五阳煤矿78采区设计毕业设计

潞安职业技术学院2011级毕业设计（论文）PAGE摘要五阳矿位于潞安矿区东北部。属黄土高原的低山丘陵地采，地势较为平坦，呈南高北低。大多为黄土所覆盖，局部零星出露中奥陶系地层及二叠系地层，冲沟发育。最高点位于南文王山北断层附近，海拔为﹢945.50m，最低点位于漳河河谷，海拔﹢854.00m，最大高差为91.50m。本设计截取五阳煤矿78采区的一部分进行设计，设计生产能力为1.0Mt∕a。井田内的煤层主要分布在二叠系下统的山西组和石炭系上统太原组。共含煤13层，包括可采煤层2层，大部可采煤层1层，局部及偶尔可采10层，总厚度13.31m，含煤系数8.17%；其中3#、15#煤层为采矿证批准开采的煤层，本次均对其储量进行了估算，平均总厚度8.62m，可采含煤系数5.07%。根据煤层赋存情况，设计确定采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法。目录TOC\o"1-4"\h\z\u前言 1第一章矿井概况 3第一节矿区概述 3一、地理位置及交通条件 3二、地形地貌及河流 3三、气象条件 4四、地震情况 4五、矿井周边小煤窑情况 4第二章采区地质特征 6第一节井田地质特征 6一、地层地质构造 61.断层 62.陷落柱 73.节理裂隙 84.河流冲刷 85.构造复杂程度 9二、煤层和煤质 101、煤层 102、煤质 10三、水文地质概况 131.矿井涌水点概况 132.涌水量计算及结果 14四、其他开采技术条件 141.顶底板地质特征 142.瓦斯、煤尘和煤的自然 153.地温地压 164.环境地质 16第三章采煤方法及采区巷道布置 19第一节采区地质条件与采煤方法的选择 19一、采区位置 19二、采煤方法的选择 19三、采煤工艺与机械配备 201、采煤工艺 20第二节采区巷道布置和要素 21一、采区布置方式方案 22二、综放工作面布置 23三、方案的比较与选择 23第三节回采工艺与劳动组织 24一、投产工作面概况 24二、回采工艺 24三、支护控制 25四、劳动组织 25第四章采区运输、防排水与供电 27第一节运输系统和运输方式 27一、运输系统 27二、煤炭运输 27三、辅助运输 28第二节运输设备 28第五章采区通风与安全 28第一节概况 28一、瓦斯 28二、煤尘 29三、煤层自燃倾向性 29第二节风量的计算 29一、日产量及瓦斯情况 29二、矿井风量计算 29第三节矿井通风系统和风量分配 33一、通风方式及通风系统 33二、风量分配 33第四节矿井负压、等积孔和扇风机 33一、扇风机 33二、矿井负压 34三、矿井等级孔 34第五节安全生产技术措施 35一、煤尘爆炸的防治措施 35二、水灾预防措施 36三、火灾预防措施 37四、顶板事故预防措施 37第六章采区巷道规格及支护方式 39第一节回采巷道布置 39采区巷道布置 39第七章采区设备选型及计算 40第一节设备选型计算 40一、主要机械设备选型 40第八章主要技术经济指标 46参考文献 50中国矿业大学（北京）2008级本（专）科生毕业设计（论文）PAGE2PAGE2前言潞安矿区位于太行山中段西侧，长治盆地之西部。隶属的五阳井田位于矿区东北部。纵观其地貌特征，属黄土高原的低山丘陵地采，地势较为平坦，呈南高北低。大多为黄土所覆盖，局部零星出露中奥陶系地层及二叠系地层，冲沟发育。最最高点位于南文王山北断层附近，海拔为﹢945.50m，最低点位于漳河河谷，海拔﹢854.00m，最大高差为91.50m。本井田主要河流为浊漳河西源和南源，属海河流域漳河水系，浊漳河南源由南而北经井田南部，其支流有绛河、岚水、淘清河等。浊漳河由西向东流入井田北缘，其支流有淤泥河，南、西二源在井田中央与西源汇合后，由南而北穿越井田，至襄垣城东与浊漳河北源汇合流出五阳井田。本设计截取五阳煤矿78采区的一部分进行设计，设计生产能力为1.0Mt∕a。设计中存在的问题：地质报告基本能满足矿井设计的要求，但在本次设计中存在以下问题，需要进一步补充和完善：1.井田周围众多的小煤窑破坏区和采空区范围与目前实际情况可能有变化，应进一步核实；2.由于地质资料中对储量、涌水量的估算仍采用旧的标准，可能在实际掘进过程中有变化，应进一步加强管理。3.由于学习过程中对知识的掌握程度不够全面，以及实际工作中的知识面仅局限于矿井回采、掘进设计，使本设计中存在不少漏洞和不足，希望各位专家及指导老师提出批评意见及建议。

第一章矿井概况第一节矿区概述一、地理位置及交通条件榆黄公路自本井田穿过，西距208国道1km。五阳煤矿距襄垣城约3km，距长治市约215km。潞安矿区的公路网连接着整个矿区，矿区至长治、太原等地均有汽车相通，交通“四通八达”。二、地形地貌及河流潞安矿区位于太行山中段西侧，长治盆地之西部。隶属的五阳井田位于矿区东北部。纵观其地貌特征，属黄土高原的低山丘陵地采，地势较为平坦，呈南高北低。大多为黄土所覆盖，局部零星出露中奥陶系地层及二叠系地层，冲沟发育。最高点位于南文王山北断层附近，海拔为﹢945.50m，最低点位于漳河河谷，海拔﹢854.00m，最大高差为91.50m。本井田主要河流为浊漳河西源和南源，属海河流域漳河水系，浊漳河南源由南而北经井田南部，其支流有绛河、岚水、淘清河等。浊漳河由西向东流入井田北缘，其支流有淤泥河，南、西二源在井田中央与西源汇合后，由南而北穿越井田，至襄垣城东与浊漳河北源汇合流出五阳井田。三、气象条件本区属暖温采大陆气候。年平均气温8.9℃，月平均最低气温-6.9℃（一月），最高气温22.8℃（七月）。