采矿工程毕业设计(毕业论文)

PAGE11题目：XXX煤矿开采设计说明书专业：采矿工程本科生:指导老师：摘要：本设计所做只考虑甘肃靖远煤业集团XXXX煤矿一号煤层。该井田地质条件较复杂，地质资源储量2。1亿吨，可采储量1。21亿吨,设计生产能力150万t/a,服务年限57a.矿井瓦斯涌出量较高，为高瓦斯矿井.矿井采用双斜井开拓。初期开凿有主斜井、副斜井和回风立井。采用单一走向长壁后退式开采，综合机械放顶煤采煤.分区域通风方式，抽出式通风。关键词：综合机械化放顶采煤法服务年限生产能力通风设计类型：模拟型AbstractThedesignisabouttheexploitationdesignof1coalseamofDashuitoucoalmineinGansuProvince.Thegeologicalconditionofcoalmineiscomplexity。Theworkableminereservesis216Mtandthedesignedminecapbilityis1。2Mt/a，sothemimeserveicelifeis72years。Theminegasemissionishigher,soitishighlygassyminewell。Minewithdoubleshaftsdevelopment.Theinitialdiggingininclined,deputyshaftsandreturnairshaft.Byusingsinglelongwallminingtobacktype,comprehensivemechanicaltopcoalcavingmining。Pointsarea，drewtheventilationtype.Keywords：MechanizedcavingminingmethodserveicelifeproductioncapacityventilationPapertype：Simulationtype前言毕业设计是采矿工程专业培养计划中最后一个,也是最关键、最重要的一个教学环节，是教学时间最长（14~16周），参与教师最多，学生独立学习量最大,教育任务最重的一个实践性教学环节.毕业设计的效果直接影响培养目标的实现和学生就业后在专业上的发展。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件,但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设计的方法和步骤,培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力,提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫.本次设计的参照矿井是靖远煤业大水头矿，本次设计就是在大水头煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据,按照指导老师的要求作了一些改动后,对矿井做的初步设计.其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征；矿井储量、年产量及服务年限；井田开拓；煤方法;矿山通风等方面.目录TOC\o”1—3”\h\z\u11844第1章井田概况及地质特征 1258581。1矿（井）田位置及交通 1252681。1。1交通位置 1259931。1.2地形、地势 110841.1.3气象及水文 186381。1。4矿区概况 2201861。2矿(井)田地质构造 280161.2.1地层 2113951。2.2构造 4141681.3矿体赋存特征及开采技术条件 6135651。3。1煤层及煤质 63371。3.2瓦斯、煤尘、煤层自燃性、地温地压 9116421.3.3水文地质 947981.4矿（井）田勘探及勘探程度评价 103622第2章井田开拓 1284572.1矿井生产能力及服务年限 1212802.1.1矿井工作制度 12162302。1。2矿井生产能力 12268172。1.3矿井设计服务年限 121882。1。4矿井储量 12254922.2矿（井)田境界及储量 13178902.2.1井田境界 1374012。2。2资源/储量 136872。3井田开拓 1388892。3。1工业场地及井口位置选择 13227092。3。2井筒形式的确定 1456062.3.3井筒数目的确定 1473202.3。4井田内划分及开采顺序 14313912.3。5开采水平的划分及水平标高的确定 14172532。3.6阶段运输大巷和回风大巷的布置 15217482.4井筒 15244032。5井底车场 18151032。5.1.形式选择 18204332。6方案比较、确定开拓系统 1844222。6。1．开拓方案的确定 189942第3章大巷运输及设备 2228873.1大巷运输方式选择 2255733。1.1大巷煤炭运输方式选择 2264753。1。2大巷辅助运输方式选择 2216393。2矿车 22301993.2。1矿井车辆配备 22268283.2.2井巷铺轨 23228323。3运输设备选型 23176773。3.1电机车选型 23172273.3.2带式输送机选型 2422597第4章采区布置及装备 27109184。1采区布置 27323244。1.1矿井设计初期采区位置选择 27263944.2采区的划分 27301374。2。1采区参数的确定 27209654.2.2采区的划分 28150924.3采矿(煤)方法 2815344。3。1采煤方法 28218684.3。2采煤工艺 28194414。3.3工作面的重要参数 3157964。4采区巷道布置 31219414.5工作面设备确定 32320504.6劳动组织 35210204.7技术经济指标分析 3517643第5章矿井通风与安全 38237515.1拟定矿井通风系统 38137005.2矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算 38140285.3计算矿井总风量 3828565.3。1按井下同时工作的最多人数计算 38218655。4矿井通风设备的选型 41288835.5计算矿井通风等积孔 42326385。6概算矿井通风费用 436275.7预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施 43156445.7。