采矿工程毕业设计（论文）-灵新煤矿十四煤层年产300万吨地下开采初步设计

内蒙古科技大学本科生毕业设计说明书PAGEPAGE1摘要本设计的题目是灵新煤矿#14煤层开采设计，设计任务为灵新煤矿十四煤层年产300万吨地下开采初步设计。灵新煤矿位于宁夏回族自治区灵武市磁窑堡镇境内，井田至省府银川市50km。灵新煤矿井田面积为12.8km2，可采厚度为7.55m，为缓倾斜煤层，煤层倾角小于11—17度，可采储量12671.55万吨。设计生产能力为300万吨/年，开采年限为30.17年。设计采用竖井开拓，主井采用箕斗提升，副井采罐笼提升作为辅助运输设备。设计采煤方法是一次采全厚放顶煤开采，采区采用前进式开采。矿井通风采用中央并列式式布置，抽出式通风方法，水泵扬水排水配合自然排水的排水方式。选用双滚筒采煤机型号MG360，低位放顶煤液压支架型号：EFS400～17/35。无轨胶轮车选用MWMD916～6型，选用62A14-11型扇风机，KFT22局部扇风机。设计共完成说明书一本，图纸9张。关键词：竖井开拓、采矿方法、放顶煤、矿井通风\AbstractTheprojecttopicisthenewspiritof#14coalseamcoalminedesign,thedesigntaskforthespiritofthenewannualoutputof3milliontonscoalmine14preliminarydesignofundergroundmining.NewcoalmineinNingxiaHuiAutonomousRegionLingLingwuCityciyaoTownofterritorytotheprovincialcapitalofYinchuanCity,Ida50km.NewCoalMineareaofspiritual12.8km2,maytakethethicknessof7.55m,fortheslowseam,seamdipanglelessthan11-17degrees,recoverablereservesof126,715,500tons.Designcapacityof3milliontons/year,miningtheagelimitis30.17years.

Designedwithshaftdevelopment,themainshaftwithskiphoisting,shaftminingasanauxiliarytransportcagehoistingequipment.Designofcoalminingisafull-thicknesscavingminingtheareawilladopttheforward-typemining.Parallelwiththecentralventilationtypearrangement,exhaustventilationmethods,waterpumps,pumpingwaterwiththenaturaldrainageofthedrainageway.

Usedouble-drumshearertypeMG360,lowcavinghydraulicmodel:EFS400~17/35.RubbertirevehicleusedMWMD916~6type,choose62A14-11-typefan,KFT22localfan.Acompleteddesignspecifications,drawings5.

Keywords:development,miningmethods,caving,mineventilation目录摘要 1第一章矿区概况及井田地质特征 81.1矿区概况 81.1.1地理位置及交通情况 81.1.2地形地貌 81.1.3气象 91.2井田地质特征 91.2.1地层与主要构造 91.2.2煤质,煤种 91.2.3水文地质情况 101.3井田勘探程度 11第二章矿井储量、年产量及服务年限 122.1井田境界 122.1.1井田境界、边界范围，井田面积 122.2井田储量 122.2.1矿井工业储量 12第三章生产能力服务年限的确定 143.1储量的确定 143.1.1储量计算 143.1.2储量分类 153.1.3储量统计 163.2确定生产能力服务年限 163.2.1矿井工作制度 163.2.2矿井设计生产能力 173.2.3矿井及水平服务年限 17第四章开拓方案的选择及比较 144.1开拓运输方案的选择 184.1.1井口及工业场地位置的选择 184.1.2井田开拓方案选择比选 204.1.3开拓方案的确定 284.1.4风井形式 284.2开拓系统和大巷井筒的确定 294.2.1大巷布置 294.22村庄及建筑物下开采 304.2.3采区划分及开采顺序 314.3井筒、巷道及井底车场和硐室 314.3.1井筒、巷道的用途、布置及装备 314.3.2井底车场 364.3.3井底硐室布置 36第五章井巷运输及设备 375.1运输方式的选择 375.1.1运输方式选择 375.1.2主要运输巷道断面、支护方式、坡度 375.2运输设备 385.2.1主运胶带机选型 385.2.2辅助运输设备选型 39第六章采煤方法的选择 416.1采煤方法 416.1.1矿层赋存条件及结构 416.1.2采煤方法选择的原则 426.1.3影响采煤方法的因素 436.1.4采煤方法选择的步骤 446.1.5采煤方法的选择 446.2采区巷道布置 486.2.1采区主要参数 486.2.2采准巷道布置 506.2.3采区主要设备配备 536.3巷道支护 536.4采区生产系统 546.4.1运煤系统 546.4.2运料排矸系统 546.5回采工艺设计 546.5.1放顶煤主要工艺过程 546.5.2工作面长度采高 566.5.3放煤步距 576.5.4回采和掘进工作面劳动组织形式 586.5.5主运输方式选择 606.5.6辅助运输方式及设备选择 626.6回采工作面和掘进设备选择 636.6.1采煤机 636.6.2液压支架和单体液压支柱 676.6.3可弯曲刮板输送机 676.6.4转载机 686.6.5可伸缩式带式输送机 686.6.6乳化液泵站和喷雾泵站 686.6.7普掘工作面 70第七章矿井建设工期及开采计划 727.1基建进度计划的编制 727.2采掘进度计划 727.2.1编制采掘进度计划地原则 72第八章矿井通风 748.1概述 748.1.1通分系统选择原则 748.1.2通风系统的几项具体规定 748.2矿井通风方式与通风系统的选择 748.2.1矿井通风方式 748.2.2矿井总风量计算及风量分配 758.3扇风机选型 808.3.1主扇的选择 808.3.2局扇的选择 82第九章排水 839.1排水设备 839.1.1设计依据 839.1.2设备选择 83第十章灾害预防及安全装备 85第十一章环境保护 9111.1环境与水土保持 9111.1.1大气环境 9111.1.2水环境 9111.1.3噪声 9111.1.4固体废弃物 9111.1.5地表塌陷 9111.1.6开采对植被、水土流失与土地沙漠化 9211.2治理措施 9211.2.1大气污染防治 9211.2.2水污染防治 9211.2.3噪声防治 9311.2.4固体废弃物处理 9311.2.5地表塌陷防治 9311.2.6绿化 9311.2.7开采对植被、水土流失与土地沙漠化 94第十二章主要项目技术经济指标 95参考文献 98致谢 99附录 100第一章矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置及交通情况灵新煤矿位于宁夏回族自治区灵武市磁窑堡镇境内，井田至省府银川市50