年降水量为414—917mm，年平均为583.9mm。年蒸发量为1493.8—1996.6mm，年平均为1731.84mm。降水量多集中在7、8、9、三个月。日最大降水量为109.7mm（1972年7月7日）。风向多为西北风，最大风速为14—20m∕s。冻土期为每年11月至次年4月，最大冻土层深度为55cm。四、地震情况据GB18306-2001图A《中国地震峰值加速度区规划图》，本区为6级烈度区。五、矿井周边小煤窑情况据五阳矿现有的资料，目前井田内共有小煤矿31座。其中已关闭16座，在采15座。小煤矿多分布于井田的北、东及东南部边缘地采。从其分布的位置和五阳矿目前的开采情况看，只要小煤矿严格按照圈定的矿界开采，均不会对大矿的安全生产构成直接的影响。城关镇兴庄煤矿、城关镇联营煤矿、金星煤矿、西关。村煤矿、王家庄煤矿分布在小黄庄断层以北的区域，均开采山西组3#煤层。由于小黄庄断层的天然阻隔，其开采对本矿的安全生产不会构成威胁。东山煤矿、东山底红星煤矿、芦沟村煤矿、西山底联矿、天仓煤矿、大道二坑煤矿、七五矿二坑口、崔家庄煤矿、襄林煤矿、果园村军办煤矿等位于五阳矿报废空采区内，除芦沟村煤矿（以关闭）开采太原组3#煤层外，其余矿均开采山西组3#煤层。只要小煤矿不越界开采也不会对矿井的安全生产造成影响。另外城关镇十字道煤矿地处小黄庄断层以南紧靠小黄庄断层的部位，开采山西组3#煤层。从目前的情况看，若小煤矿不越界开采同样也不会影响大矿的安全生产。但从以往的情况看，小煤矿越界开采比较严重，并且时有发生，给大矿的安全生产造成了很大的麻烦。如1988年五阳煤矿的井下特大透水事故就是因为小煤矿的越界开采造成的。因此，在以后对小煤矿的管理中要接受这血的教训，对小煤矿严格管理，形成定期检查制度，发现问题，及时解决，排除隐患，防患于未然，确保大矿的安全生产。第二章采区地质特征第一节井田地质特征一、地层地质构造五阳井田属潞安矿区。潞安矿区位于华北地台山西台背斜，沁水煤田中东部边缘。地层发育与华北地台其它地区一样，结晶基底为太古界、下远古界地层，其上发育了寒武系、奥陶系、志留系、泥盆系、下石炭系、白垩系、下第三系等地层。区域内个时代地层均有。五阳井田所在地层地质构造存在以下几个特点：1.断层在褶皱形成的过程中，由于背斜轴部张引力的作用，发育有高度角正断层，构成地垒、地埑构造，它们是五阳井田常见的断层组合形式，直接控制和影响含煤岩系的分布、发育规律和煤层开采。井田控制性断层从北向南：西川正断层、王家庄正断层、小黄庄正断层、崔家庄3#、2#、1#正断层、文王山北正断层落差均大于100m，落差在100—10m的中型断层有：东南上正断层、仓上1#、2#正断层、西王桥正断层、南峰正断层、西大巷正断层、果园正断层、东周正断层等。详见报告附表一。区内共有揭露大小断层198条：其中正断层195条、逆断层3条。按落差大小统计：大于50m断层11条，大于10m小于50m断层27条，1—5m断层81条，小于1m断层62条。均不同程度的影响生产。除个别逆断层外，均为高角度正断层，断层倾角65°—85°一般为70°—75°。断层延伸方向分两组，其中主要一组为NEE向，常在N60°—85°E；另一组为NE向，常在N45°—50°E之间。2.陷落柱五阳井田内岩溶陷落柱较发育，从目前钻探和生产资料来看，岩溶陷落柱主要集中在天仓向斜轴两侧，共发现51处，其中井下揭露42处，钻孔揭露2个，电法勘探发现7处，横截面大多呈椭圆行，长短轴比一般为20:17，长轴多垂直于底板等高线，即与构造线方向近垂直，短轴则平行于构造线方向。柱体截面大小不一，最大可达97750㎡一般为4400㎡，接触面呈锯齿状，常以75°—85°倾角的反漏斗状向深部延伸。已揭露的陷落柱多在403—450水平，因大部分处在奥灰水位之上，所以一般无水。从揭露的陷落柱分析，具有以下特征：①陷落柱密集分布于天仓向斜轴附近约600m的范围内，与向斜轴中和面以下的拉张性破碎采有关，有利于地下水的流动及岩石崩塌而形成陷落柱。②陷落柱长轴方向多与向斜轴垂直，这与拉张断裂有关，在平面上陷落柱相对密集。③陷落柱附近常伴有小断层，如6#与25#陷落柱。④陷落柱接触面呈锯齿状。⑤柱体内岩性杂乱无章，大小不等，产装不好，岩性胶结不好。⑥陷落柱个别渗水，如25#陷落柱，打钻微渗水，27#、28#陷落柱漏水，特别是6#陷落柱1984年发生突水。⑦陷落柱相对下沉距离为30—80m。⑧柱体内掘进巷道压力大，易发生底鼓，如2#陷落柱。⑨南-16钻孔在420m揭露陷落柱，上段420—496m，软岩层较破碎，破碎层段岩芯采取率82%，496m以下岩芯产状明显紊乱，倾角30°—90°不等，说明重力下流作用较大。⑩沿陷落柱接触采煤层变得破碎、松软，其产状变化不大。在地形、地貌上无明显特征。3.节理裂隙井田内常见和断裂方向一致的两组裂隙，一组为北70°—80°东，另一组为北90°—120°东，夹角30°—40°，多呈隐裂隙和闭口裂隙。风化裂隙在基岩风化面35m—40m深度内很发育，多以开口状出现，裂隙面呈缓波状，有时平直光滑，裂隙采多被一些泥质充填。4.河流冲刷井田内河流原生冲刷在3#煤层中上部，岩性多为中粒灰白、灰黑色砂岩，呈不规则包裹于煤层中，其特点是煤层伪顶板及底板正常，煤层结构正常，在东三、东二、东四采区均可见到。后生冲刷在煤层上部常见伪顶，直接顶被河床、河漫滩冲刷，沉积有中细粒砂岩和砂质泥岩，含少量植物化石，具层理。其特点是：面积大，顶板薄，无伪顶，顶板岩性多为砂岩，在东二、东三、东四采区均可见到。5.构造复杂程度综上所述，影响本井田煤层构造复杂程度的因素主要为断层和褶皱，陷落柱和河流冲刷次之，节理裂隙一般对巷道支护方式和支护参数的选择影响较大，不会对煤层开采有大的影响。