畢業(yè)論文-井田概況及地質特征分析

中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第1頁1井田概況及地質特征 11.1井田概況 11.1.1交通位置 11.1.2地形河流 11.1.3氣象特征 11.1.4自然地震 12井田境界及儲量 2.1井田境界 2.1.1井田范圍 2.1.2開采上限 2.2礦井工業(yè)儲量 2.2.1勘探類型 3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限 3.1礦井工作制度 3.2礦井設計生產能力及服務年限 3.2.2礦井設計生產能力 3.2.3礦井服務年限 3.2.4井型校核 4井田開拓 4.1井田開拓的基本問題 4.1.1確定井筒形式、數(shù)目、位置及坐標 4.1.2開采水平的確定 4.1.3主要開拓巷道 4.1.4方案比較 4.2礦井基本巷道 4.2.2井底車場 324.2.3主要開拓巷道 5準備方式——采區(qū)巷道布置 5.1煤層地質特征 5.1.1采區(qū)位置及范圍 355.1.2采區(qū)煤層特征 5.1.3地質構造 中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第2頁5.1.4頂?shù)装逄匦约八牡刭| 5.2采區(qū)巷道布置及生產系統(tǒng) 5.2.1采區(qū)走向長度的確定 365.2.2確定區(qū)段斜長和區(qū)段數(shù)目 5.2.3煤柱尺寸的確定 5.2.4采區(qū)上山布置 5.2.5區(qū)段平巷的布置 395.2.6采區(qū)內工作面的接替順序 395.2.7采區(qū)通風、運輸及其它系統(tǒng) 5.2.8采區(qū)內各種巷道的掘進方法 5.2.9采區(qū)生產能力 5.2.10采區(qū)采出率 5.3采區(qū)車場及主要硐室 5.3.1采區(qū)上部車場選型 425.3.2采區(qū)中部車場選型 5.3.3采區(qū)下部車場選型 435.3.4采區(qū)主要硐室 436采煤方法 6.1采煤工藝方式 6.1.1采區(qū)煤層特征及地質條件 456.1.2確定采煤工藝方式 6.1.3回采工作面參數(shù) 6.1.4回采工作面破煤、裝煤方式 6.1.5回采工作面支護方式 6.1.6端頭支護及超前支護方式 6.1.7各工藝過程注意事項 6.1.8循環(huán)圖表、勞動組織、主要技術經濟指標 6.1.9綜合機械化采煤過程中應注意事項 596.2回采巷道布置 6.2.1區(qū)段平巷的布置 7.1.1井下運輸設計的原始條件和數(shù)據(jù) 7.2采區(qū)運輸設備的選擇 7.2.2工作面運煤設備的選型 7.2.3運輸設備能力驗算 667.2.4采區(qū)輔助運輸設備的選型與設計 7.3大巷運輸設備的選擇 中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第3頁8礦井提升 8.2主副井提升 8.2.1已知原始條件和數(shù)據(jù) 8.2.2主井提升設備(箕斗)的選型 708.2.3副井提升設備的選擇 9礦井通風及安全 9.1礦井概況、開拓方式及開采方法 9.1.1礦井地質概況 9.1.2開拓方式 9.1.3開采方法 9.1.4變電所、充電硐室、火藥庫 739.1.5工作制、人數(shù) 9.2礦井通風系統(tǒng)的確定 9.2.1礦井通風系統(tǒng)的基本要求 749.2.2礦井通風方式的選擇 9.2.3礦井主扇工作方式選擇 9.2.4采區(qū)通風系統(tǒng)的要求 9.2.5工作面通風方式的選擇 9.3礦井風量計算 9.3.1工作面所需風量的計算 789.3.2備用面需風量的計算 9.3.3掘進工作面需風量 9.3.4硐室需風量 9.3.5其它巷道所需風量 829.3.6礦井總風量 9.3.7風量分配 9.4礦井阻力計算 9.4.1礦井最大阻力路線 9.4.2礦井通風阻力計算 889.4.3礦井總等積孔 9.5選擇礦井通風設備 9.5.1礦井通風設備選擇的要求 909.5.2主要通風機的選擇 9.5.3對礦井主要通風設備的要求 9.5.4對反風、風峒的要求 9.6礦井災害防治措施 9.6.1瓦斯管理措施 96中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第4頁 9.6.3防火 參考文獻 中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第1頁1井田概況及地質特征1.1.1交通位置歡城煤礦位于騰南煤田中部，地處微山縣歡城鎮(zhèn)境內。歡城有公路直達京津線官橋站，微山至濟寧公路經過歡城鎮(zhèn)。井田西距微山湖8km,并有公路與運河相通。故水陸交通較便利見圖1-1交通位置示意圖。1.1.2地形河流井田內地形為一自東向西南緩慢下降的濱湖沖積平原，地面標高+39—+43m。由于南四湖幾乎承受魯西南地表主要水系的來水，歷史上多次泛濫成災，如1957年遭遇百年特大洪水，導致郭河決堤和湖水泛濫，湖水水位由常年的+33m上漲到+37.01m。但本井田未受洪水淹沒。本區(qū)屬季風型大陸氣候，歷年平均氣溫13.5°C,最高氣溫+40.9°C,最低氣溫-21.8°C。最大凍土深度0.28m,年平均降雨量804.3mm。全年主導風向為東南風，最大風速可達20m/s。根據(jù)山東省地震局(77)魯震發(fā)第83號文“關于騰南礦區(qū)地震基本烈度鑒定意見”,本區(qū)地震烈度為七度。本礦井北部為棗莊礦務局田陳煤礦，設計能力為0.9Mt?，F(xiàn)正在建井。西鄰岱莊煤礦，年產原煤60Mt。本區(qū)第四系含水層，儲水豐富，水位淺，水質優(yōu)良，可做礦井的供水水1.1.6電力供應距本礦井井口3km處有歡城區(qū)域變電所，可為本礦井生產和建設提供可1.2.1地層騰南煤田屬騰縣背斜南翼，為一斷裂發(fā)育的寬緩褶皺區(qū)。地層屬華北型沉積，除奧陶系及其以前地層在煤田外圍有零星出露外，其余皆隱伏于第四厚度400-500m,屬厚層狀灰?guī)r，為煤系地層基盤。2)中石炭統(tǒng)本溪群厚36-39m,平均38m。由雜色泥巖、石灰?guī)r、粘土巖組成，其中夾第中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第2頁十五、十四、十三、十二等四層灰?guī)r，以第十二層灰?guī)r較穩(wěn)定，為與太原群3)上石炭統(tǒng)太原群厚156.4-178.68m,平均166.灰?guī)r灰綠色砂巖和少量粘土巖組成，中夾灰?guī)r11層，其中主要以三灰最為穩(wěn)定，為主要標志層。本地層共含煤15層，其中主要可采者位12下、16煤層，局部可采者為14、17煤層。厚74.59-145.20m,平均117.15m,上部為陸相沉積，以雜色泥巖，灰綠色粉砂質粘土巖和粉砂巖組成，下部為過渡相沉積，以中細砂巖為主，是井田主要含煤底層。