）上行式：事先不把采区上山全长掘出来，而只掘其一段，从运输大巷向采区上部边界自下而上依次开采各区段。开采下山采区时：(1）下行式：从运输大巷将采区下山掘至采区下部边界,然后自下而上逐次开采各区段。（2）上行式：自上而下逐次开采各区段。采区内采煤工作面推进方向：后退式-—工作面自采区边界向采区上山方向推进。第四节巷道断面及支护形式一、巷道断面的设计9＃煤为厚煤层,按阳煤集团生字（2012）63号文件规定：采区轨道巷矩形断面时净宽不小于4。8米,净高不低于2.8米；采区皮带巷为矩形断面时净宽不小于4.5米，净高不低于2。5米；采区回风巷为矩形断面时净宽不小于5米，净高不低于2.8米。8#煤与9＃煤层间距为2.37—4。57米，9＃煤巷道不能用锚杆、锚索支护。根据现有的支护形式准备用梯形棚或U型棚沿支护，沿9＃煤顶板掘进.9＃煤11采区准备巷沿8#煤掘进的巷道采用矩形断面，巷道净宽4。44米，毛宽4。7米;净高2.6米，毛高2.7米；净断面11。5㎡,毛断面12.69㎡。二、支护形式：8＃煤：顶部采用锚杆＋钢带＋钢带＋钢筋网片锚索联合支护。每排布置两根锚索,四根锚杆。煤帮：采用锚杆＋砼托帽＋金属经纬网联合支护。9＃煤：支设梯形棚：准备巷梯形棚上净口宽3。4米，下净口宽4.4米,净高2.7米。净断面10。53㎡，毛断面12。3㎡。梯形棚为对棚支护；顺槽巷道梯形棚上净口宽3。4米，下净口宽4。4米，净高2。6米.净断面10.14㎡，毛断面11。89㎡.梯形棚为单棚支护，棚距为0。8米，棚顶、帮用∮180/2×1000mm的两开木花构花盘.（在两开木顶、帮上铺设金属经纬网)。支设U型叉腿棚：皮带巷、轨道巷支棚后净高为3.85米，下口净宽5米,净断面15。9㎡，毛断面20。6㎡；左右回风巷支棚后净高为3。8米;下口净宽4.85米，净断面14。6㎡，毛断面17。3㎡。棚距为0.8米，棚顶、帮用1000×150×70mm的砼背板花构花盘。(在砼背板上铺设金属经纬网)。三、锚索要求1、各巷开透口处要分别布置一排2.7m长的槽钢锚索，将开透口处的钢带头全部托住。2、锚索紧跟煤头,够四排就打锚索上槽钢；切巷大断面掘进时,打起四排钢带后必须将锚索跟至煤头，且锚索要交错布置，然后再截割另一半巷道或继续向前掘进。沿顶板掘进的巷道使用5.2m长的锚索，沿底板掘进的巷道和从顶板到底板的过渡巷全部使用7。2m长的锚索第四章采煤工作面采煤工艺及劳动组织第二节采煤工作面采煤工艺一、确定采区主要采煤工艺本采区内采用后退式开采方法。工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤方法.采用MGTY300/7001型电牵引双滚筒机组割煤，ZZ4400-16/33型液压支架管理顶板.二、进刀方式机组在端头斜切进刀、双向割煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀；割煤高度控制在1.6———3。27,机组沿底板割煤，运行速度不超过5m/min，割至端头或煤质松软破碎处其速度要适当放慢。机组端头斜切进刀,机组割至工作面端头后，停机调换滚筒上下位置,随机拉架和推溜暂停；机组反向斜切进刀，进刀完成后停止切割；调换滚筒上下位置，按顺序向端头逐一拉架推溜,(溜头、溜尾两架为滞后支护方式，即先移溜，后移架)；而后机组第二次向工作面端头切割，割至端头后，停机调换滚筒上下位置；反向走空刀至进刀处暂停,前移溜头(尾)，并拉架推溜至机组后3-5m处，机组调整前滚筒正常割煤。如下图所示采煤机进刀方式示意图（2—机组）三、机械设备(一）工作面主要设备选型1.