东里煤矿一采区3#煤开采设计

前言 i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 8第二章采区基本开采条件 10第一节采区基本条件 10第二节采区开采煤层条件 15第三章采区巷道布置 19第一节采区巷道布置方案 19第二节采区主要生产系统 21第三节采区开采顺序 22第四章采煤工作面采煤工艺及劳动组织 26第一节工作面采煤工艺 26第二节工作面劳动组织 31第三节工作面主要技术经济指标 32第五章采区通风与安全 34第一节概述 34第二节采区通风方式及系统 34第三节采区风量计算及分配 37第四节采区总风压及等积孔计算 39第五节安全通风措施 40第六章安全技术措施 40第一节一般措施 40第二节瓦斯爆炸的措施 41第三节防煤尘爆炸措施 42第四节水灾的预防 42第五节火灾事故发生后的应急措施 43第六节顶板管理 44第七节其它 47阳泉职业技术学院毕业设计说明书PAGE54第一章矿井概况第一节矿井基本概况一、井田境界及四邻关系依据东里煤矿井田系东里村安全煤柱的一部分，位于潞安煤业（集团）公司五阳煤矿井田范围内，井田四界外均为五阳煤矿所属采区。在井田的东南方向是五阳煤矿的主皮带巷，邻近采区工作面均已采完；西南方向为七四轨道暗斜井和皮带暗斜井，其相应采区也已采完；井田西北方向边界是以断层来划分的，未开采；井田东北方向以河流为界划分边界，也未开采。地质报告，矿井批准开采3号煤层。井田范围由下列6个坐标点（6度带）连线圈定：1、X=4041172.6Y=19680682.62、X=4041342.5Y=19680645.33、X=4041544.4Y=19680154.64、X=4040960.5Y=19679402.25、X=4040421.8Y=19680099.56、X=4040661.9Y=19680.354.2井田面积0.775km2。二、交通位置东里煤矿位于襄垣县城西南5km，地界属襄垣县古韩镇管辖，矿区边界为不规律多边形。其地理座标为东径113°00′07″—113°00′58″，北纬36°28′37″—36°29′14″。井田位于潞安煤业（集团）公司五阳矿井田范围内。拟选的工业场地位于古韩镇现东里村的南部。北距襄垣县城5km，距长治45km，距太原215km。太焦铁路从井田东北部穿过，太焦线北接石太、同浦线，南接陇海线，距襄垣县车站2.5km，距五阳车站3.5km，在襄垣县和五阳煤矿设有车站。各乡村之间均有公路与周围的208国道、榆黄公路、长韩公路、长临公路相连，区内交通四通八达。三、地形、地貌及河流井田地处太行山西麓，地貌特征为低山丘陵类型。井田内地面平均标高为876m，相对高差不超过20m。地势北高南低，西高东低。区内主要河流是浊漳河西源，该河从本井田北部自西向东流过，属海河水系漳河流域，其支流有淤泥河，与南漳河在五阳井田汇合后至襄垣城东与浊漳河北源汇合流出。浊漳河为常年流水性河流，但流量变化较大，洪水期流量大，干旱期流量较小。位于井田西侧的淤泥河只在雨季有水流，平时干涸无水。四、矿井煤层赋存情况（一）含煤地层井田内主要含煤地层为石炭系太原组及二叠系山西组，总厚平均为178.50m。（二）含煤性井田内煤层主要分布在二叠系下统山西组（P1S）和石炭系上统太原组（C3t）。含煤14层，煤层平均厚度14.91m；平均含煤系数8.35%。其中可采煤层三层（3、15－1、15－3号煤），平均总厚度8.22m，可采含煤系数为4.6％。1．山西组（P1S）含煤3层，煤层总厚4.73—7.60m，平均厚7.02m。本组平均厚度58.60m，含煤层数7.82—15.51％，平均11.98％。3号煤层位于本组下部，厚度稳定，是井田主采、首采煤层。2．太原组（C3t）含煤15层，由上至下依次为5、6、7、8－1、8－2、9上、9、11、12－1、12－2、13、14、15－1、15－2、15－3号煤层。煤层总厚4.81—15.37m，平均厚9.51m。平均含煤系数7.93％。其中15－1号煤层位于一段中部，局部可采，15－3号煤层位于一段下部，大部可采。（三）煤岩层对比1．对比方法及依据井田内含煤层沉积稳定，岩性组合及地球物理特征规律明显，煤层、标志层自身特征显著，分布广泛，这就为煤层对比提供了可靠的地质依据。本次主要采用标志层及层间距法，并辅以物性特征及沉积环境的演变规律。2．各煤层对比标志1号煤层，位于K8砂岩下0—6.00m，平均2.82m，一般直接与K8砂岩接触，层位不稳定。2号煤层，位于1号煤层下5.79—20.32m，平均13.88m，下距3号煤层13.62—29.88m，平均21.48m。夹于3号煤层顶板上的两套砂岩间，层位极不稳定。3号煤层，位于山西组下部，以本身特有的厚度及稳定性为特征，易于同其它煤层区别。视电阻率曲线形如笋状，具稳定的异常幅宽；伽玛伽玛及天然伽玛曲线呈箱形，煤层对比可靠。此外，该煤层的地震反射波T3波也是井田最主要的地震标准波，波形稳定，动力学特征明显，一般为2—3个强相位，全井田可连续追踪对比，是井田构造解释的主要依据。（四）可采煤层1．3号煤层位于山西组下部，3号煤层厚5.95—7.12m，平均6.39m。属结构简单稳定型煤层。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩、细砂岩；底板为泥岩或砂质泥岩。该煤层距下部15－3号煤层120m。2．15－1号煤层位于太原组下段，厚0—1.42m，平均1.05m，属较稳定型局部可采煤层。煤层结构简单，一般无夹矸，下距主要可采煤层15－3，平均4.47m。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩；底板为泥岩。3．15－3号煤层该煤层全区发育稳定，煤层厚0—1.85m，平均1.42m。结构简单，一般不含夹矸，煤层顶板为泥岩、粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩、细粒砂岩。该煤层位稳定，厚度变化不大，属较稳定型煤层。（五）煤质概述1．化学性质据邻近钻孔426、423采样测试结果简述如下：（1）3号煤层原煤灰分（Ad）11.87—14.56％，平均13.22％，精煤灰分（Ad）7.53—7.92％，平均7.73％，为低中灰分煤。洗煤挥发分（Vdaf）14.36—15.18％，平均14.77％，变化不大。原煤硫分（St，d）为0.32％，属特低硫煤。原煤干基弹筒发热量（Qb，d）为33.85MJ/Kg，属特高热值煤。元素分析：碳（Cdaf）含量为91.05％，氢（Hdaf）含量为4.36％，氮（Ndaf）为1.58％。氧（Odaf）含量为3.02％。另据五阳矿地质测量科提供3号煤煤层样测试结果：原煤灰分（Ad）9.18—23.95％，平均14.18％，属低灰—中灰煤。原煤硫分（St，d）0.11—0.65％，平均0.41％属特低—低硫煤。原煤空气干燥基弹筒发热量（Qb，ad）为17.67—33.97MJ/Kg，平均29.55MJ/kg。属中高热值—特高热值煤。粘结指数为30—40。（2）15－3号煤层原煤灰分（Ad）16.25％，精煤灰分（Ad）9.15％，属低中灰分煤。洗煤挥发分（Vdaf）13.41％。原煤硫分（St，d）2.33％。属中高硫分煤。原煤空气干燥基弹筒发热量（Qb，ad）为32.49MJ/Kg。属特高热值煤。（3）15－1号煤层原煤灰分（Ad）16.84％，洗煤灰分（Ad）8.14％，属低中灰分煤。洗煤挥发分（Vdaf）13.73％。原煤硫分（St，d）1.00％，属低硫分煤。原煤空气干燥基惮筒发热量（Qb，ad）为32.52MJ/Kg。属特高热值煤。2．煤的工艺性能本井田以往未对煤的工艺性能做测试工作，现依据邻区资料简述如下：（1）煤的可磨性3号煤层哈氏可磨性指数（KHG）变化在90—99之间。属易磨煤。（2）煤对CO2反应性1100℃时3号煤层二氧化碳还原率为29.6％，属中等。