含煤2-3層(31、3r)其中31、3,屬中厚煤層，為井田最大殘厚186m,以雜色粘土巖，灰綠色砂巖為主，底部含薄煤層1-3層(柴煤),厚度一般為0.2-0.3m,層位穩(wěn)定，是煤系地層上部標志。6)最大殘厚222.81m,平均154.69m,下部為紫色、灰綠色礫巖，以石英薄層紫紅色泥巖，灰色泥巖與粉砂巖互層及紫紅色粉砂巖。7)厚24.85m-64.35m,平均37.38m,分上下兩組。上組有粘土、砂質泥煤層賦存情況見礦井綜合柱狀圖。1.2.2煤層特征及煤質1)煤層特征本井田為石炭二迭系含煤地層，共含煤17層，其中穩(wěn)定可采3k、3下、12r、16四層，局部可采14、17兩層，可采總厚約18.56m(可采煤層特征見表1-1)。2)煤質及用途煤質均為中等變質程度的氣煤和肥煤。山西組煤層一般為低-中硫煤。太原群煤層一般屬中-高硫煤(煤質特征見表1-2)。山西組煤層可作為良好的煉焦煤或配焦煤及動力煤。太原群煤層可作為配焦及動力煤。1.2.3地質構造本井田為-斷裂發(fā)育的平緩單斜構造，地層走向北西-南北，傾向北東-東，地層傾角1-10°,一般7°左右。本井田斷層較發(fā)育，根據(jù)斷層走向和中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第3頁性質可分為三組；北北東向正斷層組，北東東至近東西向正斷層組，北東向逆斷層組。北北東向正斷層組是本區(qū)主要構造，具有密度大，切割深，延展長，角度高的特征，常形成地壘、或階梯狀構造；北東東至近東西向正斷層層特征表1-3)。1.2.4水文地質1)本井田主要含水層有第四系沖積層，上侏羅統(tǒng)、3層煤頂板砂巖、三(1)第四系含水層水量豐富，水位標高+36.11m,鉆孔單位用水量為2.656l/s·m。,水質類型為上組以黃褐色粘土、砂質粘土、細及中組砂為主，含水十分豐富。下組以灰色、灰綠色含鐵錳質結核粘土、砂質粘土、砂礫層為主，為相(2)上侏羅統(tǒng)礫巖層；-100m以上溶洞發(fā)育，富水性強，但不均一，屬裂隙溶洞承壓水，鉆孔抽水試驗的單位涌水量僅0.00154kg/s·m,正常情況下，對礦井生產無影響。(3)三層煤頂板砂巖；平均厚度8.17m,使3⊥和3,煤層的直接頂，是礦井的主要水分來源，水位標高+36.07m,鉆孔單位涌水量為0.163L/s·m。由于補給條件差以靜儲(4)第三層石灰?guī)r厚5.8-10.48m,平均8.15m,富水性不均一，屬裂隙溶洞承壓水，抽水實驗證實，單位涌水量大時為4.136l/s·m,小時為0.00021kg/s.m,一般情況下因距3+和12-煤層較遠，對礦井生產無影響，但因斷層錯動，是隔水層缺失或變薄，不足以抵抗三灰水壓時，有底鼓突水和頂板來水的可能，故基建、生產時不可忽視，穿過或靠近三灰時，應提前探放水及降壓。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第5頁*。需H貫…相"mai3:加禁酒劉221市,5:②=景景FUF+B氣WYm網~藍望望之1”評網的柒☆卡*P基討~粵!…d3衰124量事3衰124量事-事T55指常言：言多343425/;中圖1-2礦井綜合柱狀圖 中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第6頁(5)第十層石灰?guī)r；厚2.3-7.02m,平均5.52m,為淺灰-深灰色石灰?guī)r，裂隙不發(fā)育，水位標高+39.01m,鉆孔單位涌水量為0.0146l/s·m十灰是16層煤的直接頂板，是開采16煤層時礦井水的直接水源本區(qū)最大揭露厚度111.61m,屬溶洞裂隙承壓水，據(jù)柴里煤礦抽水結果，2)含水層間的水力聯(lián)系；使不同的含水層直接接觸或使含水層間的間距大為縮小，產生水力聯(lián)系，形成復雜的補給關系。3)斷層錯動；斷層的導水性取決于斷層兩盤的導水性和斷層帶的充填膠結物。本井田未對斷層做抽水試驗，但根據(jù)田陳井田地質報告，當斷層兩盤含水層對口接觸時斷層帶都有不同程度的導水性。井田內第20勘探線紙坊斷層及其它地段因三灰和奧灰對口接觸，故回采中要特別注意。當斷層兩盤為隔水層時對口或一盤為含水層，另一盤為隔水層接觸時，具有阻水性或弱導水性。由于巖石的不均衡性，同一斷層在不同地段和部位，落差不同，兩盤含水層對口接觸的機會也就受到限制。4)礦井涌水量；礦井充水主要來源是地層至3層煤頂板砂巖、三灰、十灰根據(jù)臨近煤礦目前開采的實際情況。結合地質部門提供的涌水量，預計礦井正常涌水量為60m3/h。最大涌水量為246m3/h。1.2.5瓦斯、煤塵和自然發(fā)火據(jù)鉆孔瓦斯測量資料，各煤層瓦斯含量均小于1cm2/g,臨近礦井柴里煤礦1977年測定ch4相對涌出量為1.812m3/t.d,co2相對涌出量為8.466m3/t.d,本井靠近柴里煤礦，地質情況基本類似，故地質部門根據(jù)柴里礦歷年及1977年審定的等級，1.92m2/t.d及本礦測得確定本礦井為低瓦斯礦2)煤塵及煤的自燃；據(jù)煤芯測定結果，煤塵具有爆炸危險。根據(jù)燃點試驗△T評定，各煤層都有不同的自燃發(fā)火傾向。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第7頁煤層名稱兩極平均兩極平均結構穩(wěn)定性頂?shù)装鍘r性厚頂?shù)?上復雜較穩(wěn)定砂巖粉砂巖3下復雜較穩(wěn)定砂巖砂巖12下簡單不-較穩(wěn)定粉砂巖砂巖簡單不穩(wěn)定粉砂巖巖簡單較-穩(wěn)定粉砂巖巖簡單不穩(wěn)定石灰?guī)r巖泥巖粉砂巖表1-1可采煤層特征表 表1-2煤層名稱原精煤水分灰分揮發(fā)分全磷膠質層牌號3上原煤「精煤3下原煤「精煤下原煤「精煤原煤K精媒中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第9頁表1-3斷層特征表名稱性質產狀落差控制程度走向傾向傾角紙坊斷層正E有64-24、66-34、T18-7等孔歡城斷層正W等孔穿過，已經查明。紙房支斷層正E等孔控制，且有地震線控制，基本查明。斷層正WT19-8號鉆孔穿過，基本查明。斷層正W有73-1孔和井下巷道控制已查明。斷層正W歡城礦井下巷道揭露斷層正制，基本查明。斷層正N63-51孔穿過，并有歡城礦巷道控制，西段查明，東段控制差。石莊斷層逆T13-5、T15-7、T17-1穿過已查明。斷層逆64-35、63-26兩孔穿過，已查明。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第10頁2井田境界及儲量歡城礦區(qū)井田北部以Fs斷層為界，與藤南市白集礦相鄰，東側為旗山礦和韓橋礦，西至太原地層露頭線，南部為地層露頭線和另一礦區(qū)，是人為劃定的井田邊界。井田南北長約5.1Km,東西最長4.0Km,井田面積16.28Km2。