采煤机采煤机的选型应符合下列要求：（1）综合考虑9号煤层的采高,尽量不丢煤或少丢煤,提高资源回收率；（2）技术先进、操作简单、维修方便、运行可靠；（3)井田内煤层含有夹矸，特别是采煤机在推进过程中难免要过断层,因此应选用较大功率采煤机；（4）采煤机截割效率高,装煤效果好；（5）牵引速度快，稳定性好，操作安全，采用无链牵引;(6)设计按工作面日产出6600t煤炭选择采煤机.采煤机平均割煤速度按下式计算:V＝30000(L+2I)/(T×K×60×L×H×B×γ×C）式中:V－采煤机平均割煤速度,m/min；L－工作面长度，m，首采面9号煤设计为200m；I－采煤机开缺口行程，m，取30m；T－生产班工作时间,h，取7h；K－采煤机开机率,％，设计取95％;B－采煤机截割深度，m，取0。8m;γ－煤的容重，9号煤为1。48t/m3；C－工作面回采率，％，取78.4％。则：V＝6600×（200+2×30)/（7×95％×60×200×12。0×0.6×1.48×0。784)＝2。04m/min采煤机落煤量按下式计算:Q＝60×V×B×H×r式中：Q-采煤机落煤量，t/h；V—采煤机平均割煤速度,m/min；B—采煤机截割深度，m，取0。6m;H—平均采高，m，设计取3.27m;γ—煤的容重，9号煤为1.48t/m3；则：Q＝60×2。04×0.6×3。27×1.48＝441.8t/h采煤机最大落煤量按下式计算：Qmax＝Kc×Q式中：Qmax—采煤机最大落煤量,t/h;Kc—采煤机割煤不均衡系数，取1.3.则：Qmax＝1。3×441。8＝574。4t/h采煤机最大割煤速度按下式计算：Vmax＝Kc×V式中:Vmax—采煤机最大割煤速度，m/min；Kc-采煤机割煤不均衡系数,取1。3。则:Vmax＝1.3×2.04＝2.65m/min采煤机切割功率N按下式计算：N＝60·B·Hg·Vmax·r·Hw＝60×0.6×3。2×2。65×1。48×0.55＝315。7kW式中：N－采煤机装机功率，kW。Hg－采煤机割煤高度m,取3。27m;B－采煤机截深m，取0.6m；R－煤层容重t/m3,1.48t/m3;Hw－比能耗值，开采硬煤层时一般取0。55kw·h/t；据以上计算,综采工作面选用MGTY300/700—1.1D型电牵引双滚筒采煤机。其技术参数如下：采煤机总功率：700kW采高：3。27m有效截深：0。6m牵引方式：电牵引牵引速度：28m/min供电电压:1100V.2.液压支架⑴支架的支护强度①用估算法确定顶板荷载按下式计算：P＝（m×r×n）×cosα/(K－1)式中：P－支架单位面积上应有的荷载，t/m2；M－煤层开采厚度,m，取3。27m；r－顶板岩石容重，t/m3，取2。7t/m3；K－顶板岩石破碎膨胀系数,取1.3；N－考虑顶板周期来压支架受力不均衡时的安全系数,取2。4；α－煤层倾角，取3°。则:P＝（3.27×2.7×2.4）×cos3°/（1。3－1)＝69。03t/m2②按经验公式确定顶板荷载按下式计算：P＝a×m×r式中：a—采高的倍数，取8;m-煤层开采厚度，m，取3.2m；r—顶板岩石容重，t/m3,取2。7t/m3.则:P＝8×3。2×2。7＝69.12t/m2根据以上两式计算结果，选用支架的支护强度应不小于69。12t/m2,初撑力不小于支架工作阻力的70％。⑵支架结构高度的选择支架的最大高度按下式计算：H大＝M大＋0.2支架的最小高度按下式计算:H小＝M小－0.3式中：H大—支架撑起后最大高度，m;H小-支架撑起后最小高度,m；M—煤层采高，m，取3。2m.则：H大＝3.2＋0.2＝3.40mH小＝3.2－0。3＝2.90m通过以上计算，结合目前综采设备配套情况，中部支架选ZZ44/17/33型放顶煤液压支架,其中电液阀和密封件引进。过渡支架选用ZT6000/17/35型过渡支架,端头支架与ZT6000/17/35型液压支架相配套。