1瓦斯 43245875.7.2预防火灾事故安全措施 4413780第6章矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型 47119486.1矿井提升设备选型 47296296.1。1矿井提升设计的主要依据和原始资料 47315306。1。2提升设备的选型计算 47288506。2主运输设备选型 56321576。3排水设备 6670476.3.1设计依据 6631276。3。2设备选型 66208786。4压缩空气设备 675959第7章环境保护 68125647。1环境现状及地面保护物概述 68241157。2主要污染源及污染物 70299377.3资源开发对生态环境影响与评价 70279967。4资源开采环境损害的控制与生态重建 72187797.5矿区环境保护与生态重建估算 7313323论文:综放工作面安全回撤技术措施 7519618第1章概况 75150621。1工作面概况 75170251。2工作面设备概况 751565第2章回撤的主要设备、电缆 7530493第3章回撤通道施工 76198613。1工程量及断面 76304513.2施工方法 76145843。3回撤通道支护参数 7611073第4章回撤工艺和顺序 7749384。1工作面设备停电顺序 7799054。2系统设备的回撤顺序 77126434.3设备回撤方法 7831454。3.1液压支架的回撤方法 78280534.3.2其它主要设备的拆除方法 782797第5章设备装运 79270425。1装车方法 79312295。2设备运输路线 7944585。3绞车使用要求及明细表（资料由机电运输部提供） 80183885。3。1运输小绞车运输能力验算 80276365。3。2运输系统小绞车参数表 8612585第6章回撤期间顶板管理 8712460第7章回撤期间“一通三防”管理及安全技术措施 88221127.1回撤期间通风系统及瓦斯、煤尘、火灾防治 88205597。2“一通三防"安全技术措施 895454第8章施工组织安排 904639致谢 9219377参考文献 93第1章井田概况及地质特征1.1矿(井)田位置及交通1.1.1交通位置靖远煤业集团有限责任公司XXX煤矿位于甘肃省白银市平川区境内，距靖远煤业集团有限责任公司约3km。井田走向北西～南东,倾斜北东，长约7.99km,宽约2。5km，面积约15.16k㎡.地理座标:东径104°48′—104°55′,北纬36°43′-36°47′。铁路专用线由白(银）—宝（积山）线长征站接轨，行程1。3km，直接通达本矿工业场地;矿区公路与兰（州）—银（川）公路、靖(远）—海（源)公路连接，交通运输十分便利。见图1.1.1.图1。1.1矿区交通位置图1。1.2地形、地势矿区地处干旱区,地貌形态的雕琢以剥蚀为主，且受构造和岩性的制约,基岩裸露，地形复杂，井田南部有刀楞山,山前为沙川丘陵,东北及东部为黄土丘陵山地。1。1。3气象及水文区内无常年性流水，井田南部有大水头沙河自东向西流过，平时干涸，雨季暴雨来临时可形成洪水，河水猛涨，但河面开阔，数十分钟后水流即可消失.西二采区地面为荒坡区，其上部靖远电厂的储渣区有积水存在.本区属大陆性干旱气候,年最低气温—23。8℃，最高气温+37。4℃，平均日温差180左右。冰冻期为11月至次年2月，地表冻结深度可达0。95m。年降雨量为238。2mm，多集中在6～9月份，年蒸发量为1500mm以上。全年多北风，次为东南风，冬春之交有大风,最大风力可大8级.1.1.4矿区概况本区以农业为主,农产品主要有小麦、谷物，玉米等。由于干旱多风,产量均较低。工业方面，有靖远煤业集团有限责任公司王家山煤矿、大水头煤矿、红会一矿、红会四矿、宝积山煤矿、机械制修厂以及靖远电厂等企业.整个靖远矿区水、电、路、通讯等都已形成系统和综合能力。主要建筑材料除钢材外，水泥、砖、砂、石、白灰为当地生产材料，均可就地买到。矿区行政、文教、医疗设施等都具有相当规模，职工中专一所、技校一所、职工子弟中学三所、小学五所,另有甘肃省煤炭工业学校一所,矿区总院一所、分院两所，整个靖远矿区水、电、路、通讯等都已形成系统和综合能力。1。2矿（井）田地质构造1。2。1地层井田内发育着第四纪、白垩纪、侏罗纪和三迭纪的地层。（1）第四系(Q）①全新统为现代冲击、洪积、坡积的砂砾石层及部分耕植土。主要分布于几条沙河和一些冲沟里.厚度0。50~32。25m，平均8。45m。更新统分为上下两部分.上部:其上为黄土；其下为砂砾石、碎石与黄土互层。平均6。53m.下部：为钙质胶结的砾石层（俗称拉牌层）。砾石成分复杂，分迭性差。平均厚度2.75m。更新统主要分布于本区西部和东部的丘陵地带，不整合于下伏地层之上.（2)白垩系（K）在补勘区内仅发育下白垩统（K1）地层，平均厚度237m。其岩性由上至下可分为：eq\o\ac(○，1)紫色、紫红色、棕紫红色厚层状砂质泥岩，夹条带状灰绿色及兰灰色粉砂岩和细粒砂岩。平均厚度152.72m.eq\o\ac(○，2）灰色、灰绿色、黄绿色、深灰色泥岩及砂质泥岩。夹薄层灰绿色粉砂岩及细粒砂岩.靠下部夹黑色油页岩薄层及沥青质小透镜体。平均厚度58.85m。eq\o\ac（○,3)紫红色厚层状砂质泥岩，夹薄层灰绿色粉砂岩。平均厚度28。58m。eq\o\ac（○，4）浅灰绿色—灰白色中粒砂岩.局部微带黄绿色及灰褐色，其顶部部分为细粒砂岩，其底部部分为粗粒砂岩。平均厚度4.85m。下白垩统与下伏地层呈平行不整合接触。（3）侏罗系（J）可分为上侏罗统和下侏罗统。上侏罗统（J3）：平均厚度228.89m。按岩性可分为上、中、下段。eq\o\ac（○，1）上段(J33）:主要为灰绿色、浅灰绿色、灰褐色、灰白色的各种粒度的砂岩呈互层状产出，并夹一些薄层紫红色泥岩等。这套地层一般西部厚、东部薄.平均厚度148。16m.eq\o\ac（○，2)中段(J32）:为紫红色及杂色砂质泥岩，夹薄层灰绿色粉砂岩和细粒砂岩。底部为一层灰白色、灰色中—粗粒砂岩。其间在区域东部夹二层至三层较厚的中粒砂岩.区域西部夹一至二层薄层细—中粒砂岩。本段地层东部较后,西部较薄.平均厚度53。48m。eq\o\ac(○,3）下段（J31)为灰白、浅灰、灰绿色中—粗粒砂岩与紫红色、杂色含铝土质砂质泥岩及灰绿色、深灰色粉砂岩互层。其东部以中、粗粒砂岩为主，泥质岩类较少。至西部泥质类增多，而碎屑岩类显著减少。