km，西距灵武市39km。灵（武）——盐（池）公路从井田北缘穿过，井田北端距银（川）——古（窑子）——磁（窑堡）公路终点古窑子6km，矿区铁路专用支线（大坝——古窑子）全长70km，在大坝与包（头）——兰（州）铁路接轨。公路、铁路交通较为方便。详见交通位置图1-1-1。图1-1-1交通位置图1.1.2地形地貌井田区域内地形起伏不大，略呈南高北低，周围高中间低之势，标高一般在海拔1290~1350m之间，相对高差达百米左右。最高点为井田西南五疙瘩山，标高+1409.6m，最低在第四勘探线西天河两侧，标高+1282m，井田内沙丘广布，常见新月沙丘，四周多由各厚层沙体组成的高低残丘环绕，因此本地区属低缓丘陵地带。1.1.3气象本地区属典型的大陆性半湿润半干旱气候，雨季多集中在6—9月，具有冬寒长，夏暑短，雨雪稀少，气候干燥，风大沙多，南寒北暖等特点。由于本地区平均海拔在1000米以上,所以夏季基本没有酷暑；1月平均气温在零下8oC以下，极端低温在零下22oC以下。本地区气候的最显著特征是：气温日差大，日照时间长，太阳辐射强，昼夜温差一般可达12—15oC。国家地震烈度分级将本区定为XII度区。1.2井田地质特征1.2.1地层与主要构造矿区内地质条件简单，整体为一简单的向斜构造。磁窑堡向斜为本井田的主要构造，走向近南北，北窄南宽，两翼不对称。向斜轴展布于井田中部偏东、纵向为东翼陡，西翼缓，形似烟斗形，男宽北窄，在北边收敛。煤层沿走向有起伏，平均倾向104°，倾角11°～17°，平均倾角14°。井田地表为第四系风积沙覆盖，基岩只在局部有裸露，地层由老至新为奥陶系（O）、石炭系（C）、二迭系（P）、三迭系（T）、侏罗系（J）、白垩系（K）、第三系（R）、第四系（Q），主要含煤地层为侏罗系中下统延安组（J1-2y），岩性以砂岩为主，粉砂岩和泥岩次之，该组平均厚度355.6m,，共含煤37层，编号煤层共17层，主要可采煤层为6层（二、六、十三、十四、十五、十六号煤），平均总厚度21.65m，含煤系数6.1%。1.2.2煤质,煤种井田内各煤层均属于低变质的烟煤,煤种为不粘煤（BN），精煤挥发分大都在30—37%之间,Y值为零，粘结性为2。各主要煤层烟煤灰份平均在6.5—10.59%之间,硫分含量在0.31-1.17%之间。原煤发热量（Q）在6200—6950卡/克之间,大部属于特低灰、特低硫、特低磷、较高水分的不粘结煤。但煤尘爆炸指数为33.12—34.3%,有煤尘爆炸危险。各煤层均属易自然发火煤层,发火等级为一类，最短自然发火期23天。煤的工业分析表见表1-2-1，煤层特征表见表1-2-1。表1-2-1煤的工业分析表煤号工业分析胶质层厚(m)Y罗加指数LR灰分(%)A挥发份(%)V含硫量(%)S含磷量(%)P14#原煤19.9015.94.030.01670～1822.63精煤7.4514.52.420.0059表1-2-1煤层特征表序号煤层名称煤层厚度（m）倾角围岩性质煤硬度煤牌号容重（t/m3）煤层结构及稳定性最大～最小平均平均可采厚度顶板底板114#7.5511～17细砂岩细砂岩、粉砂岩2.51.27稳定1.2.3水文地质情况井田共有含水层三层，分别为第四系潜水含水层,侏罗系中统直罗组砂岩含水层,侏罗系中下统延安组含水层（分为一煤至八煤砂岩含水层组，八煤至十七煤砂岩含水层组,都属弱含水层，以及煤系底部分界线的宝塔山砂岩强含水层组）。矿井水文地质类型中等,主要水害类型有地表西天河〈洪〉水、基岩含水层水、老窑积水及采空区积水四种,矿井正常涌水量180m3/h，最大涌水量230m3/h。瓦斯相对涌出量为8m3/t。煤尘有爆炸性，煤层属自燃煤层。1.3井田勘探程度本井田精查地质勘探报告综合了历次勘探结果。井田内主要地质构造，水文地质类型等基本探明，地层变化规律基本控制。可采煤层的赋存特征，煤质及煤层分析数据基本可靠，勘探程度能满足设计生产之要求。第二章矿井储量、年产量及服务年限2.1井田境界2.1.1井田境界、边界范围，井田面积井田境界：西以煤层露头风化带为界，南以51勘探线为界，深部以向斜轴为界，东部以第7勘探线为界。井田范围：南北走向长近5km，东西倾向宽2.5km，井田面积12.8km2。2.2井田储量2.2.1矿井工业储量本井田的工业储量及A+B+C的储量，经由块段法计算，矿井工业储量为12671.55万吨。矿井工业储量汇总见表2-2-1。表2-2-1矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量(万t)ABA+BCA+B+C14#2635.277341.919977.192694.3712671.55表2-2-1矿井高级储量比例参照表地质开地质开采条件井型储量级别比例（%）井型储量级别比例（%）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B的储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平储量的比例4030153020不作具体规定不作具体规定不作具体规定内蒙古科技大学本科毕业设计说明书 -PAGE109-第三章生产能力服务年限的确定3.1储量的确定3.1.1储量计算储量计算范围：采矿证给定坐标圈定的井田境界范围内14#煤层以上各可采煤层均参与本次储量计算。工业指标：煤层倾角11°～17°，属非炼焦用煤，据《煤、泥炭地质勘查规范》确定能利用储量的最低可采厚度为7.2m。原煤灰分（Ad）不大于40%。一、储量计算方法：矿井内地层倾角小，构造简单，主要煤层层位稳定，厚度变化小。采用地质块段法计算测量。计算公式为：Q=S×h×d其中：Q：块段储量(ｔ)S：块段水平投影面积（ｍ2）H：块段煤层利用铅垂厚度平均值（米）密度值（ｔ／ｍ3）二、储量计算参数1、块段煤层厚度的确定：利用基本块段内所有见煤点或内插点厚度的算术平均值，作为基本块段及子块段储量计算采用厚度。2、容重的确定：采用钻孔煤芯煤样视密度值的算术平均值，各煤层平均视密度值见下表3-1-1表3-1-1煤层号2#6#13#14#15#上16#容重1.341.321.321.271.301.283、面积的确定采用水平投影面积计算储量。利用软件AutoCAD2007量取面积。三、有关问题的说明1、两相邻工程点其中有一点煤厚达不到可采厚度时，采用内插法求其可采边界及临界可采边界。2、当１孔煤层可采，另一孔沉缺时，以两工程连线中点为零点，内插出可采边界。3、夹矸的处理，（2）以最低可采厚度为2.2m为储量计算最小厚度。（3）煤层中*厚度夹矸≤0.05m的夹矸煤分层合并为计算采用厚度，但合并后全层的灰份截发热量指标经符合要求。3.1.2储量分类一、级别划分矿井勘探类型为一类一型。6#,14#煤层为稳定煤层。依“规范”按750×750米网度求A级储量，1500×1500米网度求B级储量，大于1500×1500米网度求C级储量。二、块段划分1、大块段：据已圈定的级别，对同一煤层，在相同储量级别范围内，原则上以勘探线、工程点、煤层厚度变化、可采边界及分叉边界等界线划分块段。其编号用阿拉伯数字，按由浅到深，依次由北向南，由东到西“之”字型同级别连续编号。2、小块段：在大块段内，依几何图形及水平边界等界线划分。用阿拉伯数字依大块段的顺序同级别分别连续编号。3、厚外块段：依据水平边界、厚度分布及几何形态等划分块段，其编号方法与上述方法相同。三、储量分类本次资源储量复核主要内容为3大块：历年累计动用储量；截至2003年底能利用储量；暂不能利用储量；其中暂不能利用储量包括：井界保护煤柱、场区保护煤柱、大巷保护煤柱、水体保护煤柱。扣除动用储量和暂不能利用储量，就是能利用3.1.3储量统计通过储量计算汇总，该矿井在采矿权证圈定范围内获得的14#煤层能利用储量为：见表3-1-3。