藤南井田自下而上沉積了太原組、山西組和下石盒子組含煤地層，總厚367～569m,平均486m。含煤21層，可采煤層為3煤。9、17、20、21煤為局部可采煤層，作為后備資源開采，礦井設計只針對3號煤層。圖2-1井田賦存狀況示意下部9,17,20,21煤局部可采，列入平衡表外儲量。井田賦存示意圖見圖2-1。 中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第11頁1955年6月至1957年8月進行了初次勘探，并提交了《歡城煤礦區(qū)精查地質報告》。根據(jù)礦區(qū)煤層及構造特征，確定井田勘探類型為二類一型，勘探深度-500m,共獲工業(yè)儲量8601.3347萬t。1970年10月至1974年3月由濟寧礦務局地質勘探隊對藤南區(qū)深部-500~-1000m進行了勘探，勘探類型為一類一型。歡城井田內共施工10個鉆孔，擴大了歡城井田范圍。1984年4月至1996年2月，由濟寧礦務局地質勘探處設計，對藤南井田進行了聯(lián)合勘探。1997年7月提交了《濟寧礦務局藤南區(qū)煤層勘探地質報告》,該報告確定勘探類型二類Ⅱ型，并經山東省煤炭工業(yè)管理辦公室批準。在歡城井田內共施工鉆孔13個，歡城煤礦井下施工鉆孔11個。井田內主要可采煤層為3號煤，最小可采厚度為6.7m,最大可采厚度為2.2.2工業(yè)儲量計算表2-2井田塊段劃分圖礦井主采煤層為3號煤層，采用地質塊段法。根據(jù)地質勘探情況，將礦體中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第12頁劃分為A、B、C、D、E、F、G、H八個塊段。在各塊段范圍內，用計算機cad的面域命令求得每個塊段的面積，煤層總儲量即為各塊段儲量之和。塊段劃分如圖2-2所示。計算儲量的公式為：R——各塊段內煤的容重，均為1.30t/m3。用計算機計算得各塊段的面積和儲量，詳見表2-1。表2-1井田面積儲量表面積(m2)煤層厚度(m)工業(yè)儲量(tA區(qū)B區(qū)C區(qū)E區(qū)F區(qū)9總面積合計按不同標高計算儲量，以便確定第一水平的位置，使第一水平能夠達到服務年限。由于井田內煤層賦存穩(wěn)定，煤層底板等高線的標高從0—-1000m,劃分標高時宜放在-500以下，因此按-500m和-550m等高線計算儲量。550水平以下面積(m2)550以下儲量(t)550水平儲量(t)500水平以下面積(m2)500以下儲量(t)500水平儲量(t)(1)井田煤柱可按下列公式計算中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第13頁M——煤層厚度；平均7.1m②斷層落差與應該留設煤柱寬度的關系見表2-3表2-3斷層留設煤柱表斷層落差(m)應該留設煤柱寬度(m)不留③井田東、南兩側是人為劃定的邊界留設25m的煤柱即可滿足生產要求。(2)工業(yè)廣場煤柱根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》第5-22條規(guī)定：工業(yè)廣場的面積為1.2平方公頃/10萬噸。本礦井設計生產能力為150萬t/年，所以取工業(yè)廣場的尺寸為425m×425m的正方形。煤層的平均傾角為14度，主井、副井，地表建筑物均布置在工業(yè)廣場內。工業(yè)廣場按Ⅱ級保護留維護帶，寬度為15m。本礦井的地質條件及沖積層和基巖層移動角見表2-4。表2-4巖層移動角煤層傾角煤層厚度沖擊層厚度由此根據(jù)上述以知條件，畫出如圖2-3所示的工業(yè)廣場保護煤柱的尺寸。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第14頁圖2-3工業(yè)廣場保護煤柱由上圖可量得壓煤面積為863078.16m2,工業(yè)廣場的煤柱損失可用公式Z?=SXMXRS——工業(yè)廣場壓煤面積，863078.16m2;M——煤層厚度，7.1m;R——煤的容重。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第15頁=983.75萬t(3)由以上計算可得井田的永久煤柱損失量Z,礦井可采儲量是礦井設計的可以采出的儲量，可按下式計算：式中：Z——礦井可采儲量，萬t;P——保護工業(yè)場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大斷層等留設的永久保護煤柱損失量，萬t;C——采區(qū)采出率，厚煤層不小于0.75;中厚煤層不小于0.8;薄煤層不小于0.85;地方小煤礦不小于0.7。本礦為厚煤層，采出率取0.82。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第16頁3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》相關規(guī)定，確定礦井設計年工作日為3306小時。礦井每晝夜凈提升時間為16小時。《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》第2.2.1條規(guī)條件、開采條件、技術裝備、經濟效益及國家對煤炭的需求等因素，經多方案(1)資源情況：煤田地質條件簡單，儲量豐富，應加大礦區(qū)規(guī)模，建設大型礦井。煤田地質條件復雜，儲量有限，則不能將礦區(qū)規(guī)模定得太大；(2)開發(fā)條件：包括礦區(qū)所處地理位置(是否靠近老礦區(qū)及大城市),交通(鐵路、公路、水運),用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等。條件(3)國家需求：對國家煤炭需求量(包括煤中煤質、產量等)的預測是確(4)投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的3.2.2礦井設計生產能力因為本井田設計豐富，主采煤層賦存條件簡單，井田內部僅有較大斷層，比較合適布置大型礦井，經校核后確定本礦井的設計生產能力為150萬噸/年。3.2.3礦井服務年限礦井可采儲量Zx、設計生產能力A礦井服務年限T三者之間的關系為：中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第17頁Zx——礦井可采儲量，萬t;K——礦井儲量備用系數(shù)，取1.4;下面通過對設計煤層開采能力、輔助生產能力、儲量條件及安全條件等因(1)礦井開采能力校核歡城煤礦礦區(qū)3煤層為厚煤層，煤層平均傾角為14度，地質構造簡單，賦存較穩(wěn)定，可以布置一個綜放工作面，或兩個綜采面保產。(2)輔助生產環(huán)節(jié)的能力校核本礦井為大型礦井，開拓方式為立井開拓，主井提升容器為兩對12噸底卸式提升箕斗，提升能力可以達到設計井型的要求，工作面生產原煤一律用帶式輸送機運到采區(qū)煤倉，運輸能力很大，自動化程度很高，原煤外運不成問題。