到目前为止，井田内发现落差大于50m的断层11条，10—15m的断层17条，密度为0.35条／k㎡；小于10m的断层有170条，密度为2.15条／㎡；总计198条。向、背斜6条，轴向为北东东。以上构造分布和产状有一定规律。井田内发现陷落柱50个，密度为0.63个／k㎡，分布较有规律。井下煤层附近偶见河流冲刷现象。通过以上分析，依据《煤、泥炭地质勘查规范》，确定井田构造复杂程度为中等。二、煤层和煤质1、煤层（1）含煤性井田内的煤层主要分布在二叠系下统的山西组和石炭系上统太原组。共含煤13层，包括可采煤层2层，大部可采煤层1层，局部及偶尔可采10层，总厚度13.31m，含煤系数8.17%；其中3#、15#煤层为采矿证批准开采的煤层，本次均对其储量进行了估算，平均总厚度8.62m，可采含煤系数5.07%。2、煤质（1）煤的物理性质3#煤：为黑色，细中条采状结构，层状构造，条痕色为黑色，强玻璃光泽，裂隙较发育，呈阶梯状或贝壳状断口。经取样测试3#煤视相对密度为1.35、1.41；散密度为849—950千克每立方米；安息角为37.2—37.3度；摩擦角为20—24度。15#煤：为黑色，细中条采状结构，层状构造，条痕色为黑色，金刚光泽，裂痕发育，呈阶梯状或参差状断口。经取样测试15#煤视相对密度为1.40和1.42.（2）煤岩特征①宏观煤岩特性：3#煤：煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤及丝炭条采。煤岩类型以半亮型为主，半暗型次之。15#煤：煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条采和丝炭透镜体，含黄铁矿结核。煤岩类型以半亮型为主，半暗型次之。②显微煤岩特征：各煤层的显微煤岩资料不多，根据南-14号孔煤芯样，3#煤的显微煤岩特征：有机组分以镜质组为主，惰质组次之，无极组分以粘土类为主，见硫化铁类，粘土类呈透镜状、浸染状，硫化铁类的黄铁矿呈颗粒状，偶见次生方解石。（3）煤的化学性质根据核查地质报告，主要开采的3#煤层煤质特征如下：3#煤层Ⅰ工业分析水份：原煤0.75-0.90%，平均0.79%。灰份：原煤15.31-25.61%，平均19.93%。挥发份：原煤18.64-20.45%，平均19.36%。Ⅱ有害成分硫份：原煤0.31-1.06%，平均0.49%。Ⅲ工艺性能发热量：原煤34.36-35.58MJ/kg。胶质层厚度：9.1-12.6mm，平均11.1mm。罗加指数：47.40-90.41%，平均62.47%。体积曲线：呈微波状和平缓下降。Ⅳ焦渣特征粘结性多为4-5.（4）可选性据核查地质报告资料，用分选比重±0.1含量法，对2号煤层按五个、三个假定灰分要求分别进行可选性评价，分选比重为1.50±0.1，可选性分别达“易选”和“中等可选”，分选比重为1.85±0.1，可选性分别达“极易选”，详见下表3#煤层可选性评价表假定精煤灰分理论分选比重精煤理论产率±0.1含量可选性等级8.01.43756.948.9极难选9.01.49865.740.3极难选10.01.4271.034.65难选11.01.5077.511.95易选12.01.81579.48.8极易选（5）煤类的分布在平面的分布上3#煤以瘦煤和贫煤为主，次为贫煤；15#煤以贫煤为主，少量贫瘦煤。（6）煤的工业用途评述根据各煤层特征和煤的化学工艺性质对煤的工业用途评述如下：3#煤为低灰、特低硫、低磷、特高热值、较高软化温度灰、极易磨、高热稳定性中等易选的贫煤、贫瘦煤、瘦煤。其中贫煤可广泛用于电力、冶金、高炉喷吹、气化、化工、建材等行业；贫瘦煤、瘦煤可作炼焦配煤。15#煤为中灰、中硫、中高硫、低磷、特高热值、较高软化温度灰的贫煤、贫瘦煤、洗选脱硫后是良好的动力或工业用煤及民用燃料，煤的工业用途综合评价见表。三、水文地质概况1.矿井涌水点概况正常采掘活动中的涌水量变化受下列因素影响：（1）巷道掘进过程中，受含水层富水性影响，如穿越富水性强的含水层时涌水量会增大：（2）在3#煤层回采过程中，受工作面所处的水文地质环境影响。如在应力集中采，即顶板破碎采较高处，涌水量也会增大。五阳矿发生重大突水事故水源可分为：地表上，如河流、山洪；老空水和强含水层中的水。而冲水通道也分为三类，一是地面水源经倒水构造—断层、裂隙和小煤窑直接灌入井下。五阳矿地质条件复杂，地面浊漳河与淤泥河交汇于矿区内，再加上区内小煤窑星罗棋布，并且常和五阳矿的井下工程贯通。如有两次突水都是地面山洪经小窑直接灌入井下而造成；二是旧巷道。因历史原因，一些老窑、空巷无资料可查，在井下巷道掘进中极易揭露这些巷道，从而导致突水事故发生，如东二皮带巷和7511回风巷的突水；三是采掘揭露强含水层。如东四石门开凿时，因揭露K4灰岩强含水层而导致的突水。2.涌水量计算及结果根据以上分析，该矿井目前需要计算的矿井涌水量是+600水平的水量，再对+760水平的水量计算已失去了意义。因此如果用矿井总涌水量作为比拟法相关因素计算，其结果将会有很大偏差；另外，在用其他方法来预算涌水量时，如果依然沿用很早以前的相关参数，使得预计矿井涌水量与实际也会有很大偏差，而不能正确指导矿井生产。四、其他开采技术条件1.顶底板地质特征五阳矿区目前主要采煤层为3#煤层。原矿区加上南峰扩大区，总面积约为48k㎡。从钻孔柱状统计看，3#煤顶板大致可分为：伪顶、直接顶及老顶。局部直接顶与老顶合并；而直接底和老底稳定，只局部发育有伪底。