煤层名称工业储量(万t)ABA+BCA+B+C14#2635.277341.919977.192694.3712671.55表3-1-3工业储量本区各煤层地损系数均取0.1。3.2确定生产能力服务年限3.2.1矿井工作制度矿井年工作日为300d，采取“三八”制每天三班作业，其中二班生产，一班检修，每日净提升时间为16h。3.2.2矿井设计生产能力根据本井田煤层赋存状况、地质构造、开采技术条件、采掘工作面配备要求，并根据设计规范规定的生产能力和服务年限的匹配关系可确定生产能力，设计确定矿井生产能力为300万吨/年。3.2.3矿井及水平服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Z/A*K=12671.55/300*1.4=30.17式中：T—矿井服务年限，aZ—矿井可采储量，MtA—矿井设计生产能力，Mt/aK—储量备用系数，一般取1.4经计算，矿井服务年限为30.17a。按现行《煤炭工业矿井设计规范》要求，生产能力和服务年限需要相互匹配.第四章开拓方案的选择及比较4.1开拓运输方案的选择4.1.1井口及工业场地位置的选择一、工业场地的确定原则矿山工业广场的位置首先取决于井筒的坐标，但是在确定井筒的坐标时，除考虑资源的开拓与开采方法等因素以外，还应当考虑布置工业广场是否方便，必须全面考虑，才能确定最经济合理的位置。工业广场的位置应符合下列基本要求：（1）充分利用荒山、坡地、劣地进行布置，尽可能不占农田，不影响农田水利设施，不占用重要文化古迹、园林，避免迁村及改移河流。（2）选择在地形平整或缓坡的地区，以减少土方工程量，节约基建投资，便于铺设运输线路。广场应尽量避免布置在洼地或斜坡上，否则会使广场成为积水区，或使地面布置复杂化，给生产造成不便。但是，如果有可被利用的地形起伏，则可巧妙的把半壁式滑坡型煤仓布置在山坡上。（3）广场应尽量布置在交通便利或便于与铁路支线、车站、专用线连接地区，以节省建设铁路的基建投资。（4）广场应尽量选择在地质较好、地下水位较低，并尽可能避开滑坡、溶洞、流砂、采空区等不良地段，以及软土地段。（5）广场要选择在便于供电、供水和排矸的地点，应考虑将来扩建的可能性。二、口位置选择考虑的因素选择井口位置时候应从技术、经济、保安矿量、安全等四个方面出发，考虑以下因素：1、矿区地形、地质构造和煤层埋藏条件；2、矿井生产能力及井筒服务年限；3、矿床的勘探程度、储量及及远景；4、矿山岩石性质及水文地质条件。井筒应避免开掘在含水层中，尤其应避开岩溶发育的岩层和流沙层；5、井筒位置应考虑地表和地下运输联系方便，应使运输功最小，开拓工程量最小；6、应保证井口及有关建筑物不受山坡滚石、山崩和雪崩等危害；7、井口的标高应高出历年最高洪水位3米以上；8、井筒位置应尽量避免压矿，尽量位于岩层移动带以外一定距离，否则应留有保安矿柱；9、井口应有足够的工业场地，以便布置各种建筑物、构筑物、调车场、储矿场、废石场等，同时考虑不占用农田或少占农田；10、每个矿井应有两个或两个以上通往地表的独立出口，两个出口之间距离不得小于30米，若出口建筑物用防火材料建筑时，距离不小于20米；11、改建或扩建矿井应考虑原有井筒和有关建筑物、构筑物的利用。选择井筒位置应当充分利用地形。从地面生产系统布置要求，平坦地形最适合矿井建设，不仅平场工程量小，大型建筑物基础处理也比较简单。但是，井口附近又不能过分低洼，不仅要避免洪水灾害，因为地势较低处径流排泄条件多数较差，地下水位高，地耐力小。大型建筑物需要适当的加固基础。在场地附近有河流或蓄水建筑物时更应当谨慎研究。应尽可能避开滑坡、岩崩、流砂和泥石流危险区，以及其他不利施工的工程地质条件。为了减少运输费用，在确定井筒位置时，要考虑主要用户所在位置，有条件的应尽量使提升井筒或运输平硐的位置靠近主要运向一侧。一般井口应垂直地形等高线，岩石或土质坚硬，硐顶仰坡和路堑边坡不要开挖过高。在上山储量相同的条件下，要选择长度较短、地质条件好的硐口位置。风井位置与总回风道布置有密切关系。如果煤层倾角小于12度，用盘区上下山开采，总回风道与运输大巷靠近布置，所以要考虑中央式通风。如果倾角大于12度，总回风道设在采区上部边界，要用主井回风必须打平石门，是否采用中央边界式或中央边界和中央式混合通风更有利，要经过比较决定。只有当通风量很大，井田走向长度达6—8公里时，后期才能考虑采用对角式通风。根据矿山的地质地形情况，工业场地应选择地势较低地形开阔平坦，并且应当考虑运输方便，一般工业场地设置在井田中央，但是，公路靠井田北翼，布置井筒要在井田中央经济合理，工业场地标高在1297米—1335米左右。同时工业场地在井田边界，井田边界以外可能有其他井田开采，所以工业场地周边留有40米的保护矿柱。根据工业场地选择大小原则，本矿山属特大型矿山，生产能力每10万吨确定工业场地大小为0.8—1.1公顷，本矿生产能力为300万吨/年，工业场地大小在24—33公顷范围内，最终确定工业场地大小为30.13公顷。4.1.2井田开拓方案选择比选（一）、提出方案第一.二方案：立井开拓（箕斗提升）根据矿山的地质地形情况，立井开拓的工业场地应选择地势较低地形开阔平坦，并且应当考虑运输方便，所以初步确定井口位置在井田中部，井口标高在1297米—1335米左右，在此工业场地分别设有主井和副井，主井主要用于运输矿体，主井箕斗提升，箕斗型号为JDG4/55*4Y；图号B74-316.31；几何容积4m3;斗箱最大外形尺寸：（长～宽～高）1748mm～1680mm～5605mm;提升钢丝绳直径为32mm～43mm；卷扬机型号：2JK～3.5/20；提升速度6.85m/s。井下运输设备为胶带，其型号为SGZ8000/630。选择立井开拓所需提升设备及相关参数如下表4-1-2表4-1-2箕斗的技术参数箕斗的技术参数箕斗型号JDG4/55*4Y箕斗图号B74-313.31箕斗名义载煤量4t箕斗有效容积4.4t斗箱最大尺寸1748mm～1680mm～5605mm箕斗提升速度6.85m/s卷扬机型号2JK～3.5/20表4-1-23t矿车立井多绳罐笼参数3t矿车立井多绳罐笼罐笼型号GDG3/9/3/2矿车型号MGC3.8-9乘人面积m2一层面积5.95总面积17.89乘人数（人）99乘车辆（辆）2罐笼总载重(t)13.23罐体自重(t)13.4513.47最大终端载荷(T)574.9588.4罐笼长和宽AxBmm4750X1474钢罐道C4500组合钢罐道宽度mm180编制单位邯郸院副井主要以运输人员、设备和用于运输一些其它辅助设备，同时用做主进风井，回风井设井田两翼设立井作为回风井。风井布置在井田的中央，井口标高为+1297m和+1335m，井底落底于14#煤层底板，直径5m，井筒深度335m。混凝土砌碹支护，井筒中装备有梯子间。第三方案：斜井开拓（胶带运输）本矿井可行性研究报告中已对工业场地位置方案进行了详细的论述，立井开拓推荐方案工业场地位于井田中部，井口标高在1137米—1145米左右，地形较为开阔平坦，，方便于运输，确定了推荐的工业场地位置方案，因此，本初步设计工业场地布置在此。在此工业场地分别设有主井和副井，主井倾角为15°，主要用于运输矿体，运输设备为可伸缩带式输送机，其主要参数如下：可伸缩带式输送机技术参数特征表型号SDJ-150运输能力(t/h)630运距(m)1000运速（m/s）1.9胶带种类尼龙带宽1000贮带长度(m)50电动机型号功率(kW)75×2电压(V)660外形尺寸长×高×宽(㎜)1755×2266×1615质量（t）89.3生产厂家淮北煤机厂、东莞煤机厂、西北煤机厂副井主要以运输人员、设备和用于运输一些其它辅助设备，副井倾角为11°，副井采用胶轮车运输。采用两种型号，一种为运送人员，另一种是运送设备，同时用做主进风井。胶轮车分别是DZY～16支架运输，型号为X6105FB和TY6/20FB客货车，型号MWMD916～6。