（3）煤的结渣性当鼓风强度为0.3米/秒.时，结渣率为28.4％。为强结渣煤。3．煤类本井田煤类确定，3号煤层按中国煤炭分类国家标准（CBS751—86）分类，以精煤挥发分为主要分类指标，粘结指数为辅助指标。3号煤层精煤挥发分（Vdaf）在14.36—15.18％之间，粘结指数为30—40之间，据此可划分为瘦煤（SM）。4．工业用途评价3号煤层为低中灰—中灰分、特低硫—低硫、中热值—特高发热值瘦煤（SM），主要用作炼焦配煤，也可做为动力及民用煤。（六）储量本井田内主要的可采煤层为山西组的3号煤层和太原组的15号煤层。此次只估算3号煤层资源量（331）669.0万t。五、地质特征1．区域地质构造本区大地构造位置处在我国东部新华夏构造体系第三隆起带的中段，即太行山隆褶带。太行山隆褶带系一西缓东陡的大型复背斜隆起。北段逐渐往北东弯曲，南段往南西乃至往西扭转，总体延伸方向为北20—30度东。它与其他隆起带和沉降带彼此平行，并呈雁行排列。而且这种排列关系，不仅表现在一级构造带各段落主轴的排列方位上，其二、三、四级的隆起与坳陷、褶皱与断裂也往往形成这种雁行式的多字型排列。2．井田地质构造本井田总体为一走向北东的向斜，即天仓向斜，两翼地层倾角5～12°，局部15°以上，西翼较陡，东翼较缓，另据大黄庄精查及南峰详查资料，西部井田边界外有南峰正断层、西大巷正断层、小黄庄断层、崔家庄断层，断距在50～120m不等。东部井田边界外有数条正断井田地层东里煤矿位于五阳井田内，而五阳井田内主要构造以褶曲为主，至目前为止，仅发现井田西边界西川正断层。因此井田整体构造类型为简单类型。3.本井田全部为第四系黄土覆盖。现依据钻孔资料将各地层由老到新简述如下：1）奥陶系中统峰峰组（O2f）为含煤地层基底，主要由石灰岩、泥灰岩组成。溶解中常夹后生黄铁矿结核。2）石炭系中统本溪组（C2b）与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚4.00～31.77m，平均10m。主要与一套泻湖－潮坪沉积的灰－深灰色的泥岩、砂质泥岩、夹细粒砂岩、石灰岩及薄煤层，底部含铁铝质泥岩。含菱铁矿、黄铁矿结核、含动植物化石。3）石炭系上统太原组（C3t）为井田内主要含煤地层之一。厚82.70～141.45m，平均119.90m。为一套海陆交互相沉积。主要由灰－深灰色砂岩、粉砂岩、泥岩、煤层及石灰岩组成。层理构造发育，动植物化石丰富。根据岩性组合及沉积特征分为上、中、下三段。4）二叠系下统山西组（P1S）为本井田主要含煤地层之一，本组厚48.33～71.89m，平均58.60m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。本组以色浅、含砂成分较高、交错层理发育、生物扰动构造多，植物化石丰富为特点。属滨海三角州沉积。底部以K7砂岩与下伏地层呈整合接触。5）二叠系下统下石盒子组（P1X）K8砂岩底—K10砂岩底，厚43.30～85.10m，平均58.70m。主要为浅灰色～深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，顶部常含—较稳定的带紫斑的鲕粒铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。以K8砂岩与下伏地层整合接触。6）二叠系上统上石盒子组（P2S）K10砂岩底—K14砂岩底，厚94.46～567.50m，平均厚515.80m。以杂色砂泥岩组成，依据岩性组合特征可分为上、中、下三段。上段：紫红色、黄绿色、灰绿色之泥岩夹细粒砂岩及粉砂岩。上部常夹有透镜状、微层状硅质层，具断续水平层理及韵律层理。底部为灰白色含砾粗砂岩，局部为细砾岩，具缓波状层理及水平层理。本段厚度一般200m。中段：上部为紫色、绿灰色泥岩夹含砾粗砂岩、中、细粒砂岩，具板状斜层理及韵律层理。中下部为浅灰绿色、灰白色、紫红色之粗粒砂岩与泥岩互层，以及灰色、灰绿色、紫色泥岩夹含砾粗砂岩，常见斜层理，砂岩中含团块状菱铁矿球粒。本段厚度一般140m。下段：上部为灰绿色、紫色砂质岩泥岩夹中细粒砂岩；中部为绿灰、浅灰色中粒砂岩夹细粒砂岩。下部为灰色、灰褐色泥岩夹细砂岩粒。具断续水平层理，板状，楔形层理。底界砂岩（K10）为浅灰、灰白色中粗粒砂岩，偶夹薄层砂质泥岩，具韵律层理及大型斜层理。本段厚度一般176m。7）第四系（Q）区内第四系厚度10.48～44.46m，平均厚31.33m。岩性主要为黄、褐色粘土、亚粘土，含钙质结核，顶部为耕植土，浊漳河河床见冲积层层，断距2～40m不等。井田内未见断层及陷落柱，无岩浆侵入。构造属简单类。六、井田水文地质类型1．主要可采煤层3号煤层的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层。据夏店详查区抽水资料，单位涌水量为0.005L/s·m，含水性较弱，加之井田内构造简单，以宽缓褶曲为主，因此水文地质条件属简单类型，即二类一型。2．井田内3号煤层充水因素分析3号煤层直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，由于开采造成的塌陷裂隙可能沟通下石盒子组砂岩裂隙含水层，而使其成为煤层开采充水的间接充水含水层。煤层开采时，底板扰动破坏深度也可能达到K7砂岩，使其成为间接充水含水层。由于3号煤层埋藏较深，一般为440～550m，受基岩风化带及第四系含水层水的影响不明显。井田内中奥陶统灰岩含水层区域水位标高676m左右，具有较高的水头压力，但3号煤层至中奥陶统间有较厚的岩层阻隔，一般不致造成底板突水危险。由于3号煤层直接充水含水层含水性较弱，加之构造简单，故水文地质条件属简单类型。仅在构造等部位，才有可能造成水文地质条件的复杂化。3．矿井涌水量预算根据井田地质报告，井田内无抽水试验资料，故无法进行涌水量预算。现仅依据邻近矿井资料用比拟法进行矿井涌水量预算。井田开采面积0.775km2，水文地质条件与井田东南约400m处的五阳煤矿七三采区相似，采用面积比拟法可求得，矿井正常涌水量为28.72m3/h，最大涌水量为53.55m七、瓦斯、煤尘、煤的自燃性1．瓦斯本井田未对煤层瓦斯含量作采样测试工作。根据区域资料3、15－3号煤层甲烷含量和甲烷成份测定结果，详见表1-2-3。表1-2-3煤层甲烷含量成份测定结果表煤层号甲烷含量ml/g.daf甲烷成份％CH4311.3085.5115－311.2386.06从表中可以看出3、15－3号煤层瓦斯成份均以甲烷为主，达80％以上，属甲烷带。另据五阳矿地测科提供3号层资料：3号煤层瓦斯相对涌出量为3.0—10.0m3/t。紧邻本井田的五阳煤矿七三采区实际瓦斯涌出量6.5m32．煤尘、煤的自燃发火性据邻区钻孔采样对煤尘爆炸性试验结果及五阳矿地测科提供资料，3号煤层火焰长度15mm，扑灭火焰岩粉量50％，煤尘有爆炸危险性。据邻区部分钻孔采样作煤的自燃趋势试验结果及五阳矿地测科提供资料，3号煤层的△T1-3＜25℃八、存在的主要问题1．井田位于五阳矿井田内、井田边界内必须留20m矿界保安煤柱。应收集五阳矿有关开采情况的资料、包括采空区、采区及巷道布置情况，以及矿井开采技术条件等，互通情报，确保五阳矿及本矿的安全生产。2．地质构造相对比较简单，但受天仓向斜及周边断裂构造的影响，可能会出现中小型断层、陷落柱等地质构造，在开采过程中应加强生产地质工作，遇到构造采取针对性的措施，确保安全生产。3．该井田3号煤层底板标高为+440～360m，而中奥陶统灰岩含水层区域水位标高+676m左右，具有较高水头压力，建议进一步对井田水文地质条件进行勘探和研究，确保安全生产。第二节矿井开拓概况一、矿井开拓的基本概况鉴于井田内煤层埋藏较深，井田面积仅0.775km2，煤层垂深达450m矿井工业场地选择在井田东北部，布置一对立井，分别作为主立井和副立井。主立井：担负全矿井煤炭提升任务，兼做回风井和安全出口。副立井：担负全矿井材料、设备、矸石和人员的提升任务，兼作进风井和安全出口。