支架参数为：支架高度：1600～3300mm；支架中心距：1500mm；支架工作阻力：4400KN；支护强度：0。65Mpa；支架重量14t。3.破碎机破碎机选用PCM3000型锤式破碎机，其技术参数为：破碎能力：3500t/h；最大入口：1200×900mm;电机功率：3000kW；破碎粒度：小于300mm。4.转载机转载机选用SZZ880/220型,其技术参数为：运输能力：3500t/h；电机功率：220kW；设计长度:60m。5.工作面运输巷可伸缩胶带输送机工作面运输巷可伸缩胶带输送机的铺设长度要与工作面的推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。因此工作面运输巷可伸缩胶带输送选用SSJ1000/2×2500型输送机，其技术参数为：运输能力：2500t/h;电机功率：2×2500kW；带宽：1000mm；输送长度：2000m。6。乳化液压泵站为提高液压支架支护速度，与采煤机切割速度相适应，设计选用具有大压力、大流量的BRW—315/31.5型乳化液压泵站,泵站由两台乳化液泵，一台乳化液箱组成，其中一台泵工作,一台泵备用，其技术参数为：公称压力：31。5MPa；公称流量：400L/min：电机总功率：3×250kW。综合机械化采煤工作面其它设备均为配套设备，包括注水钻机、煤层注水泵、单体液压支柱、注液枪、阻化剂喷射泵、小水泵、调度绞车，液压支架电液控制系统等设备。工作面设备布置及设备配备，详见《综采工作面设备布置及设备配备表》。综采工作面设备布置及设备配备表序号设备名称设备型号单位数量主要技术参数1采煤机MGTY300/700台13300V，930kw2液压支架ZZ4400/16/33架1763端头支架ZT6000/17/35架44工作溜SZZ—620/180部13300,2×700KW5转载机SZZ—1000/400部11140V，400KW6破碎机PCM3000部11140V，200KW7移变KSGZY—2000—6/3。3台38移变KSGZY—1000-6/1。14台19移变KSGZY—630-6/1。14台210矿用干式变压器KBSG—500台211皮带运输机SSJ-1000/2×2500部212泵站BRW-315/31。5台2四、支护方式工作面采用及时支护方式，采用全部跨落法管理顶板。五、作业方式采煤工作面三八制,两个班生产，一班检修。日出煤6600吨，每日6个循环,日进4。8米,年产量200万吨。（一）工作面循环产量综放工作面截深为0。6m，工作面平均采高3。27m，长200m，工作面回采率取0.785，煤的容重1。48t/m3，则工作面一个循环产量为：Q＝L×h×B×γ×k式中：Q—一个循环产量，t；L—工作面长度，m，200m；H-工作面采高,m，3。27m；B—循环进度,m，0.6m；γ—煤层的容重，t/m3，取1.48t/m3；k—工作面煤炭回收率，取78.4％.则：Q＝200×3。27×0.6×1.48×0。784＝1316t（二）日循环数及产量设计日进6刀，每班3个循环,日循环数为6。工作面日进度：6×0.6＝3。6m/d工作面日产量：611×6＝3666t/d（三)工作面年推进度工作面年工作日303天，则：工作面年推进度:3.6×303＝999。9m/a（四）工作面年生产能力工作面年生产能力按下式计算：A＝L×S×M×γ×C×10—6式中:A—工作面年生产能力，Mt/a;L-工作面长度,m,200；S-工作面年推进度，m，999。9；M—工作面平均采高,m，3.27m；γ—煤的容重，t/m3，取1。48t/m3;C—工作面回采率，取78。4％。则：A＝200×999.9×3.27×1。