最底部为一层灰白色、灰白微绿色中-粗粒砂岩，部分为砂砾岩。长石含量多，钙质胶结，具交错层理，含煤屑及黄铁矿晶体，为区内一重要标志层（通称K2）。本段地层东部厚、西部薄。平均厚度26。25m.中下侏罗统(j1+2）:为本区含煤地层。平均厚度72。07m，按岩性可分为：eq\o\ac（○，1）上部为紫红色、杂色、鲜红色砂质泥岩与灰绿色粉砂岩互层，多含铝质，局部地区夹薄层灰色、灰绿色细粒砂岩。这套地层在该区域西部和北部较厚，东南部较薄。平均厚度22。23m。eq\o\ac(○，2）中部为灰色、深灰色、灰黑色砂质泥岩及粉砂岩。普遍含铝质，部分含石英粒，局部因石英颗粒含量增高而变为泥质砂岩。中上部普遍含煤一层,局部地段在主要煤层以下尚含薄煤一层.有部分煤层直接顶板为灰黑色碳质泥岩火砖灰色铝土质泥岩。该套地层西北部较后，东南部较薄。平均厚度32.18m。eq\o\ac（○，3）下部为灰色、灰白色、粗粒砂岩、砂砾岩夹灰色细粒砂岩、深灰色粉砂岩。该套地层在东南部较厚，向西、向北逐渐变薄。平均厚度17。66m.该统与下伏地层呈不整合接触。（4）三迭系（T）仅三迭系上统(T3)在该区发育,为灰绿色、黄绿色细粒砂岩、中粒砂岩及粗粒砂岩,局部含砾、含碳质碎屑、煤屑、黄铁矿结核等。具有清晰的斜波状层理及交错层理。夹灰绿色、灰色粉砂岩，部分为砂质泥岩及碳质泥岩。其中夹薄层煤层或煤线，水平层理及波状层理特别发育。沿层理面分布大量黑白云母，厚度不详.上三迭统构成本区煤系地层的基地.井田深部地层与靖远煤田各矿区地层均可对比。靖远煤田的中生界地层已有新的划分，但为了与原报告、资料的图、文一致，仍采用原地层符号。其新旧对照见表1.2.1。表1。2.1新旧地层对照表原划分新划分地层K2K1hK河口群桔红色砂岩段K1J3K苦水峡组桔红色泥岩段J22W王家山组油页岩段J3J21W王家山组草黄色砂岩段J1+2J2Y窑街组含煤岩段J1d大西沟群砾岩段T3T3南营尔群1。2.2构造(1)褶皱eq\o\ac（○,1）胶泥汤凹陷：位于西II勘探线至II勘探线之间的胶泥汤一带，其中心位置在新100号孔和新52号孔附近,为本区内煤层埋藏最深的部位（+937.45m)，自北向东南逐渐抬起，往西被F5断层所截.eq\o\ac(○，2）前汤山隆起:位于前汤山一带，西起于II勘探线,向东至V勘探线以东，在该范围内向斜轴线不清楚，轴部宽缓,近似于箱状,表现在底板等高线图上等高线非常稀少,自该部位向东西两端均逐渐降低。eq\o\ac（○,3）花尖子短轴向斜:位于花尖子一带，西起于VI勘探线，东至加VIII线与Ⅸ线之间，西端翘起，向东逐渐倾伏。eq\o\ac（○，4）腰水短轴背斜:位于花尖子向斜的腰水村附近，西起于Ⅵ线以西，为一向南东倾伏的鼻状构造，止于VIII与IX线之间,轴向北57°西，全长1.7km，两翼倾角平缓（一般在10°左右）,该背斜的西段由于F40断层切割,其西南翼受到破坏。(2)断层eq\o\ac(○,1)刀楞山断层位于刀楞山北侧，东起于Ⅵ线以东，其延伸方向与地层走向及地形延伸方向基本一致，呈北46°－61°西，并继续向西延伸至黄家坝梁一带，长度在10km上,地表沿断层线表现为地层明显重复，断层面在地表大多向南西倾，亦有少数向北东倾，倾角53°－90°,往深部逐渐变缓,落差表现为西大东小，其中1线120m，Ⅵ线53m，至加Ⅵ线无明显落差，最后消失于Ⅵ一Ⅶ线之间，为一压扭性逆断层。eq\o\ac（○,2)F40断层位于井田中部，东起于Ⅷ勘探线附近，走向北25°－38°西，向西北延深与F5断层相交，断层面倾向南西，倾角73°－88°，其南西盘下降，北东盘上升，垂直落差西大东小，为张扭性断层,以张性为主，扭性表现较弱，平面上其北东盘往南东方向移动，南西盘往北西方向移动。eq\o\ac(○,3)F5断层位于井田西部黄水沟一带,横贯井田深部,南端与刀楞山断层相交，北端延伸至井田外，全长3km,走向近南北，倾向东，倾角65°左右，垂直落差55m－83m，北大南小，为一张扭性断裂，平面上其东盘相对往南移动,西盘相对往北移动。eq\o\ac(○，4)F46断层根据靖远矿务局补充勘探报告,确认即为133队地质勘探报告所指“宝积山向斜”，但该断层无详细资料，需待今后生产过程中逐步摸清。综上所述：本区构造形迹大都受陇西旋卷构造控制，主压扭性结构面控制了煤系地层的展布。主要断层特征见表1。2。2,附煤层柱状图.表1.2.2主要断层及构造特征表断层名称构造性质产状（褶曲轴面）备注走向倾向倾角落差刀楞山断层压扭性逆断层N46～61WNE50°~60°40～120m位于刀楞山北侧，东起Ⅵ勘探线以东，走向长10km左右，断层带宽2～50m。F40正断层N25～38WSW73°～88°23～53m位于井田中部，东起Ⅷ勘探线，走向长7km，断层带宽1~8m。F5逆断层SNN65°55～83m位于井田西部黄水沟一带，走向长3km.F1～2断层组逆断层NWSW30°~60°位于井田南侧，走向长10km以上。图1。2。3煤层柱状图系组柱状层厚（m）岩石名称岩性描述JJ2x3.5粗砂岩浅灰色,灰白色，含少量矿物碎屑,块状较坚硬，分选中等,成份以石英为主,次为长石，部分区域为粉砂岩与泥岩互层，波状层理.J2y2。74砂质泥岩紫褐色，灰绿色，中夹1.4米左右灰绿色粉砂岩，底部为1米左右厚的炭质粉砂岩。4.49砂质泥岩紫红色,团块状裂隙面具光滑感，底部渐变为浅灰色,含铝质，致密，遇水易膨胀.3.66泥岩灰色、灰黑色，含粉砂质、铝质及植物化石、光泽强，裂隙面有滑感染手，夹薄层煤线，小区域底部有薄层炭质泥岩伪顶。9.10一层煤黑色，多为粉沫状。3。58粉砂岩灰黑色，含炭质、砂质，煤屑,块状结构,致密坚硬，具斜状层理，底部为石英细砂岩.2.86含砾粗砂岩灰白色，致密，坚硬，斜状层理,含石英砾岩，此为长石,含植物化石及矿石碎屑，硅质胶结.1.3矿体赋存特征及开采技术条件1.3.1煤层及煤质(1）煤层eq\o\ac(○，1)赋存状况本区共含煤三层，均位于侏罗系中统窑街组.自上而下称1层煤，2层煤和3层煤。1层煤为主要可采煤层，最小厚度0.53m(81号钻孔)，最大厚度33。38m(新111号钻孔），平均厚度10.34m;2层煤只在个别地段(115、新43和新45号钻孔附近）有其分布，但均不可采。3层煤亦仅见于东部Ⅸ号勘探线附近赋存，并向东在魏家地井田呈现可观范围的可采厚度，在本区无经济价值，故不予赘述。eq\o\ac(○，2）厚度变化1层煤厚变化较大,但层位尚较稳定。控制煤层厚度变化的原因主要有两个:一为原始沉积盆地的基地，一为后期构造作用.