本礦井煤塵具有爆炸性瓦斯含量低，屬于低瓦斯礦井，水文地質條件較簡單。礦井通風采用混合式通風，有專門的風井回風，可以滿足通風的要求。本井田內存在若干小斷層，已經查到且不導水，不會影響采煤工作。所以各項安全條件均可以得到保證，不會影響礦井的設計生產能力。井田的設計生產能力應于礦井的可采儲量相適應，以保證礦井有足夠的服務年限。通過上面計算能夠滿足礦井的服務年限。由本設計第四章井田開拓可知，第一水平為-550m,可采儲量大約占總可采儲量的一半，結合本礦井的實際情況，確定第一水平的礦井的服務年限和第一水平的服務年限應滿足表3-1。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第18頁表3-1礦井服務年限表礦井設計生產能力(萬噸/a)礦井設計服務年限第一水平設計服務年限煤層傾角由上表可知，設計礦井完全滿足《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》的要求。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第19頁4井田開拓井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統(tǒng)。這些用于開拓的井下巷道的形式、數(shù)量、位置及其相互聯(lián)系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經濟比較，才能確定。井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真(1)確定井筒的形式、數(shù)目和配置，合理選擇井筒及工業(yè)場地的位置；(2)合理確定開采水平的數(shù)目和位置；(3)布置大巷及井底車場：(4)確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；(5)進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造；(6)合理確定礦井通風、運輸及供電系統(tǒng)。確定開拓問題，需根據(jù)國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則：(1)貫徹執(zhí)行國家有關煤炭工業(yè)的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創(chuàng)造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節(jié)約基建投資，加快礦井建設。(2)合理集中開拓部署，簡化生產系統(tǒng)，避免生產分散，做到合理集中生(3)合理開發(fā)國家資源，減少煤炭損失。(4)必須貫徹執(zhí)行煤礦安全生產的有關規(guī)定。要建立完善的通風、運輸、供電系統(tǒng)，創(chuàng)造良好的生產條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常保持良好(5)要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發(fā)展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創(chuàng)造條件。(6)根據(jù)用戶需要，應照顧到不同媒質、煤種的煤層分別開采，以及其它4.1.1確定井簡形式、數(shù)目、位置及坐標(1)井筒形式的確定中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第20頁平硐開拓受地形跡埋藏條件限制，只有在地形條件合適，煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區(qū)，且便于布置工業(yè)場地和引進鐵路，上山部分儲量大致能滿足同類井型水平服務年限要求。斜井開拓與立井開拓相比：井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少；地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡單，井筒延伸施工方便，對生產干擾少，不易受底板含水層的威脅；主提升膠帶化有相當大的提升能力，可滿足特大型礦井主提升的需要；斜井井筒可作為安全出口，井下一旦發(fā)生透水事故等，人員可迅速從井筒撤離。缺點是：斜井井筒長輔助提升能力少，提升深度有限；通風路線長、阻力大、管線長度大；斜井井筒通過富含水層、流沙層施工技術復雜。立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制，在采深相同的的條件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利，井筒斷面大，可滿足高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井需風量的要求，且阻力小，對深井開拓極為有利；當表土層為富含水層或流沙層時，立井井筒比斜井容易施工；對地質構造和煤層產狀均特別復雜的井田，能兼顧深部和淺部不同產狀的煤層。主要缺點是立井井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平，井筒裝備復雜，掘進速度慢，基本建設投資大。本礦井煤層傾角平均14°,地勢平坦，地面標高在+30.5m～+31.5m之間，平均+31m,不能利用平硐開拓。由于第一水平服務年限的限制，第一水平的標高應為-500m或-550m,若用斜井開拓工程量浩大經濟上不合理。因此第一(2)井筒位置的確定有利于第一水平的開采，并兼顧其他水平，有利于井底車場和主要運輸大②有利于首采區(qū)布置在井筒附近的富煤階段，首采區(qū)少遷村或不遷村； 中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第21頁道路布置合理。①井筒位置的確定本礦井煤層有露頭，煤層埋藏最深處達-900m,垂直高度達900m,因此必但由于第一水平的服務年限的限制，第一水平的位置應該在-500m或因此，礦井為二水平開采。3號煤層平均厚度為7.1m,賦存穩(wěn)定，底板起伏不大，煤層傾角平均14(1)提出方案方案一：立井兩水平上山開拓圖4-1方案一示意圖圖4-2方案二示意圖圖4-3方案三示意圖中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第23頁圖4-4方案四示意圖方案四：立井加暗斜井兩水平上下山開拓主、副井井筒均為立井，一水平-550m,上山開采，二水平暗斜井延伸至-800m,上下山開采，如圖4-4。