（二）、方案比较：为了开采地下矿床，从地面掘进一系列的巷道通达矿体，便于人员出入以及把采矿机械设备、器材等运往各采区工作面；同时把采出的矿石由井下运往地表，使地表与矿床之间形成一条完整的提升、运输、排水和动力供应等等生产服务井巷，这些井巷工程的建立称为矿床开拓。矿床地下开开拓方法选择的原则:（1）矿山建设速度必须满足国家的要求，保证投产早，达产快；（2）生产工艺简单可靠，设备选择应因地制宜，中小型矿山尽量采用本地区能制造的设备；（3）工程量少，施工方便；（4）不占良田，少占耕地，并有利于改地造田；（5）基建投资少，特别是初期投资少；（6）生产经营费用低。影响开拓方案井巷类型选择的主要因素：（1）地表地形是确定井巷开拓的重要条件。（2）一般情况下，矿体倾角为15°到75°则可采用斜井或竖井开拓；倾角在20°到50°的矿床大多采用斜井开拓。（3）矿体倾角、厚度、埋藏深度等决定矿山开采深度和岩石移动范围，进而影响地表建筑物的布置范围及主要开拓巷道的位置；矿区构造应力场方向、大小，直接影响主要开拓井巷的布置和阶段的划分。（4）矿床开采深度对选择开拓井巷的类型具有一定的影响。（5）矿床规模。通常是决定矿山生产能力的重要因素，而生产能力又决定着开拓井巷的类型及提升设备的选型。（6）岩体的物理力学性质是决定井巷类型、掘进方法和井巷支护方法的重要因素。岩体稳定时，采用竖井，斜井，斜坡道均可；岩体不稳定时，竖井掘进及维护较斜井、斜坡道简单。（7）矿山地表工业场地总平面布置与开拓方案有密切关系，通常是地表总图布置与主要井巷位置统筹考虑，以求合理布局。14#煤层：上距十三煤15m左右,煤层厚度稳定，全井田可采。顶板岩性5线以北以细砂岩为主,底板为细砂岩、粉砂岩。煤层厚度7.2—7.9m靠近下部有一层夹矸，矸石以上煤厚为1.6—1.9m,矸石以下煤厚0.4—0.8m,矸石厚度为0.2—0.6m左右，煤层顶板有一层0.2—0.4m的含炭质泥岩伪顶,伪顶具有较多滑面，易脱落。9线以南煤层厚度2.7m左右,不含夹矸。十四号煤顶板多为粉砂岩，属中等稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩,泥钙质胶结,属不稳定底板。根据确定的工业场地位置，因此对以上方案进行技术比较：第一方案适用条件：立井开拓适用的条件：煤层富存较深或冲积层较厚。水文复杂，井筒需要用特殊方法施工。多水平开采的急倾斜煤层。立井开拓适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。技术也比较可靠。当地质条件不利于平硐和斜井开拓时采用立井开拓。起优点如下：能通过复杂的地质条件，提升能力大，机械化程度高，易于自动控制。井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大，通风条件好，管线短，人员升降速度快。竖井井口标高在1297米左右，竖井井筒长度为67.68米，竖井的掘进费用为10000元，竖井直接掘进到14#煤层地板，由此掘进大巷，大巷方向垂直于煤层走向方向。第二方适用条件：斜井开拓适用于缓倾斜和倾斜矿床，特别适用于倾角为20°～40°的层状矿床的开拓，埋藏不深的中小型矿山。但随带式输送机的发展，为大型矿山采用斜井开拓提供了可能。优点：斜井开拓较竖井开拓简单，建设速度快，投资小。缺点：提升能力小，管理复杂，经营费用高。斜井开拓井口标高为1297米左右，斜井长度为1212.45米，斜井掘进费用约为每米3000元，斜井掘进垂高为420米，斜井倾角设计为15°小于胶带运输允许的最大角度17°。运输大巷和辅运大巷垂直于煤层走向进行掘进。经济比较见表4-1-2。井巷掘进费用：立井：10000元/米平硐：1500元/米斜井：3000元/米煤巷：1500元/米表4-1-2序号项目I方案竖井开拓箕斗提升I方案立井回风II方案斜井开拓胶带运输II方案斜井回风1巷道工程掘进长度（m）主井297m335m主井3192.30m1138.61副井550m335m副井3952.38m1138.612巷道工程掘进成本（元）8470000元3350000元21434040元3415830元3煤巷掘进长度（m）940094004煤巷费用（元）14100000元14100000元元合计费用（元）22570000元3350000元35534040元3415830元总计费用（元）25920000元38949870元4.1.3开拓方案的确定为了开采地下矿床，需从地面掘进一系列的巷道通达煤层，使之形成完整的提升、运输、通讯、排水和动力供应等系统，称为矿床开拓。矿床地下开拓方法，概括起来一般分为两大类，即单一开拓法和联合开拓法。凡用一种主要开拓巷道开拓矿床的开拓方式，称为单一开拓法，可分为平硐，斜井、立井、等几种方法。如果矿床上部用一种主要开拓巷道，其下部用另外一种主要开拓巷道开拓，或用两种主要开拓巷道组合起来开拓一个或几个矿体则称为联合开拓方式。随着现代带式输送机的不断发展，为现在的大型矿山开拓运输提供了很大的方便，斜井开拓胶带输送机运输的运输能力大，连续性好，生产效率比较高，尤其适合于现代化的大型矿山。同时斜井开拓较竖井开拓简单，建设速度快，投资少，以前的生产能力小由现在发展的胶带运输所弥补。尽管斜井有如此优点，但根据确定的工业场地位置，煤层埋藏较深，且是缓倾斜矿，如果采用斜井井开拓，成本就很大，工程量也会很大。因此，结合本矿区实际情况和以上的技术经济比较，决定推荐立井开拓方法，即方案I。4.1.4风井形式选择风井位置和主、副井相似，大多数条件完全一致，如地质条件、煤柱煤量、勘探程度、初期工程量、占地面积交通运输以及防洪设计标准等，都要共同遵循。风井与主、副井区别，多数没有提升设备，不受运输条件制约只需要解决施工临时运输。选择位置时主要应按通风要求，并尽量与总回风道直接沟通，以减少通风工程和阻力消耗。一般大中型矿井，如单翼走向长度超过3公里，阻力消耗太大，不可能始终依靠中央式通风，必须设置分区风井。但绝大多数中小型矿井，当没有建设小风井条件或走向长度每翼均小于2—3公里时，则很少采用对角式或分区式通风，除非高沼气矿井或巷道压力大维护困难外，均采用中央式通风。风井位置与总回风道布置有密切关系。如果煤层倾角小于12°，用盘区上下山开采，总回风道与运输大巷靠近布置，自然要考虑中央式通风。如倾角大于12°，总回风道设在采区上部边界，要用主井回风必须打平石门，是否采用中央边界式或中央边界与中央式混合通风更有利，要通过比较决定。只有当风量大，井田走向长度达6—8公里时，后期才能考虑对角式通风。根据煤层埋藏深度、推荐的开拓方案、井田范围和井田的地质地形条件来确定风井的形式。1、立风井方案风井布置在井田边界的北侧，井口标高为+1319m，井底落底于14#煤层底板，直径5m，井筒深度48.29m。混凝土砌碹支护，井筒中装备有梯子间。2、斜风井方案井口位于主斜井的北侧，平行与主斜井布置，井口标高为+1319，井底落底于14#煤层底板，倾角45°，井筒深度67.68m，锚喷支护。根据煤层埋藏深度和井田两翼的地质地形条件，可以有两中通风形式，分别是竖井通风和斜井通风。然而主井和副井都是采用斜井形式开拓，如果采用斜风井通风，在斜井掘进时可以采用主井掘进的设备，无须另外添加竖井掘进设备，同时竖风井还需在井筒中装有梯子间。最终通过技术经济比较可以知道斜风井方案最为经济合理，所以采用侧分区式斜风井回风。4.2开拓系统和大巷井筒的确定4.2.1大巷布置矿井主运输为胶带输送机运输，辅助运输为有轨列车车运输，另设置风井作为回风井。因此，为满足运输及通风的需要，设计布置副井兼作进风巷道，分别为胶带机大巷、辅运通风大巷。煤层厚度不大,存在倾角。设计胶带机大巷、辅运大巷分别布置。本着多做煤巷少做岩巷的原则，各大巷均沿煤层布置。开采14#煤层时，把煤层分三个阶段`，每个阶段布置一条无轨运输巷和胶带运输大巷。