沉积原因的特征是:呈北西一南东方向分布的狭长煤盆地中部基底起伏不大，且较稳定,基底的沉降速度与泥碳堆积的速度大致相同，因而得以堆积较厚和较稳定的泥炭层。从东部的91、102号钻孔，经新43、66、49、61、新104、2、大检1、47、14、52和新80号诸钻孔一带,西端的新100、新101号钻孔,除个别孔外，煤层厚度均在7m以上，最厚可达21m。而在盆地的边缘，则基底起伏不平和活动较大，因而形成如53号钻孔的岛状无煤区，和大水头煤矿五采区和三采区底凸煤层变薄带.构造原因的特征是：在F40号断层与刀楞山断层之间和近邻地区，受构造挤压和拖曳作用的影响，煤层厚度短距离内变化大，出倾向厚薄变化相间出现的现象更加充分的显示与F1—2号断层有关,如北部钻孔49、补66及补68一线厚14.11～17.46m为厚带，向东南补67、补91、补90、补69、补67一线厚5.94－9.8m为薄带,向东南至48、补84、补81、补92、新61、补71、补76一线煤厚11。52—21。02m复为厚带；到花尖子向斜轴部附近煤又复变薄为2.27-10。26m如补79、补80、补82、新69。此厚薄相间带与F1～2号断层的走向基本平行，显然是受其逆冲推覆所致。另外，在东南部6、37、新102和115号钻孔等小范围内煤层变薄则与后期冲刷作用有关.井田范围内煤层厚度全部大于最低可采厚度，故煤层可采性指数（km）为1；煤层厚度变异系数全井田统一进行评价，煤层厚度均采用钻孔见煤层厚度(储量计算用厚度)，剔除了断层带附近及一些不合理和个别密度过大的钻孔，力求见煤点分布均匀,共采用314个见煤点，经计算变异系数（γ)为57％，属不稳定煤层。eq\o\ac（○,3）煤层结构1层煤结构比较简单，一般含夹矸1～4层，或呈单一结构,只个别钻孔,入1、2、72、新64号钻孔结构较复杂。夹矸厚度大多小于0.7m，少数达到1m以上，最厚为3。47m夹矸多分布在煤层下部，部分出现在上部或中部。由于泥炭沼泽形成时环境的差异,也可出现煤分层尖灭或局部加厚现象,如新86和新55号钻孔。在主要煤分层上部约3.5m处又出现一层较厚的煤分层，因而这两个钻孔煤层总厚度比附近钻孔相差很大。在刀楞山断层两盘，和接近F1—2号断层附近，煤的结构呈碎粒状，糜棱壮和鳞片状，在大水头煤矿1306西二石门，1260井底车场和六采区的大部分钻孔；从煤层顶部开始这种结构煤的厚度达2/3和4/5的煤层总厚.这种现象显然是受刀楞山断层的揉搓，和受F1-2号断层推覆碾压，使煤层发生流变所致.此种类型结构的煤对煤层瓦斯的生成与赋存意义重大.eq\o\ac（○，4)煤层顶、底板岩性煤层顶板直接顶大部分为灰、深灰色铅质泥岩（平均厚度3。57m)，其上为灰白色砂质泥岩，粉、细砂岩、夹灰绿、紫红色砂质泥岩，薄层粗砂岩,见风后易破裂、冒落，难以管理。局部地段有伪顶,以炭质泥岩为主，平均厚度0.13m，最厚0。48m。煤层底板岩性以炭质泥岩、砂质泥岩及粉砂岩为主,厚度0。5－21.5m,炭质泥岩平均厚2。75m，最厚可达6.9m，直接底较软,遇水易膨胀。（2）煤质eq\o\ac(○，1)灰分原煤灰分最大为39.98％，最低为5。36％,平均为17。80％；精煤灰分最大为10.93％，最低为3。88％，平均为6.56%。属低～中灰分煤.灰分变化情况，大体62号钻孔的东北部分较低,一般低于10％，其余部分较高，大多高于10％,接近沉积盆地边缘部分灰分则显著增高,如81、87、新110号钻孔均大于35％.eq\o\ac(○,2)发热量原煤干基发热量最大值为7580MJ/kg，最小值为4460MJ/kg，平均值为6416MJ/kg；精煤发热量最大值为8410MJ/kg，最小值为8080MJ/kg，平均值为8242MJ/kg。属较高发热量煤。发热量随灰分增高而降低。eq\o\ac(○，3）水分原煤分析水分最大值2.62%,最小值0。91％，平均值1.67％;精煤水分最大值2.61％,最小值1。21%，平均值1。70%.属水分较低煤。（4）全硫eq\o\ac(○,4)硫原煤干基全硫最大值4.26％，最小值0.03%,平均值0.70％；精煤全硫最大值1。10％,最小值0.08%，平均值0。52％.属低硫煤，以硫化物为主，次为有机硫，硫酸盐硫微量。硫的含量一般是煤层上部比下部高。eq\o\ac(○，5）磷原煤干燥状磷最大值0。106%，最小值0.002％，平均值0.017％。属低～中磷煤。eq\o\ac（○,6）灰分及灰熔点灰分成分以Si02为主，次为AL203、、Fe203，软化温度1113°C～1330℃,属中等~难熔灰分.eq\o\ac（○，7）工业牌号本区1层煤的工业牌号有气煤、弱粘结煤，不粘结煤三种。本次补勘所获的粘性指标来看，没有多大差异,主要为不粘煤及弱粘煤，井田边缘个别钻孔中有气煤赋存，但不能成片连接，不具备单独开采条件。总的规律是煤层由上向下变质程度增高。综上所述，本区1层煤为低～中灰、低硫、低～中磷，具较高发热量的动力用煤或化工用煤。1。3.2瓦斯、煤尘、煤层自燃性、地温地压（1）瓦斯经甘燃化（1972）489号文批准为高瓦斯矿井.吨煤瓦斯涌出量为17.7～23.5m³。（2）煤尘经大水头煤矿采样，原淮南矿务局化验室测定,煤尘有爆炸危险性。经重庆煤研所测定，爆炸指数为34。52%.（4)地温、地压根据生产实际情况，大水头煤矿地温、地压正常.1.3。3水文地质矿井位于矿区向东南倾没的向斜自流盆地的西段，盆地中部广泛分布下白垩统泥岩隔水层，厚以百米计，其下为侏罗系三个层间裂隙承压含水层。自流水盆地岩石含水性（1）I含水层位于中下侏罗统(J1+2）的下部，主要由中、粗粒砂岩,砂砾岩组成，在刀楞山一带厚120m,由北向南，由东而西逐渐变薄以至尖灭，平均厚度50m，属富水性极弱的含水层，据大水头煤矿以往生产时期观测的涌水量一般为20m³／h。（2）一隔水层中下侏罗统（J1+2)的中部及上部，由泥岩、煤层及砂质泥岩夹砂岩组成。煤层位于该层的中下部，煤层以上最薄11.32m,最厚49.95m,平均25。25m;煤层底板一般厚5.5m。该层为隔水良好的隔水层。（3）II含水层位于煤层之上10－40m，即顶板含水层，由2－3层夹不含水的泥岩、砂质泥岩组成，平均厚度14m，由东而西渐薄，西Ⅲ线以西尖灭。钻孔涌水量0.00188m³／h，属富水性极弱的含水层。（4）二隔水层上侏罗统中段（J32），由泥岩、砂质泥岩夹砂岩组成。分布稳定,平均厚38。37m。属良好隔水层。