(2)開拓方案粗略經濟比較方案一和方案三都是立井開拓，所不同的是水平的位置的不同和開采方式的不同，具有可比性。方案一和方案三的粗略經濟比較見表4-1。表4-1方案一和方案三粗略經濟表方案方案1方案2(萬元)(萬元)基建費立井開鑿石門開鑿主斜井開鑿副斜井開鑿上下斜井車場井底車場小計小計生(萬元)生(萬元)產費立井提升石門運輸立井排水暗斜井提升立井提升排水總計小計小計費用費用百分率百分率中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第24頁對方案一和方案二進行經濟比較可知方案一具有明顯的經濟優(yōu)勢，而且方案一的提升、排水費用少，生產系統(tǒng)可靠性高，因此方案一較方案三優(yōu)。方案二和方案四都是立井開拓，所不同的是水平的位置的不同和開采方式的不同，具有可比性。方案二和方案四的粗略經濟比較見表4-2。表4-2方案二和方案四粗略經濟表方案(萬元)(萬元)基建費立井開鑿石門開鑿井底車場主斜井開鑿副斜井開鑿上下斜井車場小計小計(萬元)(萬元)生產費立井提升石門運輸暗斜井提升立井提升排水小計小計費用費用百分率百分率兩方案經濟比較相差10%,方案三有明顯的經濟優(yōu)勢，而且方案三沒有下山開采，通風排水方便，生產系統(tǒng)可靠性高。(3)開拓方案詳細經濟比較對方案1、3有差別的建井工程量、基建費、生產經營工程量、生產經營費表4-3建井工程量方案1方案2期主井井筒(m副井井筒(m)井底車場(m)主石門(m)運輸大巷(m)中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第25頁主井井筒(m)副井井筒(m)井底車場(m)主石門(m)運輸大巷(m)基建費用表方案方案1工程量(m)單價(元/m)費用(萬元)工程量(m)單價(元/m)費用(萬元)初主并井筒副井井筒井底車場主石門運輸大巷期小計后主井井筒副井井筒井底車場主石門運輸大巷期小計總計(萬元)表4-5生產經營工程量運輸提升工程量(萬t/km)運輸提升工程量(萬t/km)一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū)1.2×1721.34×1.32=2726.61.2×1560.76×0.73=1367.2一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū) 1.2×975.04×1.165=1363.1大巷及石門運輸大巷及石門運輸中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第26頁一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū)一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū)一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū)一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū)一水平二水平一水平二水平一水平二水平一水平二水平生產經營費方案1方案3工程量單價費用工程量單價費用(萬tkm)(元/m)(萬元)(萬tkm)(元/m)(萬元)采區(qū)上山運輸提升采區(qū)上山運輸提升中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第27頁五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū)小計小計大巷及石門運輸大巷及石門運輸一采區(qū)二采區(qū)三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū)小計小計立井提升立井提升一水平一水平二水平二水平小計小計運提費合計運提費合計采區(qū)上山維護費采區(qū)上山維護費一采區(qū)二采區(qū)3三采區(qū)四采區(qū)五采區(qū)六采區(qū)七采區(qū) — 小計小計排水費排水費一水平一水平二水平二水平小計小計總計總計中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第28頁費用匯總表方案方案1方案3費用(萬元)費用(萬元)百分率(%)初期工程量基建工程量生產經營量總費用②井、大巷、石門及采區(qū)上山的輔助運輸費用占運輸費用的20%進行估③筒的長度相差100,在方案中未列出大巷、階段大巷及總回風巷均布④區(qū)上、中、下車場的維護費均按占采區(qū)上山維護費用的20%估算，采4.2礦井基本巷道(1)主井位于礦井工業(yè)場地，擔負全礦井150萬t/a的煤炭運輸。井筒內裝備一對JDS12/110×4型12t箕斗，圓形斷面，凈直徑為405m,凈斷面面積15.90m2。(2)副井中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第29頁支護方式，混凝土井壁厚400mm,井筒主要用于提料、運人、提升設備、矸石副井內除裝備罐籠外，還設有梯子間作為安全出口，并設有管子道、電纜道。副井井筒斷面和井筒特征表分別見4—6。(3)風井風井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為5.5m,凈斷面面積為23.7,采用混凝土支護方式，井壁厚度為400mm,備有安全出口。風井井筒斷面和井筒特征表分別見圖4—7。圖4-5主井井筒斷面8a8型圖4-7風井斷面中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第32頁從礦車在井底車場內的運行特點看，井底車場有兩大類，即環(huán)形式和折反式。本礦井設計年產量為150萬噸，在大巷運輸采用3噸底卸式礦車運煤。根據(jù)底卸式礦車的運行特點及要求，選用折反式井底車場，為里保證礦井生產及安全的需要，一般井底車場設有各種硐室。井底車場線路布置及調車方式見圖中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第33頁4.2.3主要開拓巷道主要開拓巷道如運輸大巷，主石門(同運輸大巷)均布置在底板砂巖中，時間長，為了便于維護，并根據(jù)現(xiàn)場使用情況，其斷面均采用半圓拱型，并采用錨噴支護。斷面圖見4-9。各主要開拓巷道的斷面尺寸，均按運輸設備的外形尺寸以及《規(guī)程》中的有關安全間隙的要求而確定的，并按通風要求驗算風速，驗算結果見第九章。軍月介現(xiàn)長(e)沙第寬內開工我至im)防桿數(shù)量(積)日制面積民板講型m總回風道位于首采區(qū)上端底班板砂巖中，其巷道斷面與運輸大巷相同。為了便于維修，大巷內也布置軌道，但不布置受電弓。巷道斷面見圖4-10。