根据确定的井田开拓部署，结合矿井井型和工作面装备水平，布置一个采区开拓全井田。根据开拓方式及井田形状，共布置7个工作面。井田范围内煤层高差80m，煤层倾角0～15°，井田倾斜长度800m，全井田一个水平，水平标高+389.5m，井底建立卧式环行车场。二、大巷的布置方式、运输方法沿井田北部边界煤柱布置运输大巷和回风大巷，从胶带输送机上仓斜巷下部在矿井工业场地煤柱内向南布置南运输大巷和南回风大巷。全井田设一个水平（+389.5m）来完成矿井的开拓及开采任务。根据井田几何形状以及开采煤层的赋存条件，确定副立井落底于3号煤层后，在井底建立卧式环形车场，西运输大巷和西回风大巷沿井田东北部边界向西开拓，从胶带输送机上仓斜巷下部在矿井工业场地煤柱内向南布置南运输大巷和南回风大巷。两条大巷均平行布置，大巷间距30.0m，在大巷南侧以倾斜条带方式直接布置开采，回采工作面回采走向长度为850.0m左右。根据井田开拓布置及井田形状等特点，全井田一个采区走向长壁布置开拓全井田。矿井大巷煤炭运输全部采用胶带输送机，回采工作面顺槽胶带输送机直接与大巷胶带输送机搭接，通过大巷胶带机、上仓皮带直接运至煤仓，通过主立井箕斗提升运至地面。矿井大巷辅助运输采用JD－25调度绞车牵引1t系列矿车的方式。大巷辅助运输（回风）通过风门与副立井井底车场（进风）相连。三、矿井通风方法、通风系统1．矿井通风系统采用边界并列式；矿井通风方法为机械负压抽出式。2．通风系统新鲜风流→副立井→运输大巷→运输顺槽→回采工作面（乏风）→回风顺槽→回风大巷→主立井→地面（扇风机）。第二章采区基本开采条件第一节采区基本条件一、采区四邻关系及开采情况在井田的东南方向是五阳煤矿的主皮带巷，邻近采区工作面均已采完；西南方向为七四轨道暗斜井和皮带暗斜井，其相应采区也已采完；井田西北方向边界是以断层来划分的，未开采；井田东北方向以河流为界划分边界，也未开采。二、采区储量计算储量计算采用地质块段法，即Q=D×L×S公式计算，式中：Q—块段煤炭储量，t；D—煤的容重，t/m3；3号煤层为1.35；L—块段煤层平均厚度，m；S—块段煤层水平投影面积，m2。根据《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定对采区内设计储量和设计可采储量进行计算。1．采区地质和工业储量经计算，采区3号煤层地质和工业储量均为6690kt。2．采区设计储量计算采区设计储量=采区工业储量-永久煤柱损失永久煤柱损失包括已有的地面建（构）筑物、村庄、断层、防水煤柱等永久性煤柱。经计算，采区3号煤层设计储量为6139kt。计算结果详见表2-1-1。表2-1-1采区设计储量计量表单位：kt煤层编号工业储量（A+B+C）永久煤柱损失设计储量井田境界366905516139合计669055161393．采区设计可采储量采区设计可采储量按下列公式计算：Zk=（Zs—P）×C式中：Zk——采区设计可采储量，kt；Zs——采区设计储量，kt；P——煤柱损失量，开采时需留设的煤柱有：工业场地及风井场地、大巷和采区等主要巷道需留设的保护煤柱；C——采区回采率，取80%经计算，采区3号煤层设计可采储量为4391kt，按照采区及工业场地煤柱50%的回收率，则矿井实际可采储量为4716kt。计算结果详见表2-1-2。采区可采储量计算表单位：kt煤层编号设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采储量实际可采储量井筒及工业场地下山巷道小计36139466184650109843914716合计6139466184650109843914716备注：1、井筒及工业场地煤柱与大巷煤柱部分合并，合并部分计算在井筒煤柱内。2、3号煤层采区回采率取80%。3、采区及工业场地煤柱按50％的回收率。三、采区设计生产能力的确定该采区3号煤层赋存稳定、构造简单、开采条件好，且瓦斯涌出量较低。从矿井建设角度讲，3号煤层埋藏较深，其初期投资较大，生产能力须达到一定规模，才能保证矿井的经济效益。综合考虑采区的技术装备、开采技术条件、管理水平及以上种种因素，确定采区设计生产能力为300kt/a这一经济合理的建设规模。回采工作面生产能力计算设计生产能力时，以一个综放工作面保证采区生产能力：A采=M1lLrC1+M2lLrC2式中：M1——采煤工作面机采高度，3.0m；M2——采煤工作面放煤高度,3.39m；l——工作面长度，80mL——工作面年推进度；r——煤的容重，1.35t/m3；C1——工作面机采回采率，0.93；C2——采煤工作面放煤回采率，0.80。则：A采=385.0kt/a即一个综放工作面产量可满足矿井设计生产能力300kt/a的要求。四、服务年限服务年限按下式计算：T=Z/A·K式中：T——服务年限，a；Z——设计可采储量，kt，Z=4716kt；A——设计生产能力，kt/a，300kt；K——储量备用系数，取1.3。本采区系五阳煤矿井田内的原村庄保护煤柱，煤炭储量可靠，勘探精度高，井田内地质构造简单。可以不考虑储量备用系数，经计算此矿服务年限达15.7年。五、采区主要采煤工艺的合理选择1.采煤方法的选择采区开采3号煤层，该煤层赋存稳定，平均厚度6.39m，煤层倾角平缓，一般3°～9°，南部煤层局部达15°，地质构造简单。顶板为砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩；底板为灰黑色泥岩或粉砂岩，局部为细粒砂岩。均为半坚硬岩石。比较适合综合机械化开采。采区正常涌水量为28.72m3/h，最大涌水量为53.551）分层普采走向长壁下行分层金属网假顶采煤法，顶板管理采用全部垮落法。分二层开采，上分层采高2.0m，下中分层采高4.39m。先开采上分层，后开采下分层放顶中分层。开采上分层时铺设金属网假顶，以有利于采下放中时顶板管理。上、下分层工作面顺槽采用内错半巷布置。工作面后退与回采采区两翼工作面交替衔接。采区内各区由近至远前进式推进。这种采上、采下放中的采煤工艺，优点是巷道掘进率高，系统简单，提高了块煤率，煤炭售价高。缺点是在分层间要铺设人工假顶，或对直接顶冒落岩块注水、灌浆，促使其形成再生顶板从而增加相应的工序。2）悬移支架放顶煤开采悬移支架放顶煤采煤是利用滚筒式采煤机、悬移支架、刮板输送机及其它附属设备等进行配套生产，实现采煤工艺过程部分机械化。这种采煤方法相比较分层开采而言，使生产更集中，大大提高了产量，适应性也较强，但其缺点是放顶煤时，悬移支架放煤速度较慢，工序较繁琐。3）综采放顶煤开采综采放顶煤开采就是利用滚筒式采煤机、放顶煤液压支架、刮板输送机及其它附属设备进行配套联合生产，实现采煤工艺过程全部机械化。综采放顶煤开采优点为生产集中、产量较大，利于稳产、超产，材料消耗少，适应性强，效率高；与分层开采相比，可简化巷道布置及开采工艺，减少巷道掘进工程量和巷道维护费，容易保证采掘关系的协调，块煤率高；工作面出煤多，生产集中化程度高，工作面单产高、工效高。与悬移支架放顶煤开采相比，虽然都是利用地压破碎，依靠自重有控制的放煤，但综放单位进度采煤能力大，可相对降低成本。综放的缺点是煤炭混矸率较高，回采率略微偏低，放煤过程中产尘量较大，使采煤工作面瓦斯、煤尘、煤尘自燃等问题复杂化。结合东里煤矿3号煤层地质资料分析，3号煤层含矸率低，属低瓦斯矿井、煤尘有爆炸性、无自燃发火倾向。通过采用低位放煤、煤层注水等技术措施，可减少开采过程中的产尘量，实现矿井安全、高产。综合三种开采方法对比分析，结合东里煤矿生产能力、地质资料及矿方的意见，设计确定选用综采放顶煤开采方法。2．采区煤炭运输1）煤炭运输方式根据井田开拓部署，本采区采煤工作面选用可弯曲刮板输送机运输，运输顺槽、运输大巷选用胶带输送机运输。