（5）III含水层上侏罗统上段（J33）,为主要含水层，位于煤层之上约80m处，由坚硬的厚层状裂隙较发育的砂岩裂隙含水层及夹不含水的泥岩、砂质泥岩组成，分布普遍，由东而西含水砂岩逐渐变厚，与此相反,含水层之间的夹层层数减少且薄.平均厚167．16m，水位标高一般为1582.81m,钻孔涌水量0.412m³／h，属富水性弱的含水层，它对回采不会有直接影响，当采空区陷落裂隙穿过此含水层时，会有涌水。（6）下白垩统隔水层由厚层泥岩、砂质泥岩组成，分布于向斜中部，系良好的隔水层.矿井东部厚度以百米计.因向斜向东南倾没，西北翘起被剥蚀，由东向西至陈儿沟逐渐变薄尖灭。eq\o\ac(○,1）地下水的补给与排泄大气降水和沟谷潜水在含水层露头处下渗是补勘区地下水的唯一补给来源.Ⅰ及Ⅱ含水层在北翼罗家川——黑水一带出露补给外,其他均被二号隔水层所盖，没有补给，其补给条件是极为贫乏的，加之水层薄之故，它们对矿井开采影响极小。Ⅲ含水层厚，补给条件良好，是矿井的主要含水层,但距煤层较远（最近35。26m,最远150.45m，平均83.76m），且为一号及二号隔水层所隔。因此，该层对矿井开采不会直接影响。当采空区处理不好，陷落裂隙达及或穿过Ⅲ含水层时，才向巷道进水.eq\o\ac（○，2)断层含水性刀楞山断层，高角度压扭性逆断层，破碎带由被挤压后的泥岩、砂质泥岩组成良好隔水带，其厚15m左右。该断层是隔水断层。F40断层系张扭性正断层，破碎带宽5m左右，位于Ⅲ含水层以外时，由不导水的砂质泥岩及泥岩组成。断层未能使Ⅲ含水层与煤层相接，Ⅲ含水层之水不会通过断层进入矿井。但应指出的是，断层附近岩石裂隙比较发育，未来井巷接近该断层时,涌水会增大，特别是穿过Ⅲ含水层时，将有较大涌水。eq\o\ac（○,3)矿井涌水量地质报告根据矿井水文地质资料以比拟法计算的结果为1269m³/d（52。9m³/h）.由于矿井生产能力提升，目前实测的正常涌水量为90m³/h,最大涌水量为120m³/h。1。4矿（井）田勘探及勘探程度评价一层煤伪顶为灰黑色、片状、鳞片状炭质泥岩，厚度3.2m；直接顶为灰色铝质泥岩，厚度12.7m;老顶为灰白色粗砂岩，厚度9.8m。直接底为浅灰色细砂岩,厚度6.5m；老底为灰白色粗砂岩,厚度7.5m.(1）矿井瓦斯、煤尘、煤层自燃性eq\o\ac（○，1）瓦斯等级：大水头煤矿属高瓦斯矿井,采区瓦斯赋存量大，预计在8-10m³/t之间,部分断层和构造地区可能更大。eq\o\ac（○,2）煤尘：有爆炸危险性，爆炸性指数为34。48%.eq\o\ac(○,3)煤的自燃性：煤层属自燃煤，自然发火期为3~6个月，最短也有21天的发火历史。表1.4。1一层煤顶底板性质煤层类别岩石名称厚度(m)主要岩性特征（含水性）一层煤顶板伪顶炭质泥岩3.2灰黑色、片状、鳞片状。直接顶铝质泥岩12.7灰色，含铝质，有滑感，致密，块状。老顶粗砂岩9.8灰白色，成分以石英为主，长石次之.底板直接底细砂岩6。5浅灰色,含白云母碎片.老底粗砂岩7.5灰白色，成分以石英为主。（2）矿井涌水量根据大水头煤矿提供的地质资料，预计采区正常涌水量为72m³/h，最大涌水量为180m³/min。第2章井田开拓2。1矿井生产能力及服务年限2。1.1矿井工作制度工作面采用“四六制”作业,一采一放，设一班检修。采煤机截煤深度0。6m，采煤高度为2.8m,放煤高度平均为7。8m,工作面日推进度1。8m，设计年工作天数330天，两个工作面同时开采，年推进度为1200m。2。1。2矿井生产能力由矿井各系统和环节的综合能力决定矿井年产量为1.5Mt/a。2.1。3矿井设计服务年限T＝＝12100/（150×1。4）＝57。6（a）T－矿井服务年限（a)Z－矿床可采储量（万t/a)A－矿井生产能力（万t)K－矿井备用系数，一般取1.4矿井的服务年限为57年.2。1.4矿井储量井田地质储量为2.16亿吨，工业储量为1.85亿吨，可采储量为1.21亿吨。境界煤柱:沿井田边界留设30m煤柱。采区边界煤柱：各采区与相邻采区各留设15m煤柱.采区上下山煤柱：煤层上下山两侧各留设30m煤柱。大巷两侧煤柱:运输大巷与回风大巷两侧各留设30m煤柱。表2。1。1大水头煤矿可采储量计算表（万t）可采煤层保有储量永久煤柱损失设计储量采矿损失量可采储量煤厚（m）采矿损失率采矿损失1层煤21600155。61850010.825％1223。96121002。2矿（井）田境界及储量2.2。1井田境界井田走向长约7.99km,宽约2.5km,面积约15.16k㎡表2。2。1井田拐点坐标一览表点号纬距(X）经距（Y）点号纬距(X）经距(Y）1406486048955044070600485400240667504907505406860048508034068250488250640656204881002.2.2资源/储量(1矿井工业资源/储量.矿井工业资源/储量按下式计算。zg=111b+122b+2M11+2㎡2+333k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值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，k值取0。7.(2)矿井设计资源/储量。矿井设计资源/储量等于矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。(3）矿井设计可采储量。矿井设计可采储量等于矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率。《煤炭工业矿井设计规范》第2.1。4条规定，矿井采区回采率应符合：厚煤层不应小于75%；中厚煤层不应小于80%；薄煤层不应小于85％；经计算大水头煤矿井田地质储量为2。1亿吨，工业储量为1.8亿吨，可采储量为1.2亿吨。2.3井田开拓2.3.1工业场地及井口位置选择矿区地处干旱区,地貌形态的雕琢以剥蚀为主，且受构造和岩性的制约，基岩裸露,地形复杂，井田南部有刀楞山,山前为沙川丘陵,东北及东部为黄土丘陵山地。考虑两处工业场地位置方案一：将工业场地布置在补13号钻孔附近优点：1。地面开阔比较平坦,填挖工程量小；2。紧靠矿区铁路集配站，交通方便缺点:1.井下运输距离长，运营费用高；两侧分布不均,不利于矿井稳定生产。方案二：将工业场地布置在新106号钻孔附近优点：1。场地位于井田储量中心附近，井下运营费用低；2.工业场地两侧储量分布均匀，有利于矿井稳定生产。3主副井联合布置，管理方便，占地少.4有利于第一水平开采，有利于井底车场和主要运输大巷布置.缺点：1。地面需要进行少量挖填.