因为煤层大巷优点是：（1）、采用煤层大巷可实现机械化掘进，提高连采设备的效率；（2）、煤层大巷的掘进速度快，掘进费用低，经济合理；（3）、同时在掘进煤层大巷的同时便于探明煤层的变化情况，易于开采的调整；（4）、煤层大巷具有高产高效的优势。煤层大巷适用于中、厚煤层，赋存比较稳定，走向变化比较小的煤层。而我设计的14#煤层埋藏厚度为7.2—7.9米，赋存稳定，煤层走向小，倾角也11--17度，所以布置煤层大巷最为合理。由于煤层大巷维护比较困难，所以可以采用喷锚支护的支护方式来弥补维护困难的缺点。2、大巷布置由于煤层属缓倾斜煤层，因此大巷即可沿走向布置，也可沿倾向布置。大巷如果沿东西走向布置，则存在以下几方面的问题：1、大巷西翼为仰斜开采，这对于14#煤层采用放顶煤开采来说不是十分有利的。2、不利于井田今后向西发展。因此，设计主大巷采用走向布置，即在井田中央沿南北向布置一组大巷，南部工作面沿走向布置。大巷间距为30～50m。4.2..2村庄及建筑物下开采本矿井范围内居民点分散，没有成规模的村庄，村民房屋有平房和楼房，工业场地附近的所有户村庄处于工业场地保护煤柱之内。对于其它少数受开采影响的村庄，按搬迁考虑。设计中的灵新煤矿选煤厂、矿井铁路专用线、输电线路均留设保护煤柱。4.2.3采区划分及开采顺序1、采区划分设计全矿井划分为五个采区，设计将该区域每个盘区均采用走向长壁工作面开采。2、开采顺序一采区开采完毕后接替二采区，盘采区工作面内实行倒退式开采，即先开采14#煤层的边界部分，然后向井田中央大巷推进。4.3井筒、巷道及井底车场和硐室4.3.1井筒、巷道的用途、布置及装备一、井筒位置结合以上个方面和本矿山的实际情况可确定井筒位置在井田中部南，井口标高在1297米～1335米左右，地形较为开阔平坦，方便于运输，运输费用也比较经济合理。二、巷道段面确定断面形状的选择主要考虑一下因素：（1）围岩性质和地压。当顶压和侧压均小时，可采用梯形和矩形断面；当顶压较大侧压较小时，则应选择拱形断面；在侧压很大并有底压时，宜采用封闭的曲线行断面。（2）支架的材料。木材支架和工字钢棚宜采用梯形、矩形等折线形断面；U形钢、砖、石及混凝土砌筑的支架适用于曲线形断面；锚杆支架可适用于任何形状的断面，喷射混凝土则适宜曲线形断面。（3）用途及其服务年限。服务期限长的主要宜用料石及混凝土砌筑的拱形断面，金属支架（包括梯形及弧形支架）适用支架受采动压力影响的采准巷道，因其服务年限短，便于回收利用。根据本矿实际情况，由于煤层埋藏深度在180米左右，巷道布置在煤层底板，煤层井筒支护采用锚杆支护。梯形能承受一定的侧压，支架结构简单、施工方便。为避免挑顶破坏顶板完整性，采用锚杆支护梯形断面，所以考虑以上因素本矿山采用梯形断面形状。梯形断面内布置有水沟、胶带输送机、人行道、矿车运行道和支架，设计断面时要满足上述设备的宽度和矿车运输支架时的高度。图4-3-1井筒断面图井筒布置及宽度：人行道（A）：人行道宽度。安全规程规定不小于800mm，条件许可时可增大至900mm。胶带（B）：胶带运输机的最大宽度。胶带宽度为1000mm。安全距离（C）：胶带与无轨胶轮车之间、无轨胶轮车与水沟之间留有安全距离，此处取250mm。（D）：胶带的最大宽度。最大宽度为2600mm。水沟（E）：在不设人行道一侧胶带运输机或矿车与斜井之间的宽度，由于水沟多设于次，所以为水沟宽度。水沟宽度取300mm。净宽度（Bs）：Bs=A+B+C+D+E=850+1000+250+2600+300=5000mm最终确定巷道的最大宽度为5740mm，最小宽度为4500mm。净宽5000mm。巷道净高度为4500mm。三、井筒用途根据矿山的地质地形情况可设计三个主要井筒进行煤层开采，其分别是主井、副井和风井。主立井：担负全矿井的煤炭提升任务，同时兼进风井及矿井的安全出口。主井全长297m，井筒落底于14#煤层，井筒净宽5m，安装1000mm宽的胶带输送机，另一侧安装架空检修装置，井筒中间设置有行人台阶。另外，井筒中敷设有输氮管路、排水管路、消防洒水管路、动力电缆和信号电缆以及束管监测管。2、副立井副井为轨道运输，担负全矿井材料、设备及人员的运输任务，同时兼进风及矿井的安全出口。副井°，全长为550m，井筒落底于14#煤层。井筒净宽5m，底板铺设200mm厚的混凝土。副井位置与主井靠近布置即集中布置。优点：工业场地布置集中，可减少工业场地平整的土石方量，井筒相距较近，建井工程量少，建井期短。缺点：两井相距较近，若一井发生火灾，往往会危及另一井的安全，主井在井口卸矿时，飞扬的粉尘可能随风流进入矿井，因此，一般要求在主井口安装收尘设施，或者在主、副井之间设置隔尘设施。3、回风斜井回风井为斜井，净直径5m，担负全矿井的回风任务，作为矿井的安全出口，井筒长度1138.61m，井筒落底于14#煤层。四、井筒支护主斜井及副斜井表土段采用混凝土砌碹支护，支护厚度为300mm，基岩段为锚喷支护，支护厚度为200mm。回风斜井采用混凝土砌碹支护，表土段支护厚度为400mm，基岩段为锚喷支护，支护厚度为300mm。以上各井筒均采用普通法施工。见表4－3－1表4－3－1井筒特征表序号井筒特征井筒名称主井副井回风斜井1井筒坐标纬距（X）4212912.342128934213723.75经距（Y）3638079936380693.836379751.952井口标高（m）+1330+1330+13353井底标高（m）+1000+950+12004井筒长（m）（297）（550）1138.615井筒直径或宽度（mm）净5000500040006井筒断面（m2）净19.619.612.67井筒支护厚度（mm）300300300形式（表土∕基岩）混凝土∕锚喷混凝土∕锚喷混凝土∕锚喷8井筒装备箕斗罐笼4.3.2井底车场本矿井主、副井筒均为立井井，主运输采用胶带输送机，辅助运输采用有轨电车，无传统意义上的井底车场，副井进入煤层之后，辅助运输大巷与辅运顺槽相连即为井底车场。4.3.3井底硐室布置1、井底水仓井底水仓布置在14#煤层主运大巷的南侧，水仓容量按容纳8h正常涌水量计算，设计布置两条水仓，总容量为2800m3。水仓入口处设置了沉淀池，水仓清理采用高压水冲搅沉泥，主排水泵排泥的清理方式。2、水泵房及主变电所井底水泵房及中央变电联合布置，布置在14#煤层主运大巷的南侧。水泵房布置三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修，水泵房通过管子道与主斜井相连。3、消防材料库在副斜井井底附近，14#煤层辅运大巷和运输大巷之间布置有消防材料库。第五章井巷运输及设备5.1运输方式的选择5.1.1运输方式选择一、主运输系统工作面采煤机割煤经刮板输送机——转载机——胶带输送机——溜煤眼或采区煤仓——大巷胶带输送机——主竖井箕斗提升至地面二、辅助运输系统无轨胶轮车由地面材料棚装入材料（设备）后，经副竖井——辅运大巷——各用料地点三、人员入井工作人员由地面乘坐罐笼经副井——辅运大巷——各工作地点5.1.2主要运输巷道断面、支护方式、坡度表5-1-2巷道特征表巷道名称断面m2断面形状支护方式坡度（°）净掘运输大巷13.4015.5拱形锚喷2胶运顺槽14.5616.98矩形锚杆金属网1辅运顺槽13.4518.38拱形锚杆金属网1回风顺槽8.399.23矩形锚杆金属网15.2运输设备5.2.1主运胶带机选型一、大巷胶带输送机主要参数设计计算1、运输能力的确定根据矿井开采系统的要求及顺槽胶带机的运输能力，确定本输送机的运量为Q=500t/h。2、胶带宽度的确定（式3-1-1）式中：B—胶带宽度，m；K—断面系数，K值与物料的动堆积角及带宽有关，查手册取为300；—物料散密度，取为0.85t/m3;—带速，m/s—速度系数，查手册取为1.0；C—倾角系数，查手册取为1.0.