胶带输送机有如下优点：①具有运输能力大、潜力大、运输连续、效率高、操作简单，容易实现自动控制和集中管理的特点，对矿井实现高产、高效和现代化管理有利；②具有系统简单、环节少，占用人员少，维修工作量小，对辅助运输干扰小等优点，对矿井提高效率和安全生产均十分有利；③胶带输送机安全生产性好，据统计其事故率为0.00023，仅是矿井运输事故的6.4％；④胶带输送机运输具有适应煤层变化能力强，井巷工程量省，可多做煤巷、少做岩巷等优点，对矿井环保工作和采掘接替有利。2）煤炭运输系统回采工作面（可弯曲刮板输送机）→运输顺槽（可伸缩胶带输送机）→运输大巷（胶带输送机）→上仓皮带巷（胶带输送机）→井底煤仓→箕斗装载硐室→主立井（箕斗）→地面生产系统。掘进煤运输系统：掘进工作面（刮板输送机）→运输顺槽，装入胶带机入矿井运煤系统。3．采区辅助运输采区布置一个综采放顶煤工作面来保证矿井的年设计生产能力，井下巷道的掘进大部分为煤层巷道，矸石量很小，掘进煤直接进入胶带主运输系统，整个矿井的辅助运输量较少，运输距离又不长，设计考虑采用调度绞车牵引，而调度绞车牵引矿车具有投资少，对沿煤层起伏布置的巷道变化适应性强，生产调度机动灵活，占用人员设备少等特点，较易适应运量少，运距短的生产特点，故本次设计矿井的辅助运输方式确定为调度绞车牵引矿车的运输方式。1）运矸系统掘进头矸石（调度绞车牵引矿车）→回风顺槽（调度绞车牵引矿车）→回风大巷（调度绞车牵引矿车）→+389.5m水平井底车场→副立井（罐笼）→地面→汽车集中排弃。2）采区辅助运输系统副立井（罐笼）→+389.5m水平井底车场→回风大巷（调度绞车牵引矿车）→回风顺槽（调度绞车牵引矿车）→回采工作面。第二节采区开采煤层条件一、采区开采煤层赋存特征、煤质状况（一）可采煤层1．3号煤层位于山西组下部，3号煤层厚5.95—7.12m，平均6.39m。属结构简单稳定型煤层。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩、细砂岩；底板为泥岩或砂质泥岩。该煤层距下部15－3号煤层120m。2．15－1号煤层位于太原组下段，厚0—1.42m，平均1.05m，属较稳定型局部可采煤层。煤层结构简单，一般无夹矸，下距主要可采煤层15－3，平均4.47m。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩；底板为泥岩。3．15－3号煤层该煤层全区发育稳定，煤层厚0—1.85m，平均1.42m。结构简单，一般不含夹矸，煤层顶板为泥岩、粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩、细粒砂岩。该煤层位稳定，厚度变化不大，属较稳定型煤层。其余煤层不再叙述。见表1-2-1。表1-2-1可采煤层特征表煤层名称煤层厚度/m煤层间距/m煤层结构顶底板岩性煤层稳定性煤层可采性备注最小～最大平均夹矸层数夹矸厚度/m顶板底板35.95～7.126.391150－1砂质泥岩泥岩、砂泥岩稳定可采15－10～1.421.05无0泥岩、砂质泥岩泥岩较稳定局部可采4.4715－30～1.851.42无0泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩较稳定可采（五）煤质概述1．化学性质据邻近钻孔426、423采样测试结果简述如下：（1）3号煤层原煤灰分（Ad）11.87—14.56％，平均13.22％，精煤灰分（Ad）7.53—7.92％，平均7.73％，为低中灰分煤。洗煤挥发分（Vdaf）14.36—15.18％，平均14.77％，变化不大。原煤硫分（St，d）为0.32％，属特低硫煤。原煤干基弹筒发热量（Qb，d）为33.85MJ/Kg，属特高热值煤。元素分析：碳（Cdaf）含量为91.05％，氢（Hdaf）含量为4.36％，氮（Ndaf）为1.58％。氧（Odaf）含量为3.02％。另据五阳矿地质测量科提供3号煤煤层样测试结果：原煤灰分（Ad）9.18—23.95％，平均14.18％，属低灰—中灰煤。原煤硫分（St，d）0.11—0.65％，平均0.41％属特低—低硫煤。原煤空气干燥基弹筒发热量（Qb，ad）为17.67—33.97MJ/Kg，平均29.55MJ/kg。属中高热值—特高热值煤。粘结指数为30—40。详见表1-2-2。表1-2-2主要可采煤层煤质特征表煤层名称煤种水分Mad／％灰分Ad／％挥发分Vdaf／％硫分St，,d／％煤干基弹筒发热量Qb，ad／（MJ·kg－1）粘结指数GR，1备注3配焦煤1.6413.2214.770.3233.8530－40（2）15－3号煤层原煤灰分（Ad）16.25％，精煤灰分（Ad）9.15％，属低中灰分煤。洗煤挥发分（Vdaf）13.41％。原煤硫分（St，d）2.33％。属中高硫分煤。原煤空气干燥基弹筒发热量（Qb，ad）为32.49MJ/Kg。属特高热值煤。（3）15－1号煤层原煤灰分（Ad）16.84％，洗煤灰分（Ad）8.14％，属低中灰分煤。洗煤挥发分（Vdaf）13.73％。原煤硫分（St，d）1.00％，属低硫分煤。原煤空气干燥基惮筒发热量（Qb，ad）为32.52MJ/Kg。属特高热值煤。2．煤的工艺性能本井田以往未对煤的工艺性能做测试工作，现依据邻区资料简述如下：（1）煤的可磨性3号煤层哈氏可磨性指数（KHG）变化在90—99之间。属易磨煤。（2）煤对CO2反应性1100℃（3）煤的结渣性当鼓风强度为0.3米/秒.时，结渣率为28.4％。为强结渣煤。3．煤类本井田煤类确定，3号煤层按中国煤炭分类国家标准（CBS751—86）分类，以精煤挥发分为主要分类指标，粘结指数为辅助指标。3号煤层精煤挥发分（Vdaf）在14.36—15.18％之间，粘结指数为30—40之间，据此可划分为瘦煤（SM）。4．工业用途评价3号煤层为低中灰—中灰分、特低硫—低硫、中热值—特高发热值瘦煤（SM），主要用作炼焦配煤，也可做为动力及民用煤。二、采区内地质构造、煤层及水文等条件对开采的影响采区内地质构造简单，断层和陷落柱不发育，无岩浆岩活动，仅发育宽缓的褶曲构造，地层倾角一般小于15°，地质构造对煤层开采影响很小。根据五阳煤矿3号煤层的开采情况，主要可采层3号煤层伪顶为炭质泥岩或泥岩，厚度0.3～0.7m。岩石硬度系数（f）3～4。直接顶板为砂质泥岩，厚度为2～8m，岩石硬度系数（f）3～7。老顶为中粒长石石英砂岩，厚5～15m，岩石硬度系数（f）5～15。顶板岩石硬度小，强度低，易破碎，回柱后可当即冒落。自然充填，一般3～5个月自然压实即稳定。初次来压6～8m，周期来压15～21m，顶板容易管理。3号煤层底板为泥岩或粉砂质泥岩，无泥化膨胀现象，较易管理。井田内各含水层对3号煤层的开采影响不大。虽然中奥陶统灰岩含水层具有较高水头压力，但由于3号煤层与奥灰水之间隔水层的厚度较大，因此，3号煤层受奥灰水影响不大。但开采时要注意与断层保持一定距离，防止断层导水造成底板突水。地表浊漳河北源从井田北部边缘流过，常年性流水,但是本井田煤层埋深大且地质构造简单，顶部有较厚的可靠隔水层，因此煤层与地表水之间无水力联系,但在开采浊漳河附近3号煤层时,一旦采空区冒落裂隙带波及到浊漳河，可能造成矿井突水，该区域开采前要对浊漳河与该井田的距离作出准确测定，以便在开采该区域煤层时留设足够的河流保安煤柱，但在开采过程中，仍应加强防探水工作。浊漳河支流淤泥河只在雨季有水流，平时干涸无水，且因本井田煤层埋深大且地质构造简单，顶部有较厚的可靠隔水层，因此可不留设保安煤柱。但在开采淤泥河附近3号煤层时，应加强防探水工作。第三章采区巷道布置第一节采区巷道布置方案一、方案的确定1．开拓方案的提出根据本井田井上下条件，选择不同工业场地位置，按立井开拓方式拟定井下巷道布置方案，设计提出以下两个方案进行技术经济比较。（1）方案一：根据采区几何形状以及开采煤层的赋存条件，确定副立井落底于3号煤层后，在井底建立卧式环形车场，西运输大巷和西回风大巷沿井田东北部边界向西开拓，从胶带输送机上仓斜巷下部在矿井工业场地煤柱内向南布置南运输大巷和南回风大巷。两条大巷均平行布置，大巷间距30.0m，在大巷南侧以倾斜条带方式直接布置开采，回采工作面回采走向长度为850.0m左右。