由上面方案的比较可看出方案二比方案一更优越些，有利于矿井稳定生产,所以设计决定工业场地采用方案二。2。3。2井筒形式的确定考虑到以下几点：（1）矿体赋存较深约400m.（2）矿体倾角不适宜于沿矿体布置井筒。（3)矿井为高瓦斯矿井,对通风要求高。所以井筒形式确定为立井.2。3。3井筒数目的确定《煤炭工业矿井规范》第3。1。7条对井筒数目及兼用功能作了规定，其中强制性条文规定：“高瓦斯，有煤与瓦斯突出危险的矿井必须设立专用回风井。"故本矿井设计4个井筒，主副立井各一个，东西两个回风井.2。3.4井田内划分及开采顺序井田内划分两部分，先采缓倾斜部分后采急倾斜部分，具体划分如下如下：（1）缓倾斜部分煤层赋存稳定，倾角适中，适合综合开采,走向按1000—1500m，划分为中一采区，东一采区，西一采区.中一采区为首采区.（2）急倾斜部分急倾斜部分开采时间晚，走向长度短，一般为500-1000m，划分为中二采区，西二采区。2.3.5开采水平的划分及水平标高的确定确定划分一个开采水平即1220水平,中一、东一、西一采区采用下山开采，中二、西二采区采用上山开采。2。3。6阶段运输大巷和回风大巷的布置回风大巷:在F40断层南部，煤层顶板上布置回风大巷与东风井相连，为中一采区回风。轨道大巷:在F40断层北部，1220煤层中沿走向布置一条轨道大巷。运输大巷:在轨道大巷北部，平行布置一条运输大巷，与煤仓连接，为整个矿井的运输服务2。4井筒表2。3。1井筒特征表井筒名称用途坐标井筒断面形状井筒长度（米)井筒断面（㎡）支护材料净掘主井运煤，进风X=487800Y=4067500圆形直径6.5m41023。7431。17钢筋混凝土副井运料，进风,运人，排矸，排水X=487750Y=4067450圆形直径6。5m40033.1744.16钢筋混凝土风井回风圆形直径5。5m23.7531.17钢筋混凝土图2.3.1主井断面图图2.3。2副井断面图图2.3.3风井断面图2。5井底车场2.5。1。形式选择本矿井井下煤炭运输由胶带输送机运输，通过主井提升至地面，所以矿井的井底车场实际上为副斜井井底车场，担负全矿井辅助运输任务,是矿井井下辅助运输的转运中枢。根据井底车场形式选择的原则，本矿井采用立井刀式环形车场形式，井底标高+1220m,车场与+1220轨道大巷相连。2.6方案比较、确定开拓系统2.6.1．开拓方案的确定根据大水头煤矿井田境界一层煤开采技术条件及考虑到技术上的可行性和经济的合理性，初步提出两个开拓方案.方案一：立井单水平上下山开拓主副井采用立井开拓。井田布置一个开采水平，采用上下山开采方式。方案二：立井多水平上下山开拓缓倾斜部分开采第一水平时与第一方案基本相同，只不过第二水平使用石门加暗立井，暗立井用来开采第二水平的煤,石门延伸至急倾斜煤层部分用于开采急倾斜煤层部分。开拓方按比较（1）技术比较方案一:优点：eq\o\ac(○,1)初期开拓工程量较方案二要小,投资省,建井工期短。eq\o\ac(○，2）通过石门延长至倾斜煤层,可以充分利用开拓井筒.eq\o\ac(○，3）使用单一生产系统,工业场地集中，工业场地占用量少。缺点:eq\o\ac(○，1)开采急倾斜煤层时，石门较长，不利于矿井通风（但采用分区式通风解决)。eq\o\ac（○,2)巷道维护费用高。eq\o\ac（○，3)布置石门要留设煤柱，有一定量的压煤。方案二:优点：eq\o\ac（○,1)石门既可以利用来开采缓倾斜煤层第二水平,也可延伸至急倾斜煤层部分,使用该方案,井巷工程量小。eq\o\ac（○，2)通过石门延长至急倾斜煤层,可以从分利用开拓井筒.缺点：eq\o\ac(○,1)开采急倾斜煤层时,石门较长,不利于矿井通风。eq\o\ac(○，2)开采缓倾斜煤层第二水平和急倾斜煤层时,运输线路太长，设备损耗量大，巷道维护费用高。eq\o\ac(○,3）布置石门和暗立井均要留设大量煤柱，压煤量大。方案一和方案二经济技术比较具体如下：现将以上两方案作经济比较，其前提是：各方案都采用集中大巷布置，矿井通风方式为采区边界式,采区的划分和布置也均相同，因此经济比较只比较有可比性的部分。具体费用如下：表2。5。2方案一计划费用表项目名称特征岩石硬度系数（f）单价元/m工程数量（m)费用（万元)一）井巷工程1、主立井D=6.5m,料碹，支护厚度500mm4～61789.4826.7147.922、副立井D=6。5m,砼砌，支护厚度500mm4～61762.4826.7145。703、井底车场及硐室拱形，料碹4~61340（平均）1000134.00合计427。62二）主要设备1、胶带输送机L=1000m，DX型，B=1000mm160.3502、串车1T固定式2.503、绞车2JK—2/11。558.86合计184。76表2。5.3方案二基本建设费项目名称特征岩石硬度系数(f)单价（元/m）工程数量费用（万元）基本建设一、井巷工程1、主暗立井D=6.5m，料碹，支护厚度500mm4~66789.4200165。782、副暗立井D=6.5m，砼砌,支护厚度500mm4～66762.4200`165。43、井底车场及硐室度500mm4~61340（平均）1000134.00合计465.18二、主要设备1。主立井提升机JKM-2。84(I)C148.862、箕斗JX-6（6t）5。703、副立井提升机JKM—2。84（I）C148.864、罐笼GM1-1(1t单层）2。50合计305.9表2。5。4生产经营费用表方案项目方案一方案二工程量单位工程量单价(元）费用（万元）工程量单位工程量单价（元）费用（万元）1通风千瓦时2。43×1060。5121。5千瓦时2.4×1060。5122.52排水千瓦时2.25×1060.5112.5千瓦时2。3×1060。51253总计234247.5表2.5。5方案比较汇总表项目方案一方案二基本建设费427.62万元465.18万元主要设备费184。76万元305。9万元生产经营费234万元247。5万元总计846。381018.58从以上计算可得方案一费用总和为846。38万元,方案二费用总和为1018。58万元，两者费用相差为16。9%，符合设计规范规定，因此确定方案一为设计方案.第3章大巷运输及设备3。1大巷运输方式选择3.1。1大巷煤炭运输方式选择结合矿井开拓及巷道布置，确定井下煤炭运输采用带式输送机运输系统，实现从回采工作面到地面选煤厂的连续运输.带式输送机运输具有系统简单、自动化程度高、管理方便、运量大等特点,能够实现煤炭运输的连续化，更好地满足矿井达产的需要。