48×0.784×10—6＝110Mt/a故工作面的年生产能力为:A采=110×(1+5%）=165Mt/a〈2.00Mt/a.日出煤3666吨，每日6个循环，日进3.6米，年产量110万吨。因此提高顶煤采出率和降低含矸率,取得更好的放煤效果。第二节工作面劳动组织工作面劳动组织为“三八制”作业，两班生产，一班检修,作业方式为追机作业。劳动工作组织表工种甲班乙班丙班合计1跟班队长11132班组长22263验收员11134采煤司机32275电工21146支架移溜工32277端头维护工32278三机工31159泵工211410送饭工211411注油工100112控制台司机011213运料工400414井下库工111315合计28161660备注：甲班检修，乙班、丙班出煤采煤工作面三八制，两个班生产，一班检修.日出煤3666吨，每日6个循环，日进3。6米，年产量110万吨。第三节工作面主要技术经济指标根据上述所述及计算可初步列出工作面技术经济指标表，其具体内容如下表：技术经济指标表序号名称单位指标1采区设计生产能力1、年产量万吨1102、日产量吨36662服务年限年73采区设计工作制度1、日工作班数班32、年设计生产天数天3004煤层煤质1、煤种牌号WY32、灰分%21。343、硫分%1.094、发热量MJ/Kg34.85采区储量1、工业储量万吨689。52、可采储量万吨552.561、可采煤层层12、可采煤层厚度米3。053、煤层倾角度2°—12°74、煤层容量吨/m31。48采区范围1、采区走向长米230082、采区倾向长米7603采区面积m2采区投产煤量及可采期一、1、开拓煤量万吨689。52、可采期年9二、1、准备煤量万吨618.82、可采期年8三、1、回采煤量万吨505。42、可采期年79采区投产工作面个数及推进长度个、米综采工作面个数个110采煤方法走向长壁后退一次采全高综采111213顶板管理方法全部跨落法巷道总工程量米29311采区准备巷141、采掘比1：1.112、掘进率米/万吨12。8采区回采巷1、采掘比米1：3.42、掘进率米/万吨40。215切眼长米18016工作面走向长米6354171819采区岩巷长度米505采区煤巷长度米28806初期投产工程量米7822201、岩巷米1882、煤巷米7978采区运输1、上、下料采用无极绳绞车2、运煤皮带机3无极绳绞车型号4、皮带部及型号部2序号名称单位指标第五章采区通风与安全第一节通风560水平9#煤十一采区由桑掌主扇负担，采区内布置采区轨道巷、皮带巷、和左右两翼回风巷。其中皮带巷、轨道巷作采区进风巷.工作面采用两进两回的通风系统.二、瓦斯涌出量预计9#煤十一采区上部3＃煤、8#煤，下部15#煤已采.根据9#煤探巷掘进期间瓦斯涌出量，预计工作面回采期间工作面最大瓦斯涌出量为5--10m3/min。9#煤无爆炸性、不易自燃。三、工作面配风量本矿井为高瓦斯矿井，采区风量主要根据各用风地点瓦斯涌出参数进行风量计算。9＃煤11采区开采时11006工作面通风距离最短，需风量最小，为桑掌主扇服务期间的通风容易时期；11001工作面通风距离最远，采区需风量最大，为桑掌主扇服务期间的通风困难时期。1、采区按一个生产工作面、一个准备工作面和两个掘进工作面配风。采区回采面预计工作面瓦斯涌出量为5-10m3/min,工作面最大瓦斯涌出量为10m3/min，其中本煤层瓦斯为10m3/min，邻近层已采，风排瓦斯为5—10m3/min,平均按7m3/min计算。1）按瓦斯涌出计算Q=（q1/1％）×k1×k2+（q2/2.5％)×k1×k2=7/1%×1.7×1。7+2/2.5％×1。7×1。7=2254。2m3/min其中：q1—-本煤层瓦斯涌出量m3/miq2——邻近层风排瓦斯涌出量m3/mink1——工作面风量备用系数取1。