该井田顶、底板为一套砂岩、泥岩与砂质泥岩互层岩性。据调查3#煤层顶板初次来压步距为16—17m、周期来压步距为8—10m.以往地质工作者在五阳煤矿原采区内做了大量工作。根据煤炭部《关于缓倾斜煤层工作面顶板分类方案》，基本上将原井田顶板定性为Ⅱ级Ⅱ类顶板。在南峰扩大区进行补充勘探时，分别对南—12、南—14和南—47等三个钻孔3#煤层顶底板岩石取样15组，并做了力学性质试验3#煤层泥岩顶板的平均单向抗压强度为38.6—51.9Mpa，细粒砂岩顶板的平均单向抗压强度为57.0—74.1Mpa；而3#煤层泥岩底板的平均单向抗压强度为30.6—56.4Mpa，平均单向抗拉强度为2.23Mpa；砂质泥岩底板的平均单向抗压强度为38.9Mpa；细沙砂岩底板的平均单向抗压强度为57.6—68.2Mpa，平均单向抗拉强度为2.52—2.56Mpa。2.瓦斯、煤尘和煤的自然（1）瓦斯五阳煤矿2003年按照《煤矿安全规程》的要求，又对3#煤层矿井瓦斯等级及二氧化碳进行鉴定，瓦斯相对涌出量为8.99m3/t，二氧化碳相对涌出量4.81m3/t，属于低瓦斯矿井，从近6年的矿井瓦斯及二氧化碳涌出量的情况统计，可以看出矿井瓦斯涌出量较小，但是由于受各种因素的影响瓦斯赋存极不均衡，局部地方瓦斯涌出量仍然较大，存在高瓦斯区，如76采区瓦斯涌出量曾达到23m3/min，为高瓦斯区。（2）煤尘和煤的自燃3#煤层分别在1996年的补充勘探以及2001年、2004年76采区取样作了煤尘爆炸性和自燃倾向性试验，结果见表。鉴定结果表明：3#煤层煤尘具有爆炸性，属于易自燃煤层，但局部区段3#煤层有可能产生日燃。3.地温地压该矿在勘查期间和开采过程中均未进行过测温工作，且已往报告也未提过该矿地温情况。故推断其井下温度不会偏高，即属于温度正常区，目前应无热害威胁。4.环境地质五阳矿是年产百万吨以上的大矿，经过几十年的开采后势必会对周围的地质环境产生较大的影响，主要表现在以下几个方面：（1）采矿对地下水的影响五阳矿作为一个独立的水文地质单元，其区域内有淤泥河和浊漳河两条河流，经多年的气象观测资料显示，该地区多年来蒸发量大于降水量。因此该区浅层地下水主要由河流补给及区外补给，采区回采后会造成地面沉降，使得3#煤层以上各含水层底部的隔水层下渗透能力增强。该矿近十余年的矿坑排水量较大，一段时间后就会形成以采区为中心的降落漏斗，使得各含水层水位降低，区外地下水及河流补给量增加。因此，区内地下水就会不同程度的受区外工业废水的污水影响。（2）地面沉降地面沉降是煤矿生产必然采来的后果，其沉降量与采空面积、覆盖厚度、采厚、采煤方法及回采工艺、地质构造等有关。同样，五阳矿的多年采掘活动也会在地表造成大面积的沉降。该矿未来的采厚与采深比将在60—100之间，采区地面将很可能会出现地面变形及沉降，因此在将来的采掘活动中，应合理留设保安煤柱，以便保护地面建筑，同时还应加强地面监测工作，找出采掘与地面沉降关系，尽可能科学管理，最大限度减少损失。（3）煤矸石的排放与堆积煤矸石是煤矿生产的负面产品，多年来煤矸石都是自然堆放在矿区附近，在日然堆放的条件下，矸石会释放出大量的二氧化硫及瓦斯等有害气体，从而污染附近空气，另外在降雨溶解和淋滤作用下，矸石走中的有害元素如硫、砷、氟等元素会随雨水进入地表或地下，对地下水和周边地质环境产生一定影响，并间接辐射其它建筑物。针对以上情况建议采取以下措施：①加强对煤矸石的综合利用，减少堆积量，从而减轻其对环境的影响；②设置防护采，最大限度地减少其对周边环境的影响；③对矸石堆放地进行勘察，并留足防护采。对易入渗地采，进行专门防护处理。以减少对地下水的污染。（4）矿井水的排放如果矿井水不经过处理而直接排放于地表河流，将会对地表水和浅层地下水产生严重污染。目前该矿已经对部分矿井水进行了处理，并将用于生产和生活，有效减少了矿井水对环境的污染。第三章采煤方法及采区巷道布置第一节采区地质条件与采煤方法的选择一、采区位置本设计的采区位于井田东部第一水平，北以氧化采保护煤柱为界，西以工业广场为界，南以一水平大巷保护煤柱为界，东部以六二采区为界。该采区南北倾向平均长约2003m，东西走向平均长约1420m，首采采区垂直高约为200m。二、采煤方法的选择合理的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。影响采煤方法的因素有很多，概括起来主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶底板条件、煤质条件及矿井生产能力等。该矿地质报告提供的3#煤层厚度为6.93m，煤层稳定厚度大，全井田可采，含1-2层夹矸，结构简单，煤层顶板为黑色泥岩，底板为泥岩砂质泥岩，属稳定型煤层。该矿井煤层瓦斯含量低，属低瓦斯矿井，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性；地质构造和水文地质条件简单，从煤层赋存及开采技术条件分析，较适宜采用机械化开采，结合目前国内外厚煤层开采的成熟经验，本次设计推荐适合本矿井3#煤层开采的采煤方法为综采放顶煤采煤法。综采放顶煤采煤法的优点：（1）、3#煤层厚度适中，顶板冒放性较好，煤层节理裂隙较发育，有利于放顶煤。（2）、放顶煤开采与分层开采相比，回采巷道简单，工程量少。（3）、每个工作面比普通分层开采多1-2个出煤点，有利于提高工作面劳动效率。（4）、搬家次数少，工作面安装撤出费用省，采掘衔接容易，配备掘进队伍少。（5）、工作面部分产量基本上是依靠地压破煤，自重放煤，吨煤电耗低，生产成本低。（6）、开采技术先进、工艺成熟。