在1220水平布置运输大巷和轨道大巷为整个矿井运输服务，大巷运输量很大，故煤炭运输使用胶带输送机。3.1.2大巷辅助运输方式选择辅助运输选用蓄电池电机车运输,拟选用防爆型蓄电池电机车牵引1吨固定车箱式矿车运输。3。2矿车3.2.1矿井车辆配备矿车选型:选型结果见表3—2-1表3－2－1矿车规格特征及数量一览表名称型号数量（辆）容积(m3）名义载重（t)最大载重（t)轨距(mm)轴距(mm）外形尺寸长×宽×高(mm)自重(kg）备注1。5t固定矿车MG1.7-6A3101.71.52。7600750718其中备用30辆1。5t材料车MC1.5-6A201.71。52.9600750566其中备用10辆10t材料车MP1。5-6A20106001100其中备用5辆3t平板车MPC3—64535.56001100835其中备用5辆20t平板车MP20-620206001100170030t平板车MPC30—615306001100200040t平板车MPC40—61040600110023003.2.2井巷铺轨轨道:钢轨选用15kg/m钢轨，轨距600mm。3.3运输设备选型3。3.1电机车选型运送矸石、材料及设备、人员均采用单机牵引.矸石列车由20辆1。5t矿车组成.材料、设备列车由各种材料车及平板车组成。运送人员列车由10辆PRC12—6/6型12座平巷人车组成。电机车制动距离校验，制动距离按下列公式验算：ｖ-列车制动时的速度，km/h；v=8。5km/h；g—重力加速度，m/s2；g=9。8m/s2；φz-制动时的粘着系数；撒沙时取φz=0。17;Pz—电机车的制动质量，t;等于电机车全部重量.Pz=12t；P-电机车质量，t；取P=12t；n—列车中的矿车数，取n=20；q-矿车装载质量，t；q=1。5t；q0—矿车质量，t;q0=0。72t;ωy—重列车运行阻力系数；ωy=0。0075；i-运行线路平均坡度‰，i=3‰。=6。6m制动距离小于40m，满足要求。3。3.2带式输送机选型（1）采区带式输送机主要技术特征:运量:Q＝1700t/h带宽：B＝1。2m带速:V＝4。0m/s机长：L＝1085m（初期）；L＝2540m（后期）提升高:H=-40m（初期）；H=87m（后期）最大倾角：α=10°胶带型号：ST2500S（阻燃抗撕裂,初期装备ST1200S) 胶带强度：ST＝2500N/mm电机:型号YB630S2-4，功率Nd＝630kW,电压10kV（初期一台,后期三台）CST驱动器：型号CST750KS—24。5714，速比i＝24.5714液压绞车自动拉紧装置：型号ZYJ-B—20/200（2）带式输送机简要设计计算eq\o\ac(○，1）装料断面输送能力：Qmax＝＝3。6×0.1512×4×0.95×900＝1862t/h式中S—胶带上物料横截面积,S＝0.1512m2(动堆积角θ=15°）；V-带速，V=4m/s；k—输送机倾角系数，k＝0。95；-物料松散密度，＝900kg/m3。装料断面富裕系数eq\o\ac(○,2)满载运行圆周力：Fu＝+FS1+FS2+FStC—附加阻力系数，C＝1。038主要阻力FH=式中f-模拟摩擦系数，f＝0。028；L—输送机机长；L=3009.534mg—重力加速度，g＝9.81m/s2；qRO—承载分支托辊(φ159）组每米长度旋转部分质量qRO＝26。325kg/m;qRU-回程分支托辊(φ159）组每米长度旋转部分质量qRU＝9。7kg/m；qB-每米长度输送带质量，qB=58.8kg/m；qG-每米长度输送物料质量,qG＝=118kg/m;FHH=0。028×3009。534×9.81×［26.325+9.7+(2×58.8+118）cos2。2°]=224398N主要特种阻力FS1，包括托辊前倾摩擦阻力Fε和被输送物料与导料槽栏板间的摩擦阻力Fgl两部分，FS1=9547N附加特种阻力FS2,包括两道头部清扫器摩擦阻力和两道空段清扫器摩擦阻力FS2=3360N倾斜阻力FSt=式中H—输送机受料点与卸料点间的高差，H=116m.FSt=118×9。81×116=134279N则FU=1.038×224398＋9547＋3360＋134279=380111Neq\o\ac（○，3）轴功率：N0＝N0＝10—3×380111×4＝1520。4kWeq\o\ac（○，4)需电机功率：N＝ N＝＝1919kW式中—电压降系数,＝0。9—传动效率，＝0.98×0.955×0。98=0。917—多机驱动功率不平衡系数,＝0.96。选电机功率Nd=710kW×3电机功率富裕系数kd＝=采用头部双传动滚筒、三电机驱动，功率配比NⅠ：NII=2:1eq\o\ac（○,5）输送带承载分支下垂度要求最小张力式中：（）adm-——允许最大下垂度,一般≤0.01ao—承载上托辊间距，ao=1.2meq\o\ac（○，6）下分支阻力W=Cflg（qRU+qBcosα）-qBHg+FrW＝1。038×0.028×3009.534×9.81×（9。7＋58.8×cos2.2°）-58.8×116×9.81+2688=—5483Neq\o\ac（○，7）输送带不打滑条件头部双传动滚筒、三电机驱动,功率配比2：1。NeNeFS101363)1.52(313801112.1)1(312UmaxS3＝S2+W=101363—5483=95880N＞Fmin取S2＝101363N满足传动滚筒起动不打滑和胶带上分支挠度的要求。eq\o\ac（○,8)稳定工况胶带最大张力S1H=S2+FUH=101363+380111=481474Neq\o\ac（○,9）胶带安全系数K＝＝＝7.85第4章采区布置及装备4.1采区布置4.1.1矿井设计初期采区位置选择矿井设计初期采区为中一采区，选其为首采区的原因：（1）和井田内其他采区相比,煤层赋存条件好，地质构造和开采技术条件简单,地质勘察程度高。(2）采区生产能力大，服务年限长，能保证接替采区的正常接替。（3）首采区位于工业场地保护煤柱线附近，工程量小贯通距离短.4。2采区的划分4.2。1采区参数的确定（1）采区倾斜长度的确定:依据实际条件确定采区倾斜长度为600m.(2）采区走向长度的确定：根据地质因素采区走向长度约2000m.（3）采区生产能力确定单个工作面生产能力计算如下：A=L×V×M×γ×C式中:A—工作面生产能力，Mt/a;L—回采工作面长度，m;γ—煤的容重，t/m³；V-工作面年推进度,m/a；C—工作面回采率,取0.95;M-煤层厚度或采高,m；A=110×594×10。