根据井田开拓布置及井田形状等特点，全井田一个采区走向长壁布置开拓全井田。采区大巷煤炭运输全部采用胶带输送机，回采工作面顺槽胶带输送机直接与大巷胶带输送机搭接，通过大巷胶带机、上仓皮带直接运至煤仓，通过主立井箕斗提升运至地面。采区大巷辅助运输采用JD－25调度绞车牵引1t系列矿车的方式。大巷辅助运输（回风）通过风门与副立井井底车场（进风）相连。本方案大巷工程量为1800m。由于本矿井为新建矿井，未揭露煤层，无本井田煤层的实际瓦斯资料，且相邻的五阳煤矿七五和七六采区，瓦斯涌出量均较大，因此，本矿井虽为低瓦斯矿井，但不排除将来瓦斯鉴定等级变为高瓦斯矿井的可能性，开拓巷道布置考虑留设专用回风巷位置，平行于回风大巷（辅助运输），且相距30m。（2）方案二：全井田一个水平，水平标高+389m，井底建立卧式环行车场，直接联接布置在井田中央的大巷，全井田一个采区走向长壁布置开拓全井田。在井田中央布置运输大巷、回风大巷，两条大巷均平行布置，大巷间距30.0m，在大巷南侧以倾斜条带方式直接布置开采，回采工作面回采走向长度为450m采区大巷煤炭运输全部采用胶带输送机，回采工作面顺槽胶带输送机直接与大巷胶带输送机搭接，通过大巷胶带机、上仓皮带直接运至煤仓，通过主立井箕斗提升运至地面。采区大巷辅助运输采用JD－25调度绞车牵引1t系列矿车的方式。大巷辅助运输（回风）通过风门与副立井井底车场（进风）相连。本方案大巷及顺槽巷道工程量为1300m。2．开拓方案比较及选定上述两方案在技术上各有优缺点。（1）方案一的主要优缺点①方案一的主要优点是：1）井下因素A、初期西部大巷仅400m，工程量不大，且都是煤巷，因此，对于矿井初期达产及效益影响不大，符合“少投资、早出煤、快受益的建井思想”。B、开拓布局合理，系统简单流畅，巷道布置简单、灵活，生产环节少、占用设备少、用人少、事故少、生产经营费用低。工作面连续推进长度大，比较切合煤矿综采的特点。C、根据矿方意见，将来井田还有扩界、提高生产能力的可能，因此考虑采用综采放顶煤开采工艺，以满足矿井高产、高效，可持续发展的要求。D、本方案工作面推进长度长，具备布置综采工作面的条件。E、考虑到原可研推荐方案（方案二）仅装备一个井筒，提升富裕能力小，不利于企业的发展，且原提升系统采用采用双层罐笼，操车困难，对于小煤矿，技术操作不熟练，实际提升能力受到限制，因此，初设改为装备两个井筒，主立井采用箕斗提煤，副立井采用罐笼提升。②方案一的主要缺点是：初期工程量及投资均大于一方案。由于目前煤炭形势好，矿方愿意加大投资，谋求企业的发展。（2）方案二的主要优缺点①方案二的主要优点是：开拓工程量及投资均比方案一少。②方案二的主要缺点是：A、由于运输和回风大巷布置在井田中部，增加了大巷保护煤柱损失，造成矿井资源回收率降低。方案二比方案一煤柱损失多170kt。B、由于工业广场布置在井田中部，上下山开采，工作面推进度短，不具备上综采的条件，于矿井未来扩界，生产能力提高的发展趋势不相适应。结合井下和工业场地技术比较和经济比较，以及考虑矿方意见确定本设计推荐方案一。二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号：运输巷道断面按铺设胶带输送机和检修轨来设计，回风大巷按铺设双轨来设计，同时考虑矿井的通风要求，确定运输大巷和回风大巷均采用半圆拱断面，锚喷支护。运输大巷净宽4.0m，净高3.5m，净断面12.28m2，运输大巷铺设胶带输送机和检修轨，轨距为600mm，轨型为22kg/m，运输大巷沿煤层底板布置。回风大巷净宽3.8m，净高3.2m，净断面10.61m2，回风大巷铺设双轨，轨距为600mm，轨型为22kg/m，运输大巷沿煤层顶板布置。当地质条件不好时，矿方根据具体条件加强支护。运输大巷检修下料时严格执行工作面的划分根据采区巷道的部署，结合采区工作面装备水平，布置一个采区开拓全井田。根据开拓方式及井田形状，共布置7个工作面。第二节采区主要生产系统采区运煤、辅助运输、通风及排水系统1．煤炭运输系统（1）回采煤炭运输系统回采工作面（可弯曲刮板输送机）→运输顺槽（转载机）→运输顺槽（可伸缩胶带输送机）→运输大巷（胶带输送机）→上仓皮带巷→井底煤仓→箕斗装载硐室→主立井（箕斗）→地面生产系统。（2）掘进煤运输系统掘进工作面（刮板机）→运输顺槽，装入胶带机入矿井运煤系统。2．辅助运输系统设计采用调度绞车牵引矿车的辅助运输系统。（1）运矸系统掘进头矸石（调度绞车牵引矿车）→回风顺槽（调度绞车牵引矿车）→回风大巷（调度绞车牵引矿车）→+389.5m水平井底车场→副立井→地面→汽车集中排弃。（2）材料运输系统副立井（罐笼）→+389.5m水平井底车场→回风大巷（调度绞车）→回风顺槽（调度绞车）→回采工作面。3．采区通风系统新鲜风流→副立井→运输大巷→运输顺槽→回采工作面（乏风）→回风顺槽→回风大巷→主立井→地面（扇风机）。5．采区排水系统回采工作面→运输顺槽→运输大巷→联络巷→井底水仓→主排水泵房→副立井→地面（井下水处理系统）。第三节采区开采顺序工作面接替顺序根据井田开拓、井田（采区）形状及确定的采区部署，结合矿井井型和工作面装备水平，共布置7个工作面，回采工作面采用后退式回采，其开采顺序为从西往东依次：301—302—303—304—305—306--307。工作面巷道掘进1.掘进工作面个数及井巷工程量根据回采工作面推进进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，共布置一个顺槽综掘工作面，一个大巷普掘进工作面。采区布置一个回采工作面，二个掘进工作面，采掘比1:2。井巷工程量见表3-3-表3-3-序号项目名称长度（m）掘进体积（m3）备注煤巷岩巷小计井巷硐室小计1运输大巷5025026847.286847.282回风大巷500500585058503运输顺槽93093012489.912489.94回风顺槽93093010611.310611.3合计2862286235798.4835798.482.巷道掘进工程排队301顺槽→302顺槽→303顺槽→304顺槽→305顺槽→306顺槽→307顺槽↑南运输大巷、南回风大巷―┛两个掘进工作面同步进行，顺槽掘进布置一个综掘工作面，南大巷掘进布置一个普掘工作面，掘进率135.31米/万吨。南大巷的掘进按实际情况完成，最迟为掘304顺槽以前完成。三、采区运输、回风巷掘进一）巷道断面和支护形式运输大巷沿煤层底板布置，采用矩形断面，巷道断面积12.28m2，回风大巷沿煤层顶板布置，采用矩形断面，巷道断面积10.61m2，工作面顺槽沿煤层底板布置，采用矩形形断面，运输顺槽断面积12m2，回风顺槽巷道断面积10.26m2工作面开切眼为矩形断面，采用木支架临时支护。二）巷道掘进进度指标根据掘进工艺、设备、劳动组织确定掘进进度指标如下：岩巷：130m大巷：25综掘煤巷：400m硐室及交岔点：800煤巷普掘面：200m/月；三）掘进工作面个数及装备根据回采工作面推进进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井达到设计生产能力时，共布置一个顺槽综掘工作面，一个大巷普掘进工作面。设备名称综掘工作面普掘工作面型号功率(kW)数量型号功率(kW)数量煤巷掘进机S－1001451可伸缩胶带输送机DSP-1010/800902胶带转载机JZP－100/A101风稿G8A4喷雾泵站WPB250/5.5301调度绞车JD－25256JD－25254岩石电钻EZ2－2.02.02EZ2－2.02.03小水泵BQX15－30－444BQX15－30－444局部扇风机DSF-6.3/60、2×302JBT52-2112刮板输送机SGD－730／18090×25煤电钻MZ－121.22MZ－12A1.23耙斗装岩机P－30B171混凝土搅拌机安Ⅳ5.51混凝土喷射机PZ-5B5.51锚杆打眼安装机MGJ－Ⅱ101MGJ－Ⅱ101蟹爪式装煤机ZMZ3B-17171表4-3-1掘进工作面主要设备配备表四、矿井生产时采掘比例关系，掘进率和矸石量预计矿井布置一个回采工作面，二个掘进工作面，采掘比1:2。