综采放顶煤工艺经过多年的应用，技术上已经成熟，其工艺简单，操作方便。随着国家要求提高资源回收率的政策扶植，同类开采条件的矿井普遍采用综采放顶煤工艺，该技术经过多年的生产实践已经证明是适合厚煤层开采的首选工艺。三、采煤工艺与机械配备1、采煤工艺采面工作面采用采煤机割煤，放顶煤支架放煤，可弯曲刮板输送机运煤。采煤机双向割煤，割一刀放一次顶煤，循环回采工序依次为割煤、移架、推前溜、放煤、拉后溜。割煤与放煤平行作业。采煤机采用端头斜切进刀方式，放煤方法为单轮间隔放煤法。具体工艺流程如下：（1）、采煤机割煤：采煤机首先端头斜切进刀，至要求截深后，下方前滚筒，同时抬起后滚筒回割三角煤，然后前后滚筒复原开始割煤。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。（2）、运煤：回采工作面装备可弯曲刮板输送机运煤，在工作面端头配备转载机将工作面运出的煤转载至顺槽可伸缩胶带运输机上。（3）、移架：在采煤机割煤后3-5架开始移架，为了保证工作面暴露顶板及时支护，工作面采用及时支护方式。（4）、移溜：在轻型放顶煤支架及时移架后，退移工作面前部刮板输送机，放顶煤后，滞后支架10-15m拉移后部刮板输送机。（5）、放顶煤：工作面运转正常后，即可进行放顶煤作业，放顶煤前，要先调整后部位置，使刮板输送机处于有利于放煤的工作状态，排头、排尾架不放顶煤，放煤方式为单轮间隔放煤。放顶煤时，当矸石量占放出物1/3时，即停止放煤，遇大块煤放不出时，反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使底煤破碎后顺利放出。各放煤口及转载点设喷雾洒水装置。第二节采区巷道布置和要素一、采区布置方式方案本设计的采区位于井田东部第一水平，北以氧化采保护煤柱为界，西以工业广场为界，南以一水平大巷保护煤柱为界，东部以六二采区为界。该采区南北倾向平均长约2003m，东西走向平均长约1420m，首采采区垂直高约为200m方案一由于本采区内仅采区东部边界处有一村庄，该村庄相对压煤量比较少，考虑该村庄部分搬迁费用过大，故对该村庄边界留有40m安全煤柱。沿3号煤层布置的东回风大巷和东运输两条开拓大巷，大巷之间留设安全煤柱40m沿2号煤层在距井底车场900m处垂直东回、东运输大巷南北方向平行布置采区巷道，即南上山运输和回风、北下山运输和回风。北下山回风、运输和南上山回风、运输巷道之间留设40m的安全煤柱。垂直于南回风巷和南运输巷东西方向布置一个405综放工作面，回采工作面推进方向为由东向西。本方案布置详图见附图一 方案二：开拓巷道布置东运输大巷和东回风大巷，两条开拓巷道均延伸至井田东部安全煤柱处，垂直于东运输大巷和东回风大巷直接布置回采工作面，工作面推进方向由北向南或由南向北。本方案布置详图见附图。二、综放工作面布置综放工作面由一条运输顺槽和一条回风顺槽及工作面组成，采区巷道全部采用梯形断面，矿用工字钢支护。该采区同时布置一个回采工作面和两个综掘工作面，即可满足设计产量和使工作面能够正常衔接。三、方案的比较与选择方案一的优点是：（1）开拓布局合理，能最大限度的提高煤炭回收率。（2）绝大部分工作面可布置850—900m的回采工作面，工作面寿命长，大大减小工作面的搬迁次数，适宜高产高效工作面的大推进度。（3）对新批复的矿井资源进行长远的合理开发利用。方案一的主要缺点：采区巷道系统增加一个运输环节。方案二的主要优点：（1）巷道掘进工程量少，巷道工程投资少，移交达产工作面投产早，见效快。（2）生产系统简单，占用设备少。方案二的主要缺点：（1）工作面推进长度短，工作面寿命短，工作面搬迁次数频繁。（2）不能为北下山开拓布置采区做出整体规划，造成后期布置采区难度大。四.、通过对上述方案的比较，方案一的优点突出，能为全矿井后期服务做出长期规划，明显优于方案二。本设计推荐方案一，根据本采区内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能及矿井设计生产能力等因素，确定回采工作面长度为180m，回采工作面日循环3次，月推进度108m第三节回采工艺与劳动组织一、投产工作面概况该设计投产工作面为78工作面，本工作面采用长壁后退式低位放顶煤一次采全高的综合机械化开采方法，全部跨落法管理顶板。工作面运输、回风顺槽均为900m，工作面长度180m，两顺槽均采用工字钢支护。二、回采工艺1、采煤工艺割煤—装煤—移架—推前部溜—放顶煤—拉后溜—转载机推移—缩皮带机尾—走电器列车—两巷搬迁绞车2、采高3.1m，房顶2.5m，低位放顶一次采全高，循环进度0.6m。3、采煤机进刀顺序描述初采初放：当工作面推至15—20m或顶板已全部跨落且压力大于20Mpa时方可放煤、放煤循环步距0.6m，即采煤机割一刀放一次顶煤，采用采放平行交替作业的方式。割煤采用斜切进刀方式，采煤机在机头（尾）处插到，滚筒必须割够20架，两滚筒全部切入媒体后，方可推进机头(尾)，然后调换前后滚筒上下关系向机尾（头）割煤，接着顺利移架、顶溜、清理浮煤。机组上下运行时，按运行方向前滚筒始终割上刀煤，后滚筒割下刀煤。三、支护控制本工作面采用液压支架支护，中间架为ZFS6100/21/33型，共113架，端头架组为ZFSD5600(3500+2100)/22/35型，共1架，过度架（即机尾架）为ZFSG6800/22/33型，共6架，采面共120架。