6×1。41×0。95t=927743t=0.93Mt采区生产能力：A=k×k×(i=1，2……）式中A—一个工作面生产能力I—同时生产工作面数目K—采区掘进出煤系数，取1.1K—工作面之间出煤影响系数，i=2取0.95;i=3取0。9A=1。1×0.95×（0.93＋0。93）=1.94Mt（4）采区回采率采区回采率=×100％4.2。2采区的划分（1）缓倾斜部分：煤层赋存稳定,倾角适中，适合综合开采，分为中一采区，东一采区，西一采区.中一采区为首采区。（2)急倾斜部分:急倾斜部分开采时间晚，划分为中二采区，西二采区。4.3采矿(煤）方法4。3。1采煤方法结合采煤方法选择的原则考虑，首采区位于缓倾斜煤层部分，煤层平均厚度10.6m，故使用走向长壁一次采全高综合机械化放顶煤采煤法，顶板管理为全部垮落法。4.3.2采煤工艺首采工作面采用走向长壁综采放顶煤、一次采全厚、全部垮落的采煤方法。割煤方式：单向割煤，往返一次进一刀.进刀方式：斜切进刀.附：工作面采煤机斜切进刀方式示意图图4。5.1工作面采煤机斜切进刀方式示意图工艺流程为：割煤—移架—推前溜—放煤—拉后溜。落煤：采用MG300/700—WD型双滚筒采煤机落煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤.截深0。6米.装煤：后滚筒割底煤的同时将前滚筒割落的顶煤装入前溜，采煤机空刀返回扫底时，前后滚筒将移架时的落煤同时装入前溜.移架：工作面采用ZF4800/17/28型低位放顶煤液压自移支架，操作方式为手动本架快速操作，实行追机顺序移架及时维护煤机割过后暴露出来的顶板，顶煤破碎及煤壁出现片帮情况时应超前移架，即煤机未割之前提前移架，将支架伸缩梁、护帮板及时伸出维护片帮后露出的空间。移架步距为0。5米，要求及时到位。放煤方式：工作面采煤机割煤高度为2。8米，放顶煤高度7.8米,放顶煤采用多轮顺序放煤。放煤步距为1.2米,每次放煤量为顶煤的1/3-1/2,两次放完,特殊情况可放三次。顶煤弱化：可利用瓦斯抽放钻孔以及在顶板瓦斯抽放巷内向煤层打钻注水进行顶煤弱化。（1)顶板管理方法工作面采用综采放顶煤一次采全厚、全部垮落法的顶板管理方法。（2）工作面支护首采工作面配备ZF4800/17/28型低位放顶煤支撑掩护式液压支架支护顶板。eq\o\ac(○，1）老顶的确定根据老顶来压强度，即直接顶厚度M与采高m的比值(N=M/m）和老顶初次来压步距L确定，而初次来压未开采前无法测定，根据顶板岩性、开采方法、煤层埋深和已经开采结束的采区综放工作面的测定，初步确定工作面老顶初次来压步距L<25m，且来压显现不太明显，N=M/m=7。9/2。7=2。93≈3，N∈(3—5），所以工作面老顶属Ⅰ级顶板，选用支撑掩护式支架。eq\o\ac(○,2)液压支架工作阻力的计算根据P=（6～8）mγcosα吨/㎡.式中:P—直接顶及老顶来压的支护强度，吨/㎡；6～8-采高倍数；m-采高2.7m；γ—直接顶容重,取1。41吨/m³；（工作面直接顶为煤层）α—煤层倾角2～6ο.故支架承受载荷:P=（6—8）×2.7×1.41×cos（2—6ο）=22.72—30。437（吨/㎡）ZF4800/17/28型支架支撑面积为6.1㎡，支架所受的最大工作阻力F=（22.72-30。437）×6。1=138。59-185。67吨,而ZF4800/17/28型支架的额定工作阻力为4800KN，即约480吨，故所用支架完全能够满足支护要求。（3）端头支护工作面下端头配备专门设计的ZZFT8400—20/31一架端头液压支架支护，上出口使用两架ZFG4800/20/31过渡支架支护,靠回风顺槽上帮根据过渡支架与回风顺槽上帮的间隙(间隙大于1。0米时）使用0.8米长的铰接顶梁配DZ—3。2型单体液压支柱组成的一梁一柱走向抬棚支护，棚与棚间距1.0米(具体数量可根据过渡支架与回风顺槽上帮的间距决定)。（4)两道超前支护两道超前支护采用DZ—3。2型单体液压支柱配合0。8米长的铰接顶梁组成的一梁一柱走向抬棚支护,柱距0.8米，距巷帮0。5—1.0米。附：工作面支护设计平、剖面示意图图4。5。2工作面支护平、剖面示意图（5)一采区首采综放工作面煤层伪顶为炭质泥岩，厚度4。42至11。35米，质软，遇水易膨胀成沫，直接顶为铝质泥岩，平均厚5.46米，其下部含粉砂质。工作面初期回采时伪顶会随采随落，当工作面推进一定距离（15—25m)时须防止工作面初次来压.工作面初次来压步距定为15-25米。工作面采厚平均10。6米,其中机采高度2。8米,放顶煤高度7.8米。工作面最大控顶距4。8米,最小控顶距4。2米。4.3.3工作面的重要参数(1）采煤工作面的长度确定根据地质因素、技术因素、经济因素综合确定.工作面长度为110m。（2)工作面连续推进长度根据采区地质因素,工作面连续推进长度为1000m。4。4采区巷道布置方案一：在煤层中布置上山三条：一条为轨道上山，设有绞车房，另一条为皮带上山，倾角16°，其中轨道上山用作采区运料，另一条回风上山用作回风。皮带作为运煤，新鲜风流从轨道巷，皮带巷上山，通过绕道进入到工作面，经过上顺槽,进入回风井。方案二：在煤层底板岩石处布置上山两条：一条为轨道上山，一条为皮带上山,倾角14°，其中轨道上山用作采区运料，回风。皮带作为运煤，新鲜风流从轨道巷,皮带巷上山，通过绕道进入到工作面，经过上顺槽，进入回风井.方案比较（1)技术比较表4。4.1技术比较方案优点缺点方案11、掘在煤层内布置上山，掘出费用低2、通风路短，通风阻力小3、材料和行人的运输环节小，时间短4、施工工序简单1、在煤层中布置上山服务年限低2、在煤层中布置上山维护费用较高方案21、在岩石中布置上山，服务年限长2、将上山布置在岩层中,在开采两层煤时共用此条上山,节省经费用1、工程量大,施工难度较大2、在岩石中布置上山，要求穿煤层时所用石门较多3、巷道连接复杂,工序环节增加，采煤巷道布置复杂（2）经济比较两种方案的经济比较从上山的掘进费用维护费用进行比较，比较如下：表4。4.2经济比较掘进费用（单位：1104元）方案一方案二运输上山68.64运输上山86。3轨道上山70.40轨道上山87.5维护费用（单位：1104元)方案一方案二运输上山21.6运输上山12。6轨道上山19。8轨道上山11.7小计180.44小计198。1经过上述经济技术上的比较，本设计采用第一方案.4.5工作面设备确定(1)设备配备及能力校核各设备的技术特征及配备如下：eq\o\ac(○,1）支