正常生产期间掘进率135.31矿井生产时，由于井下无岩巷掘进，井下矸石只是风桥局部和爬坡部分掘进矸石量4.5kt/a，最大班提矸量为12.5t。五、井巷总工程量矿井移交生产时井巷总工程量为4259.2m，其中煤巷2862m，岩巷1397.2m；煤巷占67.1%，岩巷32.9%。总掘进体积为70162.4m3第四章采煤工作面采煤工艺及劳动组织第一节工作面采煤工艺一、采煤工艺设计选型一）结合采区生产能力、地质资料及矿方的意见，设计确定选用综采放顶煤开采方法。二）、工作面采煤、装煤、运煤设备选型矿井以一个采区、一个综放工作面保证矿井300kt/a的生产能力。根据矿井设计生产能力及本井田煤层赋存条件，结合国内综采设备配套情况，采煤工作面主要设备选型如下：工作面采煤设备选用MG150型采煤机，采用双向割煤，采高1.4～3.0m，截深工作面运煤设备：前部选用SGB630/55S型可弯曲刮板输送机，输送能力150t/h；后部选用SGB630/55S可弯曲刮板输送机，输送能力250t/h,铺设长度80m根据工作面运煤设备的运输能力，转载机选用SZD-630／75P型可弯曲刮板输送机，输送能力450t/h。顺槽运煤选用SJ-80型可伸缩胶带输送机，带宽800mm，最大输送能力400t/h，电机功率80kW，最大输送长度800m。运料用调度绞车牵引一吨矿车。采煤工作面主要设备配备见表表4-1-1采煤工作面主要设备配备表设备名称设备型号功率（kW）单位数量滚筒采煤机MG150150台1前部可弯曲刮板输送机SGB630/55S55台1后部可弯曲刮板输送机SGB630/55S55台1可伸缩胶带输送机SJ-8080台1破碎机PEM－1000×650Ⅰ55台1装载机SZD-630／75P75台1乳化液泵站XRB2B80/20037台1喷雾泵站ZPB250/5.530台1放顶煤液压支架ZFS4000/15/32架58单体液压支柱DZ31根78单体液压支柱DZ-4500根45金属铰接顶梁HDJA—1200根78二、工作面顶板管理方式、支架设备选型1.回采工作面顶板支护方式回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。2.回采工作面支架选型本矿井3号煤层直接顶板为砂质泥岩，厚度为2～8m，岩石硬度系数（f）3～7。属于中等稳定顶板，支架要承受的顶板压力，用下列公式计算：W=（6～8）×h×B×r×cosΦ式中：W——支架工作阻力，t/架；h——采高，取h=3.0m；B——工作面每对支架的支护面积，设计按支架宽1.5m和最大控顶距计算为4.28×1.5＝6.42r——岩石容重，取2.5t/m3；Φ——煤层倾角，取5度；6～8——顶板岩柱的重量，是采高的6～8倍。按8倍系高计算得每平方米顶板压力为383.7t/m2。即每对支架应有383.7t的支护强度。3号煤层平均厚度6.39m，属厚煤层，本设计回采工作面选用ZFS4000/15/32型放顶煤支架支护顶板，该支架主要参数如下：1、初撑力：3694KN2、工作阻力：4064KN；3、支撑强度：0.7MPa；4、泵站压力：29.4MPa；5、支撑高度：1.5～3.2；6、重量：16.0t;7、支架参数：长×宽＝5000×1430mm。根据矿井井型和回采工作面设备能力，为提高回采工作面生产效率，保证矿井安全生产，设计回采工作面采用ZFS4000/15/32型放顶煤支架支护顶板，工作面端头使用DZ31型单体柱配铰接顶梁进行支护，顺槽超前工作面20m范围内支设单体支柱，工作面每架支架支护强度为400t>384t，因此所选支架是合理的。三、主要工艺过程一）综采放顶煤采煤法工艺工作面按长壁式布置，进回风顺槽均沿3号煤层底板布置，回采工作面采煤机割过后距采煤机后滚筒3—5m，移支架及时支护顶板，支架中心距1.5m，端面距0.3m，采煤机截深0.6m，移架步距0.6m，支架最小控顶距3.68m，最大控顶距4.28m.工作面后部刮板输送机与支架连接，支架前移后开始放顶煤。放煤采用隔一放一的方式，即先放奇数架后放偶数架。放顶煤工艺过程为：采煤机割煤——支架伸出前探梁维护顶板——移前刮板输送机——拉架（支架卸压后前移、到位后再支撑顶板）——放顶煤——移后刮板输送机。在矿山压力下、顶煤自重和支架支撑卸载等工序作用下，顶煤能较充分的离层、破碎，当移过前刮板输送机后，顶板即沿支架顶梁后边线落下，此时即可通过后尾梁的反复卸载支撑放顶煤，直至出完顶煤、放出上方矸石为止。二）割煤：1、割煤方式：采用MG150采煤机双向割煤方式，循环进度0.6m。2、进刀方式：采用端头斜切进刀方式：即采煤机在机头（机尾）沿工作面运输机弯曲段向机尾（机头）牵引进刀，使采煤机前、后滚筒截深均达到0.6m后停止牵引，推移运输机，使其成为一条直线，然后调整前、后滚筒，牵引采煤机向机头（机尾）割通三角煤，到机头（机尾）后停止牵引，调整滚筒，牵引采煤机向机尾（机头）通长割煤，端头斜切进刀距离不少于35m。3、割煤：割煤时采煤机由正、副司机三人协同操作，正司机负责掌握采高及正确操作设备，保证工作面采平、采直，副司机两人负责观察前、后滚筒，水管和电缆，紧跟采煤机滚筒。三）装、运煤：由采煤机螺旋滚筒配合挡煤板将落煤装入运输机，经转载机、皮带运输机、进入采区煤仓。铲煤板装余煤；架间浮煤，人工清理至运输机里。四）推前部运输机：移溜距采煤机后滚筒10—15m处进行，弯曲长度不小于15m。机头、机尾移溜时，首先检查作业地段周围顶板、煤帮及端头支护情况，处理一切不安全隐患，并清理干净煤壁侧浮煤和矸石后，移溜时要有专人观察，指挥机头、机尾的移溜情况，严禁硬顶、硬移。移溜时无关人员必须远离作业地段，作业人员必须站在安全区域。五）拉架：采用本架操作，以采煤机为中心追机作业，拉架距采煤机后滚筒3—5m，移架时先降后柱，再降前柱，降柱范围150—200mm，移出支架后，先升前柱再升后柱。初撑力不低于24MPa。五）放顶煤：放顶煤采用采一放一，隔一放一的方式。先放 奇偶数架，再放偶数架。六）移后部运输机七）清扫浮煤：浮煤每个循环清扫一次，推移运输机后，由清扫浮煤工逐架将浮煤清扫至工作面运输机内。清煤时，清煤工站在支架与工作面运输机挡煤板之间，面向采煤机前进方向（在采煤机后方），并与采煤机后滚筒的距离不小于25m。清煤时，要随时观察煤帮和支架，以防滚帮煤和架间掉矸伤人。三、机头、机尾、巷道超前支护（一）正巷：矩形断面全锚支护，净宽4.0m，净高4.0m。1．机头端头支护：在机头端头保险帮侧支设贴帮戴帽点柱，柱距0.8m。当保险帮侧点柱与端头支架外侧距离大于1.2m时，在转载机的外侧以0.8m的柱距再支设一排戴帽点柱。2．正巷超前维护方式：巷道支护从工作面切眼开始戴帽点柱维护，柱帽规格600×200×150mm，戴帽点柱与原钢筋体相间支设，正巷两帮各支设一排单体，靠采帮侧距转载机边100mm处支设一排单体，柱距0.8m，正负偏差100mm，单体支柱要横成行、竖成列，维护长度30m，中间一排单体打在拉移转载机油缸后，中间一排必须保证不小于10m（二）副巷：矩形断面全锚支护，净宽4.0m，净高3.7m。1．机尾端头支护：在机尾端头保险帮支设贴帮戴帽点柱，在机尾最后一道支架外侧0.3m支设戴帽点柱，柱距0.8m，。当保险帮单体距机尾1#支架距离大于1.2m时，在两排点柱之间，距保险帮点柱0.8m，以0.8m的柱距再加打一排戴帽点柱。2．副巷超前维护方式：巷道超前支护从工作面切眼开始采用戴帽点柱维护，柱帽规格600×200×150mm，戴帽点柱与原钢筋体相间支设，副巷两煤帮各支设一排单体，距保险帮1.0m处再支设一排单体，柱距0.8m，支设单体必须横成行、竖成列。中间一排单体维护长度不小于20m（三）其它：1、正、副巷超前维护长度均不小于30m。2、当正、副巷顶板破碎时，端头支护和超前维护可用圆木或π型梁做梁，单体液压支柱为腿加强支护。