再结合煤的最大粒度为300mm，查手册选取胶带宽度B=1000mm。通过上述计算，确定胶带宽度为1000mm。设计主运大巷及主斜井均选用SD-80X型带式输送机，其主要参数如下：可伸缩带式输送机技术参数特征表型号SDJ-150运输能力(t/h)630运距(m)1000运速（m/s）1.9胶带种类尼龙带宽1000贮带长度(m)50电动机型号功率(kW)75×2电压(V)660外形尺寸长×高×宽(㎜)1755×2266×1615质量（t）89.3生产厂家淮北煤机厂、东莞煤机厂、西北煤机厂5.2.2辅助运输设备选型一、辅助运输系统矿井达到设计能力时布置一个普采工作面，两个掘进工作面。井下辅助运输主要为下放材料、运输人员、设备的运输以及工作面搬家倒面，由于井下巷道全部沿煤层布置，矸石量很少，少量矸石可随煤流运出或排弃至井下废弃的巷道中，运量较少，故本次设计采用无轨胶轮车做为辅助运输，胶轮车入井直接将材料运到井下各使用地点。实现井下运输连续性和无轨化运输，从而减少了运输环节，并简化了管理程序。二、辅助运输车辆选型根据运距及辅助运输工作内容，矿井需配备材料铲运车、人员运输车以及轻型无轨胶轮车。各车的主要技术参数见表5-2-2。表5-2-2无轨胶轮车技术参数表主要技术参数型号TY6/20FZ功率kw74最大爬坡角度15自重（t）15.8载重（t）15.4外型尺寸（mm）8930×1800×1690最大时km/h18第六章采煤方法的选择6.1采煤方法6.1.1矿层赋存条件及结构主要可采煤层情况：主采煤层上组煤二号煤(目前己开采结束〉、六号煤,下组煤十四号煤、十五号煤、十六号煤。1、二煤：上距一煤层10—15m，厚度变化较大，8线以南煤层厚度为8.5m—11m,一般含一层夹矸,夹矸厚度0.3—0.4m,矸石以下煤厚1m左右,8线以北煤厚3.5-8.5m，结构较复杂，一般含有2—3层含炭质粉砂质泥岩或泥岩夹矸。在4—5线附近，二煤受古河床冲刷变薄,含3—5层夹矸，矸石厚度达0.6m，煤质低劣，顶板疏松。顶板5线以北因古河床冲刷直接顶以砂岩为主,在西北、东南以细砂岩、粉砂岩为主,近中部以泥岩为主。二号煤老顶细砂岩,直接顶板为粉砂岩、细砂岩,10勘探线南有泥岩，属中等稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩，夹薄层泥岩，属不稳定底板。2、六煤：上距二煤一般50—60m，全井田稳定可采，结构简单，煤厚0.94—7.69m，平均2.4m，7线以北为2m以下,局部在1.6米以下，以南稍变厚,由北向南，由浅而深煤层增厚。顶板以粉砂岩为主,5—6线西缘多为中、粗砂岩；底板为中、细砂岩或粉砂岩。六号煤顶板大部分为粉砂岩,轴部附近为细砂岩,属不稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩,裂隙发育，属不稳定底板。3、十四煤：上距十三煤15m左右,煤层厚度稳定，全井田可采。顶板岩性5线以北以细砂岩为主,底板为细砂岩、粉砂岩。煤层厚度7.2—7.9m靠近下部有一层夹矸，矸石以上煤厚为1.6—1.9m,矸石以下煤厚0.4—0.8m,矸石厚度为0.2—0.6m左右，煤层顶板有一层0.2—0.4m的含炭质泥岩伪顶,伪顶具有较多滑面，易脱落。9线以南煤层厚度2.7m左右,不含夹矸。十四号煤顶板多为粉砂岩，属中等稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩,泥钙质胶结,属不稳定底板。4、十五煤：上距十四煤一般20m左右,4线以北层间距变小为6—8m。07线以北厚一般3—4m,向南略变薄，厚近3m。结构简单,局部含1—2层0.3m左右的泥岩夹矸，顶板多以中、细砂岩为主，底板以粉砂岩为主。十五号煤老顶多为中、粗砂岩，在局部不连续沉积一层硅质胶结中细粒砂岩,硬度f=7,厚0.1～2.0米，直接顶为泥岩，属不稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩,属中等稳定底板。5、十六煤：上距十五煤在5线以北07线以南一般15—20m,5—07线之间为10m左右。顶板以粉砂岩、细砂岩为主；底板为中、细砂岩。煤厚4m左右,东北端2线附近薄0.14—0.98m,南部西翼厚4—5m,最大达7m,东翼1—3m。该煤层结构复杂,一般具有2—4层夹矸,多为泥岩及粉砂质泥岩,变化较大,可比性差，但在6—10线范围内夹矸只有1—2层,煤厚变化不大。内含夹矸一层,夹矸以上煤厚2.6m左右，矸石以下煤厚2.2m左右。矸石厚度一般0.1—0.4m,岩性为粉砂岩。十六号煤顶板多为细砂岩、中砂岩,属坚硬顶板。底板多为粉砂岩,属中等稳定底板。其中十四煤为本设计主采煤层。6.1.2采煤方法选择的原则（1）生产安全应当充分利用先进科学技术并不断提高管理水平，以保证在安全,良好的工作条件及环境中进行生产。应做到：a：合理布置巷道，保证巷道状态良好；建立完善的通风，行人，运输系统；尽量创造良好的工作环境；制定防火，防尘，放水，防瓦斯积聚和处理各种灾害事故措施，装备各种有效监控系统，有可靠的安全出口，确保发生灾害时人员能及时撤离危险区。b：科学设计回采工艺和参数，切实防止冒顶，片帮，支护失稳，顶板大面积落陷，机械事故以及其他可能危及到人身安全和正常生产各种事故的发生。c：在制定完整，合理的安全技术措施的基础，将安全责任落实到个人。(2)经济管理选择采矿方法时不仅应根据矿床条件提出多种方案进行技术分析，而且要进行经济比较，最后确定经济上最合理的采矿方法。一般应当符合以下几个方面的要求：a：回采工作面单产高。提高工作面产量，是实现矿井稳产，高产`,提高采区和整个矿境矿边，技术经济指标的经济环节。应当提高工作面综合机械化程度，合理加大工作面长度和尽可能加大推进速度，加强生产的组织管理。b：生产效率高。不断提高职工素质，改善劳动组织管理，选择和李回采工艺，采用先进的技术设备，努力实现机械化和综合机械化，以提高生产效率。c：材料消耗少。加强管理，减少工作面的各种材料消耗，特别是减少坑木，钢材，炸药。雷管等的消耗。d：矿石质量好。改进会采工艺和支护设计，尽量防止矸石混入矿石中，降低矿石贫化率，以满足不同使用单位对矿石质量的要求。e：成本低。成本低是经济技术效果的综合反映。除上述措施外，合理布置巷道，减少巷道掘进量，改善维护条件，加强生产管理，认真组织工作面正规循环作业，也是降低成本的重要手段。(3)矿石回收率提高矿石回收率，充分利用地下资源，是保持和延长工作面开采期限，降低掘进率，保持正常的重要的途径。对于煤炭企业，减少煤炭损失，是防止煤的自然减少井下火灾的重要措施。上述三方面的要求是密切联系，互相制约的，选择采煤方法时应当全面综合考虑，选出最优采煤方法。6.1.3影响采煤方法的因素1、地质因素：a煤层和围岩的物理力学性质。b煤层产状（矿体的倾角，厚度，走向埋藏深度等）。c煤层的含水性，瓦斯涌出量和煤的自燃情况。2、开采技术经济条件：a技术装备和材料供应。b在建筑物，铁路和水下开采或者由于和保护环境的要求。6.1.4采煤方法选择的步骤采煤方法的选择一般分为三个步骤：方案初选技术经济分析综合分析比较A采煤方发方案初选根据矿体地质条件和开采技术经济条件，初步选择几个技术上可行的采矿方案，每个方案要确定其主要的构成要素，采准布置和回采工艺，并进行初步的技术分析比较，删去那些技术上有明显缺陷的方案。B采煤方法技术经济分析根据矿山的具体条件，对初选方案的主要技术经济指标进行分析比较，从中找出一个最优的方案或两三个优劣难分的方案。C综合分析在技术经济分析的基础上优劣难分的方案进行详细技术经济计算，求出相关费用和经济结果，同时结合其他因素进行综合比较评价，最后确定最优方案。