斷面特征農田料美別所山(m3)凈因長(m)凈時寓海式飛度問地煤D上R量{m門(權)庫(位g)本胺圖4-10總回風巷斷面中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第35頁5準備方式——采區(qū)巷道布置礦井首采采區(qū)位于井田南部第一水平上山部分，南部是人為劃定的邊界，西部以F?斷層為邊界，東部以F?斷層為邊界，北以-550m等高線為邊界。并被工業(yè)廣場保護煤柱相隔。采區(qū)內無村莊、河流、湖泊以及鐵路等。5.1.2采區(qū)煤層特征本采區(qū)所采煤層為10煤層，其煤層特征見表5—1:表5—13煤層特征表煤層名稱煤厚傾角結構穩(wěn)定性容重硬度牌號3單一穩(wěn)定中硬肥煤本采區(qū)內煤層傾角變化不大，瓦斯涌出量較低，主要涌出氣體為CH?和CO?,其中CH?相對含量為4.03m3/t,CO?為4.27m3/t,屬于低瓦斯礦井。煤塵有爆炸性，爆炸指數(shù)為38%;煤有自燃發(fā)火傾向，自燃發(fā)火期為1-3個月。5.1.3地質構造該采區(qū)構造簡單，無大的構造影響生產，煤層走向起伏不明顯，傾角14°5.1.4頂?shù)装逄匦约八牡刭|(1)頂?shù)装鍡l件偽頂：灰黑色泥巖或炭質泥巖，常與煤層分界不清，多缺失，極易冒落，平均厚0.05m。直接頂：以砂質泥巖、泥巖為主，深灰色，致密塊狀，硬度為f=3,易冒落，平均厚2.5m。開采過程中頂板壓力大，工作面支護困難。綜上所述，其頂板分類定為Ⅱ類。容重18KN/m3,松散系數(shù)1.32。老頂：灰白色砂巖，細～中粒，塊狀，泥、鈣質膠結，磨圓度中等，斜層理發(fā)育，裂隙較發(fā)育，常與第二層砂巖合并，不易冒落，厚度2.5～6.6m,平直接底：灰色泥巖或砂質泥巖，局部含砂量較高，含植物根化石和泥質結中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第36頁核，偶有底凸，易碎，抗壓性差，遇水易膨脹，底部為4煤，局部夾0.5～1.0m厚度大，有時可達10m以上，局部夾煤屑或極薄炭質泥巖，該巖石與下部泥巖在3煤頂板2-3m和15m的地方有兩個含水層，均為砂巖，富水性為弱~中等，局部富含水，平均涌水量為8.4m2/min,最大涌水量為13.35m3/min,涌5.2.1采區(qū)走向長度的確定采區(qū)內地質條件簡單，煤層富存穩(wěn)定，煤層厚度為7.1m,屬于厚煤層。本礦采用機械化開采，機械化程度很高。采區(qū)劃分受到大斷層的影響，全礦劃分為7個采區(qū)，首采區(qū)走向長度為1300m,傾斜長度1500m。5.2.2確定區(qū)段斜長和區(qū)段數(shù)目區(qū)段斜長=采煤工作面長度+區(qū)段煤柱寬度+區(qū)段上下兩平巷寬度?？梢杂檬街蠰表示區(qū)段斜長；mB代表區(qū)段平巷寬度；m。單巷布置為B乘以2。D為階段斜長；由于工業(yè)廣場的影響，形成了兩塊三角煤，能夠布置綜放面的采區(qū)斜長為1140m。n為區(qū)段數(shù)目；個由于煤層和頂?shù)装宥驾^軟，而且煤層較厚，區(qū)段煤柱留設9m。區(qū)段巷道取4.2m,n取6,得到工作面的長度l=172.5m。區(qū)段斜長的為D=190m。安裝液壓支架時會存在安裝誤差，特地留下10cm的距離作為安裝裕量。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第37頁5.2.3煤柱尺寸的確定采區(qū)內的煤柱主要有采區(qū)邊界煤柱、采取上山保護煤柱、區(qū)段煤柱以及水運輸大巷布置在距煤層底板的32m的砂巖中，在采區(qū)的邊界留設30m的煤柱以保護大巷。兩上山也布置在同一曾位的砂巖中，上山之間留設20m的保護煤柱。由于采區(qū)走向長度較短，采用的是單翼開采，僅在上山的一側留設由于煤層頂?shù)装寰^軟，決定采用單巷布置回采巷道，采下一區(qū)段時采用沿空掘巷的方法，留設9m的煤柱，以利于維護巷道，通風和排水。5.2.4采區(qū)上山布置由于歡城煤礦區(qū)煤層、頂?shù)装遢^軟，為了減少上山的維護費用，將上山布置在距煤層底板32m的砂巖中。砂巖厚15m,運輸上山距煤層32m,軌道上山距煤層30m,兩上山的水平距離為20m。采區(qū)上山布置如圖5-1,上山斷面困要類別所亡(m)罰進尺中吹射度凈周長(m)備舞效問迎律煤圖歲期進科量{m(根》升經最制臨煤圖5-2運輸上山巷道斷面圖中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第39頁該采區(qū)開采單一煤層，厚度為7.1m,采用單巷布置，巷道與相鄰工作面的距離為9m,區(qū)段平巷均采用矩形斷面，斷面圖見采區(qū)工作面層面布置圖。5.2.6采區(qū)內工作面的接替順序為了能夠在采空區(qū)上覆巖層穩(wěn)定后再進行沿空掘巷，采區(qū)內工作面的接替順序為隔一個區(qū)段跳采接替，區(qū)段接替由下到上依次接替。5.2.7采區(qū)通風、運輸及其它系統(tǒng)(1)運煤系統(tǒng)工作面→運輸平巷→溜煤眼→運輸上山→采區(qū)煤倉→運輸大巷(2)運料系統(tǒng)副井→井底車場→運輸大巷→采區(qū)下部車場→軌道上山→采區(qū)上部(中部)車場→區(qū)段回風平巷→工作面(3)回風系統(tǒng)新鮮風流：副井→井底車場→運輸大巷→采區(qū)下部車場→軌道上山→采區(qū)中部車場→區(qū)段運輸平巷→→工作面污風風流：工作面→區(qū)段回風平巷→運輸上山→回風小石門風井→地面(4)出矸系統(tǒng)掘進工作面→回風運料平巷→采區(qū)中部車場→軌道上山→采區(qū)下部車場→運輸大巷→井底車場→副井→地面。(5)供電及排水系統(tǒng)供電系統(tǒng)：地面變電所→副井→井下中央變電所→采區(qū)變電所→移動變電排水系統(tǒng)：工作面(掘進頭)→區(qū)段運輸平巷→采區(qū)中部車場→軌道上山→采區(qū)下部車場→運輸大巷→井底水倉→副井→地面。如工作面內涌出的積水或區(qū)段平巷內的積水不能自流到中部車場時，應安5.2.8采區(qū)內各種巷道的掘進方法采區(qū)內巷道采用綜合機械化掘進，選用AM—50型掘進機、SE轉載機、SGB—620/40(SDW—40T)型刮板運輸機。掘進時轉載機接刮板運輸機和可伸縮膠帶輸送機。掘進前進時，延長刮板運輸機，當延長到刮板運輸中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第40頁機延伸50—75m,轉載機與刮板運輸機的搭接長度為12.5m,掘進通風方式為(1)工作面采出率(2)工作面生產能力A=1XL?XMXRXCXKz(3)采區(qū)生產能力采區(qū)生產能力由式(5.4)計算，中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第41頁K;——采區(qū)掘進煤系數(shù)，取為1.1;K?