7k2——工作面瓦斯涌出不均衡系数取1。7故工作面配风量2254m3/min,备用工作面按不低于工作面的50%配风为1127m3/min.2)按工作面进风温度计算Qwi=60×Vwi×Swi×Kwi=60×1×10.14×1。7=1034。28m3/min式中：Vwi-—工作面风速按其进风流温度从中国矿大《矿井通风》中选取；Swi-—工作面有效通风断面,取最大和最小控制断面平均值，本工作面取10.14m2Kwi—-备用系数，取1.73）按工作人员数量计算Qwi=4×nwi=4×40=160m3/min式中:4-—每人每分钟应供给的最低风量；nwi——采煤工作面同时工作的最多人数，取40人。4）按风速进行验算按最低风速验算11006采煤工作面最小风量;Qwi≥60×0。25×Swi即：2254。2m3/min≥152m3/min所以符合要求。按最高风速验算11006采煤工作面最大风量;Qwi≤60×4×SwiSwi-—工作面有效通风断面，本工作面取10.14m2即：2254。2m3/min≤2433。6m3/min所以符合要求。通过上述计算,故11006工作面所需风量为2254。2m3/min。2、掘进通风和峒室通风掘进通风为局扇压入式通风，每个掘进工作面根据瓦斯、风速、温度等条件计算配风量，进而确定局扇型号，回风直接汇入采区回风巷。井下机电硐室和其它硐室都有专用回风道形成通风系统（1）9#煤采区准备巷采用两部2×45KW风机送风,实现“双风机双电源”。2×45KW风机额定吸风量为500m3/min.a：采用一部2×45KW风机配风：按公式Q配=1。7×Q额=1。7×500=850m3/minQ配——掘进风机配备风量m3/min；Q额—-风机的额定风量m3/min；1。7—-掘进风机配风系数。b：采用两部2×45KW风机并联配风：按公式Q配=1.7×（Q额+Q额）=1。7×1000=1700m3/minQ配——掘进风机配备风量m3/min;Q额——风机的额定风量m3/min；1。43--掘进风机配风系数。（2）9＃煤掘进工作面采用两部2×45KW送风，实现“双风机双电源"。2×45KW风机额定吸风量为500m3/min按公式Q=Q配=2×1.7×Q额=2×1。7×500=1700m3/minQ配——掘进风机配备风量m3/min；Q额——风机的额定风量m3/min;1。7——掘进风机配风系数。3、采区峒室送风：按每个峒室独立送风150m3/min配备。四、通风容易时期配风量9#煤11采区11006工作面时为通风最容易时期，此时采区内有一个回采工作面，两个独立送风的峒室，采区配风量为：Q总=(Q采+Q峒）×K漏=(2254+300)×1。15=2937.1m3/minK漏——采区漏风系数,取1。15五、通风困难时期配风量9#煤11采区的11001工作面为通风最困难时期，采区生产队组按一个回采工作面、一个备用工作面、两个掘进面、两个独立送风的峒室等，配风量为；Q总=（Q采+Q备+2*Q丈掘+2＊Q峒）×K漏=（2254+1224+1700+300）×1。15=5478×1。15=6299.7m3/min）采区风速验算:1、按最低风速验算采区最小风量；Qwi≥60×0。25×2Swi采区有效通风断面，本采区取10.53m2即:6299。7m3/min≥315。9m3/min2、按最高风速验算采区最大风量；Qwi≤60×6×2Swi采区有效通风断面，本采区取10。53m2即：6299.7m3/min≤7581.6m3/min通过上述计算，315。9m3/min≤6299。7m3/min≤7581.6m3/min符合设计要求。六、采区阻力计算1、根据阻力计算公式：H=aLUQ2/S3式中H——通风阻力Paa——巷道摩擦阻力系数L——巷道长度mU——巷道周长mQ—