四、劳动组织劳动组织见劳动组织附表劳动组织表工种一班二班三班检修班合计综采队长1副队长1113采煤司机22217支架工44412清煤工44412超前工44412转载机司机1113煤溜司机电工2226泵工1114电工11114验收员11114液检工11114采煤机修理工22228支架检修工11124三机修理工45总计2525251389第四章采区运输、防排水与供电第一节运输系统和运输方式一、运输系统1、煤——运输顺槽——南上山运输大巷——东运输大巷——井底煤仓——主斜井——地面储煤场。2、料——副井——井底车场——东回风大巷——南回风大巷——7805回风顺槽→工作面附：运输系统示意图二、煤炭运输根据井田开拓方式及煤层赋存条件，大巷运输方式采用胶带输送机，带式输送机还具备以下优点：1、运输巷道允许稍有起伏不平的状况，适应多开煤巷少开拓的情况。2、不需要设调度车场，系统简单，用人少。3、煤炭、辅助运输互不干扰，可提高辅助运输的效率及速度。4、安全性能好，据有关资料介绍，事故概率是矿车的6.4%。三、辅助运输根据煤层赋存条件，为简化运输系统，辅助运输采用调度绞车牵引1吨矿车运输。调度绞车对巷道的坡度、弯度适应性强；巷道设置简单，投资少，使用方便，管理简单。辅助运输选用JD-1.6型绞车。第二节运输设备通过选型计算，集中运输巷采用STJ-1000/2×90和SJ-800/2×55落地皮带机运输原煤，集中回风巷辅助运输采用JD-1.6型调度绞车运输。第五章采区通风与安全第一节概况一、瓦斯根据山西省煤炭工业厅晋煤安发【2010】1135号文件“关于长治市2010年度年产100万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”。该矿2010年度瓦斯鉴定结果，瓦斯相对涌出量8.99m3/t；二氧化碳相对涌出量4.81m3/t，属低瓦斯矿井。二、煤尘2010年4月28日由长治市煤炭中心化验室提交的检验报告，本矿3号煤层煤尘爆炸指标为：火焰长度90mm，扑灭火焰岩粉用量为45%，为煤尘有爆炸性危险。三、煤层自燃倾向性2010年4月28日由长治市煤炭中心化验室提交的检验报告，该矿3号煤层的吸氧量0.7cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ，说明2号煤层属自燃煤层。第二节风量的计算一、日产量及瓦斯情况五阳煤矿日产8200t，该矿2010年度瓦斯等级鉴定结果，瓦斯相对涌出量8.99m3/t；二氧化碳相对涌出量4.81m3/t，属于低瓦斯矿井。二、矿井风量计算根据《煤矿安全规程》第103条规定，矿井需要的风量应按以下要求分别计算，并选取其中最大值：（1）矿井总进风按人数计算：Q矿=4×N×K矿通式中：N：井下同时工作的最多人数，110人。K矿通：矿井通风系数，取1.15。则：Q矿=4×110×1.15=506m3/min=8.43m3/s（2）按采煤、掘进、独立硐室及其他地点实际需风量的总和计算∑矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他）K矿通K矿通：矿井通风系数，取1.25A、采煤工作面实际需要风量计算（1）、按瓦斯涌出量计算：Q＝100×Q瓦×Km3/min式中：Q瓦—工作面瓦斯绝对涌出量为4.27m3/minK—瓦斯涌出不均衡系数，取1.4故Q＝100×4.27×1.4＝597.8m3/min=9.96m3/s（2）、按工作面人数计算：Q＝4×N＝4×32＝128m3/min=2.1m3/s式中：32—工作面同时工作最多人数。（3）、按工作面温度计算：Q＝60×Vc×SC×Ki式中：Vc—温度取20℃，查表得1m/sKi—工作面长度系数，1.0SC—采面平均断面积,取工作面最大控顶距7.1m和最小控顶距6.5m,采高2.8m，则回采工作面有效断面积为15.23m2Q＝60×Vc×SC×Ki=60×1×15.23×1=913.8m3/min=15.23m3/s（4）、按风速验算：按最低允许风速要求的工作面风量为：Q小＝15×m×b大＝15×2.8×7.1＝298m3/min＝4.97m3/s按最高允许风速要求的工作面风量为：Q大＝240×m×b小＝240×2.8×6.5 ＝4368m3/min＝72.8m3/s式中：m—采高。mb大—最大控顶距。mb小—最小控顶距。m经验算：∑Q采=15.23×1.5=22.85m3/sB、掘进工作面风量计算（1）、按瓦斯涌出量计算：Q＝100×Q瓦×Km3/min式中：Q瓦—掘进工作面瓦斯绝对涌出量为0.24m3/minK—瓦斯涌出不均衡系数，取2故Q＝100×0.24×2＝48m3/min=0.8m3/s（2）、按工作面人数计算：Q＝4×N＝4×20＝80m3/min=1.33m3/s式中：20—工作面同时工作最多人数。（3）、按局部通风机吸风量计算Q=Qf×I+60×0.25S式中：Qf：局部通风机额定风量，240m3/minS:掘进巷道断面积Q运输=240×1+0.25×11.4=411m3/min＝6.85m3/sQ回风=240×1+0.25×10.2=402m3/min＝6.55m3/s根据上述计算知，按局部通风机吸入量计算的风量最大。经风速验算，掘进工作面风速满足要求。∑Q掘=6.85+6.55=13.4m3/s硐室需风量计算主变电所：2m3/s采区变电所：2m3/s∑Q硐=4m3/s井下其他巷道需风量按采煤、掘进和硐室和的5%考虑，则：Q硐=（22.85+13.4+4）×5%=2.01m3/s，但本矿开采多年，矿井有漏风现象，所以其它风量取8m3/s。∑矿进=（22.85+13.4+4+8）×1.25=60.31m3/s所以，矿井的总风量为60.31m3/s。