6.1.5采煤方法的选择根据以上本矿井的具体条件以及采矿方法选择的原则1、初选两种采矿方法：方案1：单一走向长壁采矿法方案2：放顶煤采矿法（一次采全厚放顶煤开采采矿法）2、技术经济分析：方案1：单一走向长壁采矿法将井田范围内划分为三个阶段，每个阶段内沿矿层走向划分为采区，采区工作面长度约240米，布置综采工作面。每个采区采用双巷掘进，采区运输巷和采段回风巷，两条巷道之间的垂直距离为20米，此处为保护煤柱。两条采准巷道均在煤层底板沿走向掘进至煤层边界，采区运输巷布置胶带输送机与14#煤层胶运大巷相连，采区回风巷于14#煤层总回风巷相联，再掘进开切眼即可布置工作面进行回采。布置综采工作面先进的设备和连续的推进长度，保证了工作面的产量。而且采准容易，采准工程量少，费用低，投产快。采区工作面由采区边界向采区运煤方向推进，即采用后退式开采。适用条件：单一煤层走向长壁采煤法主要应用在顶板易于跨落倾角小于45度的缓斜、倾斜薄及中厚煤层。方案2：放顶煤采矿法（一次采全厚放顶煤开采采矿法）放顶煤开采是指沿缓倾斜特厚煤层的底板布置采煤工作面进行开采，工作面煤壁采落的煤装入前部输送机，而上部煤体则在矿山压力等作用下在工作面支架后下方冒落，并通过支架放煤口放到刮板输送机上。放顶煤开采沿14#煤层盘区向边界处沿走向掘进采区运输巷和采区回风巷，采区运输巷和采区回风巷分别与大巷相连接。再掘进开切眼便可布置工作面进行回采。工作面长度为200米。采区运输巷布置胶带输送机。工作面采用综采液压支架进行放顶煤开采，即综采放顶煤开采。此种采矿方法具有掘进率低、效率高、适应性大、成本低、投入产出效果好及易于实现高产等明显优势，已经得到广泛应用，取得了良好的经济技术效果。一次采全厚放顶煤开采是沿煤层底板布置机采工作面，一次采出全部厚度。适用于煤层厚度6～12米的缓倾斜厚煤层，是我国目前使用的主要方法。综采放顶煤开采的显著标志是使用放顶煤液压支架，我国已经制造出高、中、低位三种形式的放顶煤支架。以为高位液压支架多用于急倾斜煤层或缓倾斜软煤层，而且通风断面小，通风效果不好。中位支架容易增加煤损，煤尘较大，端头部分维护较复杂。低位放顶煤液压支架顶梁可以提高顶煤的冒落性，煤尘小，采出率高。但其在矿压显现剧烈及煤层倾角较大时适应性差。因本煤层稳定性好，倾角小等特点，通过上述三种液压支架的适用及优缺点可以确定使用低位液压支架进行放顶煤开采。放顶煤开采的主要优缺点及适用条件：优点：单产高。工作面内具有多个出煤点，而且在工作面内可实行分段平行作业，因而易于实现高产。效率高。由于放顶煤工作面的一次采全厚大、生产集中、放煤工艺劳动量小以及出煤点增多等原因，生产效益和经济效益大幅度提高。成本低。放顶煤采矿法比分层开采减少了分层数目和铺网工序，由此节省了铺网费用。此外，其他材料与电力消耗、工资费用等都相应减少。巷道掘进量。掘进率和巷道维护费用减少，便于采掘接替。减少搬家倒面次数，节省采煤工作面的安装和搬迁费用。根据煤层厚度的不同，可减少1—3次工作的安装搬迁。对煤层厚度变化及地质构造的适应性强。缺点：煤损大。目前的技术水平条件下，放顶煤开采的工作面煤炭采出率一般比分层开采10%左右，即使采用了无煤柱护巷技术，初采和末采损失和工业损失仍将存在问题。易发火。由于煤损失较多，在回采期间采空区有可能发生自然。因此，有效防止自然是放顶煤开采成功的关键。实践证明，除黄泥灌浆、提供工作面推进速度外，及时喷注阻化济，向采空区注入氮气，能有效的阻止采空区发火。煤尘大。在放顶煤工作面，采煤机割煤、支架操作时的架间漏煤及放煤均产生粉尘。瓦斯易积聚。与分层开采相比，放顶煤开采的产量集中，瓦斯散发面积大，采空区高度大，瓦斯易于积聚。特别是高瓦斯矿井，瓦斯涌储量会更大，顶板冒落时，采空区的瓦斯涌入工作面，易超限。适用条件：一次采出的厚度以6～10米为佳。顶煤厚度过小易发生超前冒顶，增大含矸率，煤层太厚，破坏不充分会降低采出率。预采顶分层开采最小厚度为7～8米。放顶煤开采时，煤的坚韧性系数一般应小于3。若煤层层理、节理发育，可适当增大，但一次开采的厚度不宜过大。急倾斜厚煤层，放顶煤采矿法的技术经济效果明显较好，是当前值得推广的一种方法。一般认为工作面长度大于25米时，可采用综采放顶煤采矿法。煤层中含有坚硬的夹矸会影响顶煤的放落，或者因放落大块的夹矸堵住放煤口。因此，每一夹矸层厚度不宜超过5米，顶煤中夹矸厚度占煤层厚度的比例不宜超过10%～15%。直接顶应具有随顶煤下落的特性，其冒落高度不宜小于煤层厚度的1.0～1.2倍，老顶悬露面积不宜过大，以免冲击支架。地质破坏较严重、构造复杂、断层较多和使用分层长壁综采较困难的地段、上下山煤柱等，使用放顶煤开采比使用其他方法容易取得较好的效益。采用放顶煤开采自然发火期短、瓦斯量大，以及水文地质条件复杂的煤层，必须采取相应的安全技术措施。技术经济比较：因为本矿体煤层平均埋藏厚度是7.2—7.9米，如果采用倾斜长壁采矿法需要采用大型采矿设备，目前技术水平下采煤机最大采高为6.4米。对高于6.4米的顶煤无法采出，构成煤炭采出率低，损失率大。本矿生产能力为300万吨/年，采煤机的工作利用率太低，不能达发挥其常的经济效益。采用放顶煤采矿法单产高。工作面内具有多个出煤点，而且在工作面内可实行分段平行作业，因而易于实现高产。效率高。由于放顶煤工作面的一次采全厚大、生产集中、放煤工艺劳动量小以及出煤点增多等原因，生产效益和经济效益大幅度提高。成本低。巷道掘进量。掘进率和巷道维护费用减少，便于采掘接替。减少搬家倒面次数，节省采煤工作面的安装和搬迁费用。根据煤层厚度的不同，可减少1～3次工作的安装搬迁。所以本着高产高效，经济合理的原则采用2方案。6.2采区巷道布置6.2.1采区主要参数一、采煤工作面长度放顶煤工作面长度的确定应主要考虑顶煤破碎、顶煤放出和减少煤炭损失的影响。顶煤破碎主要取决于支撑压力及顶板的作用。由于工作面长度对支撑压力及矿压显现的影响分析可知，工作面长度不低于80米，在工作面长度大于200米以后，其变化趋于缓和。合理工作面长度应是在一个生产班内能将工作面内的顶煤全部放出。据此原则，工作面长度L可由下公式表示：式中：n—同时放煤支架数量；T—每班工作时间；t—每架支架放煤所需时间；—每班工作时间利用率；B—支架宽度。上式中T、B、可视为常数，t与顶煤厚度有关，随着放煤量增多，其值增大，参数n取决于放煤效果和输送机的能力，目前应小于3。综放工作面的长度一般不应小于80m，并且以130～200m较为合理。若设备可靠和技术熟练程度较高，工作面长度还可以增加。综采放顶煤工作面的连续长度一般不宜小于800～1000m。除靠工作面搬迁等因素外，还应考虑减少工作面初采与末采煤炭损失所占的比例。工作面连续推进距离越长，煤的损失会越小。L=2*8*1.428*80%/0.091=200n=2；T=8小时；t=0.091；B=1.428m；=80%。所以将上面参数带入到式中得到L=200m。每架放煤2.7分钟。一斑放煤6.3小时。三、采区生产能力矿井初设计年生产能力为300万吨/年，经过本次设计对采煤方法的选择及设备和各项参数的确定生产能力为300万吨/年。A采煤工作面的单产300万吨/年。四、采区回收率设计采区的回采率为95%。见表6-2-1表6-2-1采区主要参数表地质条件项目单位特征开采煤层数层1煤层厚度m7.2—7.9煤层倾角度11度—17度顶底板岩性粉砂岩和细砂岩瓦斯等级级高可采储量万吨12671.55采区参数走向长m1027.9工作面数目个2工作面长度m200机械化程度综放（一次采全厚）工作面产量万吨300采区年产量万吨300主要巷道布置采区平巷工作面运输巷，回风巷均沿煤层底板布置联系方式平巷联系开采方式综放（一次采全厚）护巷方式留设护巷煤柱6.2.2采准巷道布置采区胶带巷和回风巷均沿煤层底板布置，布置形式为双巷式。运输巷和辅助运输巷布置在工作一侧，掘至盘区边界后，再掘开切眼便可布置工作面进行生产。工作面运输巷和回风巷采用距形断面，木支护。