——工作面之間出煤影響系數(shù)，由于同采工作面?zhèn)€數(shù)為1個，故=168.00萬t/年5.2.10采區(qū)采出率=1326.8萬噸P=[(20+30)×1500+30×1080+9×(860+970+1070+1170+12=144.36萬t法1:采區(qū)采出率=(5.6)采區(qū)開采過程中的煤柱損失主要有：采區(qū)煤柱損失，工作面的落煤損失，約占采區(qū)煤柱損失的3%—7%,這里取6%。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第42頁實際出煤量=式中L——工作面傾斜長度；172.5m。R——容重，1.30t/m3。C;——工作面采出率，0.85。實際出煤量=172.5×(860+970+1070+1170+1250+1330)×7.10×1.30×0.85×1.1=985.97萬t由于本采區(qū)內還要布置普通機械化采煤工作面，并且還要回收煤柱，實際的采出率要高出一些，現(xiàn)乘以一個系數(shù)K2=1.1。實際出煤率=985.97/1326.8×1.1×100%采區(qū)采出率取兩者之間的較小值，既82.5%。完全符合《煤炭設計規(guī)范》的要求。5.3.1采區(qū)上部車場選型采區(qū)上部車場是采區(qū)上山與采區(qū)上部區(qū)段回風平巷或階段回風巷之間的一組聯(lián)絡巷道的硐室。本采區(qū)選用的采區(qū)上部車場為逆向平車場，軌道上山的絞車房布置在區(qū)段回風平巷水平。該車場的優(yōu)點是不會跑車，操作安全，缺點是調車時間長，通過能力小，但是可以滿足本礦井的正常生產需要。另外由于本采區(qū)回風石門與煤層區(qū)段回風平巷相聯(lián)系，故采用逆向平車場。上部車場見5-3。 中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第43頁5.3.2采區(qū)中部車場選型采區(qū)中部車場是聯(lián)系上山和中部區(qū)段平巷的一組巷道，采區(qū)中部車場一般為甩車場，根據(jù)采區(qū)巷道的布置，區(qū)段劃分不同，采區(qū)可以布置一個或幾個中部車場，按甩入地點不同，可分為平巷式、石門式、繞道式三種。由軌道上山提升上來的礦車，通過甩車道甩入中部石門中，再進到區(qū)段軌中部車場見5-4。由于煤層傾角為14°,起坡點落在大巷的頂板，且頂板圍巖條件比較好，因此選用大巷裝車式下部車場，其優(yōu)點是調車方便，線路方便，線路布置緊湊，工程量省。但繞道維護量大，影響大巷通過能力。下部車場見圖5-5。5.3.4采區(qū)主要硐室(1)采區(qū)煤倉圖5-5下部車場直徑一般取2—6m,以4—6m為佳，因為煤倉過高，容易使煤壓實而起拱，較大，尺寸為圓形斷面直徑6m,煤倉高28m,凈斷面煤倉利用率η(2)采區(qū)絞車房采區(qū)絞車房應布置在圍巖為砂巖，穩(wěn)定無淋水、地壓小、易維護的地點。應避開較大的地質構造、含水層以及有煤和瓦斯突出的地點，并不受開采的影本采區(qū)上部為逆向平車場，軌道上山以水平的巷道與區(qū)段回風平巷相連，繩通道，二是通風巷道，硐室斷面為半圓拱型，高度為3800mm,用錨噴支護。(3)采區(qū)變電所采區(qū)變電所應布置在圍巖穩(wěn)定、地壓小、無淋水、通風條件良好且采區(qū)用電負荷處。所以本采區(qū)變電所設在采區(qū)中心地區(qū)，既第4區(qū)段中央，呈“一”中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第44頁型布置，采用錨噴支護。該變電所服務整個采區(qū)。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第45頁6采煤方法6.1.1采區(qū)煤層特征及地質條件采區(qū)所采煤層為3號煤層，平均厚度7.1m,煤層傾角14°,地質結構單一，煤層賦存穩(wěn)定。采區(qū)內無大斷層影響。煤質硬度為0～1,煤的容重為1.30t/m3。煤層直接頂為砂質泥巖、泥巖，厚度2.05m;老頂為灰白色中砂巖，厚度4.5m;直接底為灰色砂質泥巖，厚度3.0m;老底為灰色砂質砂泥巖，厚度達采區(qū)相對瓦斯涌出量為4.03m3/t,二氧化碳相對涌出量為4.27m3/t,煤有自燃傾向性，自然發(fā)火期為1～3個月。煤塵爆炸性，爆炸性指數(shù)為37%。正常涌水量為504m3/h,最大涌水量為600m3/h。6.1.2確定采煤工藝方式根據(jù)采區(qū)地質條件及煤層特征，可選擇分層綜采工藝和放頂煤工藝，各有(1)分層綜采工藝的特點分層綜采工藝技術成熟，設備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡可選出適應各種條件的采煤設備；液壓支架及配套的采煤機設備小、輕便，回生產環(huán)節(jié)良好；工作面采出率高，可達到93-97%以上。巷道掘進較多，萬噸掘進率低；工作面單產低，單產提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網勞動強度大，費用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到(2)放頂煤工藝有利于合理集中生產，實現(xiàn)高產高效，單產和效率高，具有顯著的經濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；工作面搬家次數(shù)少；對地質條件、煤層賦存條件有更大的適應性；中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第46頁煤損多，工作面回收率低；煤塵大，放煤時煤和矸界線難以區(qū)別，使得煤比較上述2種回采工藝的特點，分層開采綜合經濟效益差，不利于礦井實現(xiàn)高產高效，初步確定選擇放頂煤的回采工藝。結合礦井實際條件，瓦斯涌出量小，煤質硬度較小，頂煤放煤容易，本煤層平均厚7.1m,頂?shù)装寰^軟，I對煤層及地質條件具有較強的適應性；Ⅱ具有顯著的經濟效益，可使噸煤成本降低10-30元。故采用走向長壁全部跨落一次采全高綜采放頂煤法。后退式自然跨落法采6.1.3回采工作面參數(shù)根據(jù)前面開拓、準備的巷道布置，回采工作面沿傾向布置，走向推進；工作面長度為172.5m,區(qū)段長1330m;煤厚7.1m,采高2.6m。平均傾角14°。運輸、行人使用。上順槽鋪設軌道，供輔助運輸和回風使用。兩巷均為單巷掘進。順槽斷面均為4.2m寬，2.6m高：順槽間煤柱按規(guī)定留設9m,以免順槽(1)工作面配套設備的選擇根據(jù)工作面的關鍵參數(shù)，查《綜采綜掘高檔普采設備類型配套圖集》選用編號為ZC137—ZFS32L的配套設備。