第三节矿井通风系统和风量分配一、通风方式及通风系统矿井采用机械抽出式通风方式，中央边界式通风系统。回采工作面采用“U”型通风方式;井下共配备两个掘进工作面，采用局扇压入式通风;井下的主排水泵房、中央变电所、采取变电所采用单独通风。二、风量分配回采工作面配风：22.31m3/s掘进工作面配风：11m3/s×2=22m3/s主变电所：3m3/s采区变电所：3m3/s其他地点配风：10m3/s第四节矿井负压、等积孔和扇风机一、扇风机五阳煤矿现有六台BDK54-6-No20B型对旋式轴流风机，三台工作，三台备用。配用电机为YBFe315L1-6型，电压6kv，功率2×220KW，转速980rpm。掘进工作面局部通风机型号FBDNO5.6/2×11，共四台，其中两台工作，两台备用，电压为660V，功率为2×11KW。二、矿井负压当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时，通风最容易和最困难两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公示如下h摩=LPQ2a÷S3式中：h摩—摩擦阻力，Paa—摩擦阻力系数L—巷道长度，mP—巷道净周长，mQ—通过巷道风量，m3/sS—井巷净断面积，m2经计算：矿井通风容易时期进风量为60.31m3/s，负压为1208Pa；矿井通风困难时期进风量为60.31m3/s，负压为2409Pa。矿井通风容易及困难时期负压计算见表三、矿井等级孔等级孔计算：A=1.19Q/h1/2式中：A—等级孔，m2Q—风量，m3/sh—风压，Pa容易时期：A大=1.19×54/12081/2=1.85m2A小=1.19×54/24091/2=1.31m2矿井前后期通风难易程度均属中等。第五节安全生产技术措施一、煤尘爆炸的防治措施该矿煤尘均具有爆炸危险性，必须采取以下的防尘措施：1）、采煤工作面必须采取喷雾、洒水和其它防尘措施，降低工作面煤尘浓度。2）、采用湿式打眼、冲刷巷帮、水炮泥封孔爆破、放炮喷雾、装煤洒水和净化风流等综合防尘措施，以降低煤尘发热量。定期清扫巷道和进行冲洗煤尘、刷浆工作，以减少巷道中堆积的煤尘，并经常测定巷道中的煤尘浓度。3）、井下设置完善的洒水降尘系统，在输送机及其他煤炭转载点配备喷雾洒水装置或设置捕尘器，生产中必须保持喷雾洒水系统的完好性。4）、各巷道严格按《煤矿安全规程》的要求设置隔爆水棚。5）、采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。6）、采掘机械均应安装有效的内外喷雾装置，严禁干式作业。加强通风管理、控制巷道风速，防止煤尘飞扬。井下所有局扇均需安设除尘器。7）、在工作面回风顺槽和掘进工作面设净化风流水幕。8）、定期用水清洗或人工清扫巷道的浮煤。二、水灾预防措施根据地质资料，本矿开采时间较长，采（古）空区积水是矿井主要的充水原因之一，因此必须做好防水工作。1）、井下人员发现透水事故，应立即报告调度室，并以最快的方式通知附近地区的工作人员按照规定的避灾路线撤出。2）、若出路已被水隔断，要迅速寻找井下位置最高、离井筒或大巷最近的地方躲避，同时设法发生呼救信号。3）、注意防止透水空间放出的有害气体引起中毒、窒息，此时应立即戴好自救器进行撤离。4）、定期清理井底水仓、水沟。5）、在井下中央水泵房、主变电所通道内设防水密闭门，泵房地面高出泵房入口处巷道底板0.5m以上。发生水灾时，关闭密闭门。6）在井下主要巷道中布置水沟，水沟断面面积满足矿井正常涌水、最大涌水时的排放要求，井下巷道低洼处配备小水泵，将积水排放至水沟流至井底水仓。三、火灾预防措施该矿2号煤层属于自燃煤层，自燃倾向性等级为II级。1）、及时清理可燃物，井下使用的棉纱头、布块、各类油料，以及巷道内的废坑木及时清理出井。2）、加强用电管理，井下所有设备符合国家及行业规定。3）、机电硐室的支护采用不燃性材料支护，并设置防火门。4）、主扇风机设有反风设施；在地表塌陷的地方，要及时填土方平整，防止矿井漏风，造成矿井火灾事故的发生。5）、加强下井人员检身制度，严禁将打火机、火柴、烟草等物带入井下。矿工劳动服、手套、毛巾等物品严禁以能发生静电的化纤织物制作。四、顶板事故预防措施1）、工作面运输巷和回风巷距工作面20m范围内加强支护，并有专人维护；金属顶梁和单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后，必须进行检修。检修好的支柱，必须进行压力试验，合格后方可使用。2）、液压支架必须接顶，顶板破碎时支柱前探梁要及时护顶护帮。3）、在生产中应加强顶板管理和顶板矿压观测，坚持敲帮问顶制度。4）、生产巷道要经常检查、维修、工作面支护设备保证合格，损坏的支架、顶梁禁止使用。5）、当工作面推进一定距离后，顶板垮落不下来时，一定要采取强制放顶措施，防止采空区大面积冒顶。第六章采区巷道规格及支护方式第一节回采巷道布置一、采区巷道布置布置采区回采巷道是为了把回采工作面和矿井主要开拓巷道联系起来，构成运输、动力、通风等生产系统，以保证连续不断的进行回采。采区巷道布置依据及要求：依据①地质条件；②设计资料，如年产量，开拓方式等；③符合生产设计规范并且技术装备满足要求。要求①合理的集中生产；②合理的生产能力；③合理的服务年限；④良好的经济效益。根据本矿井的实际情况，回采巷道分采运输巷和分采轨道巷采用沿空掘。为满足综放工作面生产运料和通风的要求，分采运输巷的断面积设计为9.6㎡，分采轨道巷的断面积设计为9.9㎡。