采区巷之间留有区段保护煤柱宽20米，每隔100米用联络巷联通。图6-2-2放顶煤采准巷道布置图运输顺槽胶带运输顺槽均为煤巷,巷道服务年限短，主要用于工作面得运输，同时兼做工作面进风巷，巷道内铺设胶带运输机。胶带运输顺槽与14#煤层胶运大巷和辅助运输大巷连接。a巷道断面的选择：由于分层巷的顶板随工作面得推进而相继冒落，所以巷道断面选矩形断面.断面的利用率较高。1净宽度B=a1+c1+bB:巷道净宽度a1:非行人侧胶轮车中心线到巷道墙壁间的距离a1=a+A1/2=1600mm。(A1为选取胶轮车的宽度：胶轮车TY6/20FZ型A1=2600mm)c1:行人侧轨道中心线到巷道墙壁间的距离c1=c+A2/2=800mm。（A2为带式输送机带宽A2=1000mm）b：按人行要求和设备布置确定b=A1/2+A2/2+800=2600mm巷道净宽B=a1+c1+b=5000mm取B=5000mm2净高度H的确定：根据普通带式输送机的标准设计尺寸,查手册（表4-12-3）查得带宽1000mm的设计高度为h=1200mm。设计手册规定采区巷道H>=2000mm.。净高度：H=h+h4=3000mm。h4:为输送机到巷道顶板的高度取1800mm。巷道净断面积S=15.06m2。周长L＝16.5m。如图6-2-2。6.2.3采区主要设备配备综放工作面主要设备：双滚筒采煤机，液压支架，可弯曲刮板运输机，转载机，破碎机，可伸缩带式运输机，乳化液泵站，移动变电站。6.3巷道支护由于运输顺槽和回风顺槽的服务年限短，采空区随工作面的前进而跨落，运输顺槽和回风顺槽不宜支护强度过高，大巷采用喷锚网支护，所以运输顺槽、回风顺槽采用锚杆支护。6.4采区生产系统采区生产系统由采区正常生产所需要的巷道，硐室，装备，管道和动力供应组6.4.1运煤系统工作面内被割下的煤，由刮板输送机运往盘区运输顺槽，运输顺槽内安装有转载机和可伸缩式胶带运输机，被采下来的煤由区段运输顺槽胶带运送到胶带运输大巷，由胶带运输大巷运到煤仓，经竖井运到地面。6.4.2运料排矸系统采煤工作面的所需的材料和设备由盘区辅运大巷，经井底车场进入辅运顺槽运到工作面，掘进巷道时所出的煤和矸石用矿车从各平巷运出。6.5回采工艺设计6.5.1放顶煤主要工艺过程中低位放顶煤优点突出，使用广泛，是放顶煤开采的主要方向。一次采全厚放顶煤开采的综采工艺如下：1、采煤机割煤放顶煤综采工作面一般采用双滚筒采煤机沿工作面全长截割煤体，工作面两端采用斜切进刀方式。截深一般在0.6～0.8m，采高一般在2.4～3m。采煤机落煤由滚筒螺旋叶片、挡煤板及前输送机铲煤板相互配合装入前输送机运出工作面。当煤层倾角较大时，为防止设备下滑，可采用由下向上单向割煤。2、移架为维护端面顶煤的稳定性，放顶煤液压支架一般均有伸缩前探梁和护帮板。在采煤机割煤后，立即伸缩前探梁支护新暴露顶煤。采煤机通过以后，及时移架，同时收回伸缩前梁，并用护帮板护住煤壁。3、推移前部输送机移架后，移至前输送机。如采用一次推进到位，可以在距采煤机约15m处逐节一次完成输送机的前移。如采用多架协调作业，分段移输送机，可在采煤后5m左右开始推移输送机，每次推移不超过300mm，分2～3次将输送机全部移近煤壁，并保证前输送机弯曲段不小于15m，输送机推移以后呈直线状，不得出现弯曲。4、放顶煤放顶煤为综放开采的关键工序，一般要根据架型、放煤口位置及几何尺寸、顶煤厚度及破碎状况，合理确定放顶煤的步距与作业方式。一般情况下采用“二采一放”或“三采一放”，即采煤机割两刀或三刀放一次顶煤。顶煤的放出顺序，可以从工作面的一端开始，顺序逐架依次放煤，如顶煤较厚，也可以隔架轮换或2～3架一组，隔组轮换放煤。放煤时，要坚持“见矸关门”的原则。放顶煤时，有三种情况引起放煤不正常：一是碎煤成拱放不下来；二是大块煤堵住煤口，放不出来；三是顶煤过硬难以垮落。处理成拱的主要方法是通过摆动支架的尾梁或掩护梁，一般情况下不能破碎的煤，也可升降支架破坏成拱。当大块堵住煤口时，可通过支架上的插板、搅动杠等结构破碎或松动顶煤，在工作面顶板稳定的情况下，可以适当的摆动支架的尾梁将顶煤松动破碎。遇到特大块煤时，可以采用打眼放炮的方法破碎，但每个炮眼的装药量要严格控制。放落的大块煤要及时用人工或机械的方法进行破碎，以免在工作面端头因输送机的过煤高度产生阻煤现象。顶煤过硬难以垮落时，必须预先对顶煤进行破碎处理，目前主要采取从工作面向顶煤打眼放炮的方法，其爆破方式及爆破参数可根据顶煤的性质来决定。如由工作面无法破坏顶煤或在高瓦斯矿井中，则应考虑布置工艺巷进行专业的爆破工作。另外，一些矿井采用高压注水软化顶煤，也取得良好的效果。5、移后输送机在拉架和移置前输送机后，移后输送机的千斤顶，将后输送机移至规定位置。操作时要注意邻架和溜槽的连接部位，防止错槽和掉链等事故发生。综上所述，放顶煤开采的主要工艺过程：采煤机割煤——移架及时支护——推移前部输送机——打开放煤口放顶煤——拉后部输送机。6.5.2工作面长度采高综放采煤工作面长度一般为150～200米，每个工作面尽可能保持等长，且客观上应加长工作面。采煤工作面长度确定为200米。7.55米厚煤。采高3米。一、工作面推进度工作面年产量为300万吨/年，由采煤机产量为120万吨/年，其余由放顶煤放出，日产量为10000t/d，工作面日进度为：式中：S─工作面日进度，m；Q—工作面采煤机日产量，4000t；L—工作面长度，200m；M—工作面采高，取3m；Υ—煤层容重，1.27t/m3；C—工作面回采率，取93%；则：S=4000/200*3*0.93=7.2工作面循环进尺为0.60m，日循环数n为：n＝工作面日进度/循环进度＝7.2/0.60＝12取工作面日循环数为12个，工作面日进度为7.2m，年进度为2160m。二、工作面采高工作面采高除应满足通风、辅助运输以及设备布置等要求外，还应考虑设备的可靠性和围岩的稳定性，采高增大，煤壁发生片帮的几率就大。本矿井煤层自然厚度为平均7.55m，根据煤层厚度及液压支架结构高度，首采上分层开采高度范围确定为平均采高为7.5m。当回采至煤层较薄区域时应将采高降低至2.0～3.0m。以保证割煤的正常进行。6.5.3放煤步距放煤步距是只沿工作面推进的方向前后两次放煤的间距。合理的选择放煤步距，对提高采出率，降低含矸率十分重要。放煤步距与顶煤厚度、破碎质量、松散程度及放煤口的位置有关。放煤步距过大时候，所需放出煤的体积也较大，若打开放煤口，随破碎顶煤的放出，上方矸石也将不断的向放煤口移动，由于待放的煤较多，在上方矸石到放煤口后，其采空区后面仍有一部分顶煤没有放出，造成顶煤的过多损失。放煤步距过小时，后方矸石易混入放煤口，影响煤质，并容易误认为煤已经放尽而停止放煤，造成上部顶煤的损失。放煤过程中不能保证既不混入矸石又不丢煤，合理的放煤步距只是把煤炭采出率和混入矸石率控制在一定范围内。放顶煤支架架型确定以后，放煤步距应考虑与支架放煤口的纵向尺寸的关系，对于综放工作面，放煤步距应与支架步距（或采煤机截深）成整数倍关系，即割一刀、两刀或三刀煤放一次顶煤，也就是说，支架顶煤口的纵向尺寸应与采煤机循环进刀量成整数倍关系。如果放煤步距大于支架放煤口的纵向尺寸，则会有一部分冒落的顶煤留在支架放煤口的后方而丢到采空区，如果放煤步距小于支架放煤口的纵向尺寸，则必然有一部分矸石处于放煤口的上方，放煤时这部分刚石被一并放出。根据我国放顶煤工作面的实际情况，确定放顶煤步距时可用以下经验公式：L=（0.15～0.21）H式中：L——放煤步距，m。h——放煤口至煤层顶板的垂高，m。一般为0.8～1.2m。煤层厚度为7.5米，h取1.0米。L=0.19×6.5=1.2m所以确定放煤步距为1.2m,即割一刀放一次顶煤。放顶煤日循环输为12个。6.5.4回采和掘进工作面劳动组织形式采煤工作面的劳动组织是以循环作业为基础的，但是劳动组织形式也会直接影响到循环的完成情况，从而影响工作面的