3、所有单体必须打在实底上,并用专用防倒链固定,以防倒柱伤人。（遵守防倒链挂链标准）四、特殊条件下的顶板支护1、当两巷遇到断层、顶板破碎或顶板压力大时，巷道变形严重现象时，要增设顺巷圆木单体抬棚或超前维护30m范围内，在圆木梁下方加打单体，来加强顶板管理。正巷：园木规格Ф200×4000mm优质红松；副巷：园木规格Ф200×4000mm优质红松。2、在两巷的高度超过DZ-4500型单体液压支柱有效支撑高度时，必须架圆木棚梁支“#”字型木垛方法勾顶支护顶板，以保证单体支柱的支撑效果。3、工作面顶板破碎时，采煤机割顶煤后，及时超前拉架，若移架前顶板冒落，采煤机应及时停机，用木料、板梁将顶构实，然后带压拉破碎顶板处支架。4、支架行程要拉够，端面距>340mm，要及时拉架，支架升紧接顶严密，有效控制顶板。5、加快工作面推进速度，减小煤壁暴露时间。6、工作面顶板冒落面积高度超过300mm规定时，应在支架顶梁上利用背板、板梁将顶构严，移架时，要交错移架挑住顶板，并根据实际情况制定详细安全措施。7、支架护帮板要及时打开，有效控制煤壁片帮。8、两巷、两端头有片帮或伞檐额头时应及时处理掉，并加打贴帮戴帽点柱，柱距0.8m，背好板梁，同时处理片帮伞檐及支设支柱前，必须严格执行敲帮问顶制度。9、工作面人员正常生产情况下，必须在支架内行走，不准进入机道行走。第二节工作面劳动组织进行采煤工作面劳动定员，工作面作业形式，劳动组织方式选择，确定工作面循环方式，根据《煤炭工业矿井设计规范》要求，本设计确定：1.年工作天数为350天，每天净提升时间为16小时。2.工作制度：采用三八制，其中二班生产，一班准备。3．3号煤层平均厚度6.39m，设计确定采煤机割煤高度为3.0m，放顶煤高度为3.39m，采放比为1：1.13。采煤工作面采煤机截深0.6m，双向割煤，设计采用一采一放工艺，工作面每个循环进一刀，循环进度0.6m，日循环数4个，则日进度4×0.64.回采工作面正规循环率按90%考虑。劳动组织表工种一班二班三班检修定员班长333312采煤机司机3339移架推溜工3339端头支护工3339转载机司机1113皮带司机2226机组维护工66支架维护工55电器维护工44设备管理员11114验收工11114小组电工11114合计1818181872第三节工作面主要技术经济指标采煤工作面循环数、日进度、年进度及工作面长度根据井田内煤层赋存情况、开采条件及选定的设备性能，结合襄垣县地方煤矿技术管理水平和矿井设计生产能力等因素，确定回采工作面长度为80m3号煤层平均厚度6.39m，设计确定采煤机割煤高度为3.0m，放顶煤高度为3.39m，采放比为1：1.13。采煤工作面采煤机截深0.6m，双向割煤，设计采用一采一放工艺，工作面每个循环进一刀，循环进度0.6m，日循环数4个，则日进度4×0.6回采工作面年进度按下式计算：年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率＝2.4×300×0.9＝648采区及工作面回采率3号煤层为厚煤层，为最大限度地回收煤炭资源，设计采用长壁综采放顶煤开采，根据相邻同类矿井实际开采经验，3号煤层综放工作面回采率达80.3％。工作面主要技术经济指标序号项目单位指标1工作面长度米802采高米33煤厚米6.394放顶煤高米3.395工作面推进度米9006日循环数个47循环进度米0.68日产量吨10009月产量吨3000010回采率%80.511支架数架7812采煤机个113年工作日日30014定员人数个20第五章采区通风与安全第一节概述一、瓦斯东里煤矿开采3号煤层，根据邻近的五阳煤矿七三采区开采过程中的瓦斯资料，3号煤层相对瓦斯涌出量为6.5m3/t。矿井设计生产能力300kt/a，日产量1000t，矿井绝对瓦斯涌出量为6.5×1000根据计算回采工作面年产量为309kt，掘进产量21kt，产量比例为10.3：0.7，回采工作面绝对瓦斯涌出量为10.3×5.7÷11=5.34m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.7×5.7虽属低瓦斯矿井但煤层的内瓦斯含量较高，且鉴于井田中央位于向斜轴部，有可能为高瓦斯区，因此建议矿方井筒见煤后及时进行瓦斯涌出测定，加强瓦斯地质工作，采取相应措施，防止瓦斯危害，以利于安全生产。二、煤尘爆炸和自燃发火倾向根据邻区钻孔采样对煤尘爆炸性实验结果，结合五阳煤矿地测科提供的资料，3号煤层火焰长度15mm，扑灭火焰岩粉量50%，煤尘有爆炸危险性。根据邻区部分钻孔采样对自燃倾向性实验结果及五阳煤矿地测科提供的资料，3号煤层不易自燃。三、地温据夏店勘探区详查地质报告资料，全区地温梯度变化0.66～1.5℃/100m，平均1.16℃/第二节采区通风方式及系统一、通风系统新鲜风流→副立井→运输大巷→运输顺槽→回采工作面（乏风）→回风顺槽→回风大巷→主立井→地面（扇风机）。二、掘进通风及硐室通风井下布置一个煤巷顺槽综掘工作面和一个大巷普掘工作面，考虑在正常生产过程中施工风桥、顺槽掘进准备均需风量，因此，矿井掘进风量按四个掘进工作面配风，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部扇风机供给。井底车场硐室，均利用主扇负压通风。三、井下通风设施及通风构筑物建立通风系统，除了要有巷道和风机设备以外，还须在采区适宜的地点，安设必要的通风构筑物，引导、隔断和控制风流，保证风流按照需要，定向、定量地流动。主要的通风构筑物有：1．风门该采区有人、车通行，但需隔断风流的巷道中均安设有齐全的风门。风门均安装有联锁装置，使两道风门不能同时打开，以防风流短路。为防止漏风，风门设置主要采取如下措施：（1）安设风门地点前后5m内支护完好，无空帮空顶。（2）门垛四周掏槽，槽深在煤中不小于0.3m，在岩石中不小于0.2m；门垛厚不小于0.45m。门垛上的电缆和管道孔要封堵严密。如有水沟，要在水沟中设反水弯。风门木板厚不小于30mm，门板要错口接缝。（3）风门迎风开启，使门扇与门框紧密贴合。门扇与门框接触处应做成沿口，并设衬垫。门扇向关门方向倾斜80～85度。（4）风门至少设两道，风门之间的距离在人工推车时不小于5m，在绞车运输时不小于一串车长度，而且车辆的出入不能影响风门的开关。（5）主要进、回风巷之间，需要使用的联络巷中，安设两道正向和两道反向的风门，防止在反风时风流短路。（6）避免在弯道或倾斜巷道中设置风门，如果必须设置，应安设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。2．密闭墙在不允许风流通过，也不需要行人行车的巷道中设置密闭墙，将风流截断。为防止瓦斯自采空区向工作区扩散也须设置密闭墙。按密闭墙的结构及服务年限不同，分为临时性密闭墙和永久性密闭墙。永久密闭墙用混凝土、料石等建筑，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆；临时密闭墙用木板及黄泥建筑。本矿井采区准备巷联络横贯的两端设两道永久性密闭墙，与采空区相连的巷道设一道永久性密闭墙。要求：（1）密闭墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于0.3m，岩石中不得小于0.2m。（2）用不燃性材料建筑，墙无裂缝、无漏风。（3）墙内外5m内支架良好。（4）永久性密闭墙装设U型放水管。3．风桥在进、回风巷道交岔地点，为了避免风流短路，应设置风桥，使进、回风隔开。根据风桥的位置和风桥周围巷道关系，有条件的情况下尽量采用跨巷风桥，无法施工跨巷风桥时再采用普通风桥，风桥上方巷道尽量采用锚喷支护，跨巷风桥与下方巷道之间的净岩柱厚度以满足不漏风为前提，一般不小于3m，跨巷风桥两端与回风巷采用流线型连接。普通风桥下方巷道两帮料石砌筑、顶板采用工字钢水泥背板支护，一般工字钢采用单双交替布置，避免风桥上方黄土夯实时将水泥背板损坏。