二、巷道支护方式根据所选取的采区集中巷断面，结合实际矿井的实习经验，决定采取轨道集中巷和运输集中巷均采用锚喷的支护方式，而分采巷道采用锚网支护方式。第七章采区设备选型及计算第一节设备选型计算一、主要机械设备选型采煤工作面主要设备配备有悬移支架、采煤机、可弯曲刮板输送机、转载机、乳化液泵站、喷雾泵站、顺槽胶带机等组成。采煤机：3号煤层以一个长壁综采工作面，两个综掘工作面来保证年产1.0mt/a的生产能力，长壁综采工作面日产量应在3030t左右，设计按采高2-3.5m、滚筒截深0.6m，采煤机总装机功率700kw。经计算该采煤机能够满足要求。根据目前国内情况，以及矿方确定综采工作面选用MGTY300/700-1.1D型采煤机，其主要技术参数见表7-1-1。经验算该采煤机能够满足要求在选择配套刮板输送机、转载机、顺槽可伸缩带式输送机设备时，考虑了生产矿井实际情况和计算的生产能力两方面的因素，并遵循运煤系统的能力要大于采面20%为宜的原则。采煤机技术特征表表7-1-1型号采高（m）电机功率（kw）滚筒直径（mm/2）截深（mm）牵引速度（m/min）机面高度（mm）重量（t）MGTY300/700-1.1D2-3.57001800/20000.60-7/7-12.8154847B、工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型要满足以下三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应，采煤机生产能力为：Q=60VMBRµ=60×2.0×3.1×0.6×1.35×0.9=271（t/h）式中：Q：采煤机小时割煤量，t/hV：采煤机牵引速度，取2.0m/minM：割煤厚度，取0.6mB：截深，取0.6mR：煤的容重，1.35t/m3µ:有效割煤系数，取0.9二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。三是运输机长度与工作面长度相一致。考虑上述因素，选用SGZ-764/630型可弯曲刮板输送机，其主要参数如表7-1-2。刮板输送机技术特征表表7-1-2型号SGZ-764/630铺设长度（m）输送能力（t/h）刮板链速（m/s）中部槽（长×宽×高）（mm）电机功率（KW）电压等级（V）25010001.11500×724×3002×2001140C、顺槽转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸带式输送机相匹配，为此选用SZZ/800/315 型转载机，其主要技术参数见表7-1-3.转载机技术特征表表7-1-3型号出厂长度（m）输送能力（t/h）电机功率（KW）电压等级（V）牵引速度（m/min）机面高度（mm）SZZ/800/31550200031511400-7/7-12.81548D、顺槽可伸缩带式输送机顺槽胶带机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面生产能力为Q=271t/h，取输送机带速2.5m/s，则：B=Q/(KVRC)=271/（400×2.5×1.0×1）=0.27m式中：B：胶带宽度，m；K：货载截面系数，β=25°时，K=400R：货载集散容重，取1.0t/m3C：输送机倾角系数，α=0-10°时，C=1根据计算选用可伸缩带式输送机主要技术参数见表7-1-4。转载机技术特征表表7-1-4型号输送能力（t/h）输送长度（m）带速（m/s）电压等级（V）电机功率（KW）DSJ100/100/2×90100010002.56602×90E、液压支架根据地质报告，2号煤层顶板为黑色泥岩粉砂岩，顶板较稳定，底板为砂质泥岩，未发生底鼓现象，结合定货情况设计选用ZFS6100/21/33液压支架。（1）工作面顶板压力估算：P=（6倍采高×岩石容重+顶煤厚度×顶煤容重）×基本顶失稳动载荷系数工作面采高3.1m，顶板岩石平均容重取2.61t/m3。基本顶失稳的动载荷系数，取1.3则工作面顶板压力为：P=（6××3.1＋1.77＋1.35）×1.3=50.95（t/m3）=0.51pa（2）每架支架所需工作阻力q=P×S式中：P：工作面顶板压力，t/m3S:每架支架支护面积，㎡（3）ZFS6100/21/33型液压支架每架工作阻力6100kN，支护强度0.85Mpa，大于倍采高时顶板压力，故能够满足支护要求，支架选型合理。液压支架主要技术参数见表7-1-5。液压支架技术特征表表7-1-5型号工作阻力（kN）初撑力（kN）支护高度（m）支架中心距（mm）支护强度（Mpa）重量（t）ZFS6100/21/33610052352.1/3.315000.85-0.9022.6过渡支架选用ZFSG6800/22/33，其技术参数见表7-1-6。过渡支架技术特征表表7-1-6型号工作阻力（kN）初撑力（kN）支护高度（m）支架中心距（mm）支护强度（Mpa）重量（t）ZFSG6800/22/33680052182.2/3.315000.87-0.9426.1G、端头支架端头支架选用ZFSD5600（3500+2100）/22/35，其技术参数见表7-1-7。3、工作面巷道布置本设计中综采工作面巷道采用单巷布置，即一条运输顺槽和一条回风顺槽。4、工作面顶板管理方法根据确定的采煤方法，回采工作面采用全部垮落法管理顶板。综采工作面主要技术经济指标表序号项目单位数量备注1采高M3.12推进长度M8203煤层倾角°44工作面长度m1805煤的容重t/m31.356工业储量万t7采出率%758截深m0.69循环产量t16