为防止漏风，风桥两头起坡巷道底板应铺不小于600mm厚的黄土，风桥桥面所铺的黄土层厚度也不小于600mm，均夯实以减少漏风。普通要求：（1）风桥用不燃性材料建筑成流线型，两侧巷道坡度不应大于25º，结构坚固。（2）要风桥断面积不小于原巷道断面的80％，砌墙厚度不小于300mm，掏槽深度同主要风门。（3）风阻要小。（4）漏风小，桥下巷道前后5m支架需加固。4．调节风窗用增加局部阻力的方式来调节井下风量。从运输角度考虑调节风门应尽量设在回风巷道中。5．测风站用以测量全采区总进风量和回风量，以及各掘进工作面、回采工作面的进风量和回风量。本矿井主要在运输大巷、回风大巷、回采工作面运输顺槽和回风顺槽及掘进工作面设置测风站。要求：（1）测风站须设在直线巷道中。（2）测风站本身长度不得小于4m，附近至少要有10～15m断面没有变化。（3）测风站不得设在风流汇合处附近，站内不得有障碍。第三节采区风量计算及分配一、采区风量根据《煤矿安全规程》第103条规定，采区总风量计算如下：1．按井下同时工作的最多人数计算。Q采区=4·N·K矿通式中：Q采区——采区总进风量，m3/min;N——井下同时工作的最多人数，144人;K矿通——矿井通风系数，取1.2。则：Q采区=4×144×1.2＝691.2m3/min＝11.522．按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和计算Q采区＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐+∑Q其它）·K矿通式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s；∑Q其它——矿井除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。（1）回采实际需要风量计算①按回采工作面瓦斯涌出量计算以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%，且应低于最高风速4m/s。计算。Q采=100×q采×Kc式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；q采——回采工作面绝对瓦斯涌出量，4.87mkc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取Kc=1.2；则：Q采=100×4.87×1.2=584.4m3/min=9.74②按回采工作面温度计算Q采=60×Vc×SC×Ki式中：Vc——回采工作面适宜风速，取1.5mSC——回采工作面平均有效断面，取S=11.94Ki——回采工作面长度系数，取Ki=1.0；则：Q采=60×1.5×11.94×1.0=1074.6m3/min=17.91从上述计算取∑Q采=Q采=18（2）掘进实际需要风量计算从前面分析可知，掘进工作面瓦斯涌出量较小，因此，掘进风量按局扇实际吸风量计算：Q掘=q掘×Q局扇式中：K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取Kf=1.34。Q扇——局扇铭牌额定风量，设计普掘选用JBT52-2型局扇，该局扇额定风量145～225m3/min，风压240～50mmH2O，功率11kW。综掘选用KDF－6.3型局扇额定风量450～230m3则：Q普掘=1.34×200=268m3/min=4.47mQ综掘=1.34×350=390m3/min=7.81m从上述计算取∑Q掘=Q普掘＋Q综掘=12.5（3）其它巷道需要风量计算根据采区巷道布置形式，矿井其它巷道（含两个掘进准备头）用风量为∑Q其它=750m3上仓皮带巷配风量取390m3/min，即困难时期其它巷道配风量取90m3/min，即容易时期其它巷道配风量取2×90m3/min，即（4）采区总风量Q采区=（18+8×2+6.5+1.5+1.5）×1.2=52.2m3/s，Q采区=（18+2×4.5+8×2+6.5+1.5）×1.2=61.2m3/s，计算结果，采区总风量容易时期为54m3/s二、风量分配将总风量分配到采区各用风地点，具体配风详见表5-2-1。表5-2-1采区风量分配表顺序用风地点数量（个）单位配量总配风量m3/minm3/sm3/minm3/s1综采工作面11320221320222综掘工作面（一用一备）248010960203上仓皮带巷1480848084其它（容易）2120224045总计（容易）546普掘工作面（一用一备）23305.5660117其它（困难）1120212028总计（困难）63第四节采区总风压及等积孔计算一、采区通风阻力计算采区通风阻力采用下式计算：h=∑α×L×P×Q2/S3式中：h——采区通风阻力，mmH2O;α——井巷摩擦阻力系数，kg·s2/m4;L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面面积，m2;Q——通过井巷的风量，m3/s；经计算，采区通风容易时期和困难时期最大阻力分别为和采区通风阻力计算详见附表5-4-1及表5-4二、等积孔计算式中：A——等积孔，m2；Q——风量，m3/s；h——阻力，mmH2O。则矿井通风困难时期等积孔为：A=矿井通风容易时期等积孔为：A=第五节安全通风措施本矿井装备一套KJ90型矿井监控系统，以对井下工作环境的风流及其参数进行实时监测和管理，使之更有效地为煤矿服务。1、监控内容对采掘工作面瓦斯进行连续监测，当瓦斯超限时，报警并切断相应范围内设备电源；对总回风巷风速、瓦斯进行连续监测；对主要风门开闭状况、井底水仓水位、通风机风硐内风速及负压等进行连续监测。对通风机、局扇、主排水泵以及其它主要机电设备的运行状况进行连续监测。2、通风安全监测装置的设置（1）在回采工作面的回风侧分别设置工作面瓦斯传感器和回风巷瓦斯传感器；在回采工作面的进风巷设置瓦斯传感器；在瓦斯尾巷设置瓦斯传感器。当瓦斯浓度达到规定数值时，分别进行报警、断电、复电。（2）回采工作面进风巷或回风巷中，应安设风速传感器，当风速低于或超过设计风速的20%时，应发生声光报警，风速传感器应设置在巷道前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化，能准确计算测风断面的地点。（3）在掘进工作面及掘进工作面回风流中分别设置瓦斯传感器，当瓦斯浓度达到规定数值时，分别进行报警、断电、复电。（4）采煤机或掘进机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。（5）分区回风巷的测风站，应安设瓦斯和风速传感器。（6）装置的井下主机或分站应安设在便于人员观察、调试、检验、支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或峒室中，安设时应加垫支架，使其距巷道底板不低于300mm或吊挂在巷道中。（7）瓦斯传感器应垂直悬挂，其传感元件距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。风速、压差、温度、一氧化碳传感器应悬挂在能正确反映该点实际测值的地点。（8）装置应使用专用不延燃电缆。电缆上每隔100m处作一黄色标志，标志长度为100mm，电缆的敷设、连接方式，必须符合《规程》有关规定。第六章安全技术措施第一节一般措施一般措施（1）所有上岗人员必须严格执行煤矿《三大规程》和《2S218综采工作面作业规程》及其它指令性指令和规定，深入开展反“三违”反事故活动，搞好自保互保。（2）各工种必须经过严格培训，并达到各专业技术标准要求，必须熟悉所用设备性能，掌握操作方法，提高排除常见故障的能力，经考试取得合格证后持证上岗，严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备维修制、质量验收