表6-1三機標準型號液壓支架采煤機刮板輸送機6.1.4回采工作面破煤、裝煤方式技術特征單位型號采高m適應媒質硬度中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第47頁煤層傾角o截深滾筒直徑m牽引方式無鏈牽引力牽引速度鏈條規(guī)格銷輪齒軌滾筒中心距機面高度臥底量電動機型號功率臺數(shù)1臺電壓V冷卻方式電機牽引、截割、搖臂均水冷噴霧滅塵方式內外噴霧控頂距最小不可拆卸件尺寸總重t設計單位雞西煤機廠生產廠家雞西煤機廠工作面采煤機利用螺旋滾筒破煤、裝煤，部分遺留碎煤由輸送機上的鏟煤板來裝入溜槽，頂煤通過支架后面的放煤口直接進入后部刮板輸送機。完成破(1)采煤機的進刀方式：采煤機采用割三角煤，工作面端頭進刀方式，其進刀過程如圖6-1所示。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第48頁圖6-1采煤機斜切進刀示意圖處留設有一段下部煤，見圖6-1.a;煤壁，直至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直，見圖6-1.b;③再調換兩個滾筒上下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處，見圖6-1.d;④將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調換上下滾筒位置，反圖6-1。6.1.5回采工作面支護方式(1)支架選型及布置回采工作面支護采用液壓支架支護，根據(jù)工作面頂?shù)装鍘r性及煤層厚度、型端頭支架。工作面上下端頭分別布置端頭支架2架，中間液壓支架117架，共計121架。支架技術特征見表6-3技術特征單位標準型號形式支撐掩護式雙輸送機放頂煤支架放煤形式插板式中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第49頁高度m寬度m中心距m初撐力工作阻力支護強度對底板比壓適應煤層傾角O供液泵壓運輸尺寸(長×寬×高)m重量t設計單位沈陽煤研所制造廠家平陽機械廠(2)液壓支架的校核工作面頂板為Ⅱ級頂板，根據(jù)《采場頂板控制及檢測》一書中說明，工作P=K[L?(R·h·La+ZRzhzLz+ZRih?Lm)COSa]L?——支架上頂煤長度，5.25m;h——跨落帶中第i層老頂分層及附加巖層厚度；Lm——跨落帶中第i層老頂分層的巖塊長度；Rj?=1.7m,R?=1.8m。按照規(guī)定，老頂巖梁的長度分別為：6m,6m,6m。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第50頁根據(jù)ZFS4000/15/32L型放頂煤液壓支架的特征表可知，工作阻力為不大于支架額定工作阻力的80%,符合控頂②支架初撐力校核對于老頂來壓強烈的工作面，支架的初撐力應適當加大，約為額定工作阻力的75%為宜。由液壓支架技術特征表可知，所選支架的初撐力為3694KN,符合控頂設計對支架初撐力的要求。③支架的結構參數(shù)校核支架的結構參數(shù)，主要是支架的最大、最小高度，一般確定支架高度的公式中：MMv與煤層相應的最小、最大采高(由于工作面采用放頂煤開采，割煤高度都為2.6m);R?——支架后柱或掩護式支架的頂梁尾端到煤壁距離，m;a支架的卸載高度，0.05m。將相關數(shù)據(jù)帶入以上各式可得：Hmin=2.6-0.3022-0.05=2.2478mHmax=2.6-0.2438-0.05=2.306m在所選定支架高度的范圍之內，可見支架的高度符合控頂設計的要求。(3)頂板管理中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第51頁工作面采用全部跨落法管理頂板。(4)移架及推溜方式根據(jù)本煤層的地質條件，底板較軟，頂?shù)装宸€(wěn)定性較差。為減輕工人勞動強度，移架用依次順序移。推溜采用單向依次推溜與移架相配合。由于頂板穩(wěn)定性較差，頂煤較弱，應該及時支護，以防頂煤冒落。6.1.6端頭支護及超前支護方式(1)端頭是工作面與順槽的交接處，起特點是跨度大，斷面大，支承壓力在此集中，變形量大，難于維護。上下順槽受回采影響，壓力增大，不易支護。決定采用端頭液壓支架。其優(yōu)點是支護方便、安全；為轉載機和輸送機頭的移動提供動力；能適應工作面傾角變化。上下順槽超前40.2m加強支護。端頭選型中置式端頭支架。其技術特征表見表型號工作阻力(KN)初撐力(KN)最小支撐高度(mm)最大支撐高度(mm)支護強度(MP)中心距(mm)底板比壓(MP)工作壓力(MP)(2)工作面采用DZ28-25/100型單體液壓支柱加4m長的11#花邊鋼梁進行超前加強支護。上下順槽為錨網索聯(lián)合支護方式，從每壁外40.2m,使用4m長11#花邊鋼梁，一梁三柱交替前移，間距是0.6m。防止鉆地量超過標準，使用φ40的鐵鞋配專用底梁，單體支柱垂直頂板并有3°~5°迎山角。三柱成一條直線，并使用防倒繩栓好。(3)超前支護管理①超前支護必須嚴格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直線；回柱時必須四人以上配合作業(yè)，嚴禁單人進行操作，回柱時必須有專人看護好頂板、煤幫情況，發(fā)現(xiàn)有活煤、矸及時處理后方可作業(yè)，嚴格執(zhí)行先支后回的原則。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第52頁所有支柱必須戴帽，必須使用規(guī)格柱帽。打好柱要上好保險繩并將柱與頂網或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。②超前支護處滿足高不低于1.8m,寬不低于0.7m安全出口和運送物料通③當機組行至工作面兩頭距巷道15m以內時，嚴禁在兩頭作業(yè)，以防甩出大塊傷人。當在拉動端頭架、推動轉載機、拖拉液壓管及電纜時嚴禁在兩頭作業(yè)并撤出人員，以防撞倒柱傷人或其它意外傷人。超前支護工作不能與同一④在行人巷行走必須走兩排柱之間，各種電纜液管必須掛在巷幫不低于2.0m處，班長安檢工必須經常對兩巷的煤幫頂板情況檢查，發(fā)現(xiàn)不安全隱患及時處理；臨近工作面的橫川內材料必須提前工作面50m回收，備品備件碼放必須距工作面70m以外.(1)割煤質量標準割過煤后工作面要保證煤壁平直，無傘檐(長度超過1m,最突出部分不超過150mm;長度在1m以下，最突出部分不超過200mm)。無馬棚、頂?shù)讬C頭、機尾各10m要平緩過渡，防止出現(xiàn)臺階，支架頂梁必須接頂嚴實。(2)移架質量標準距要均勻，中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支角<7°,相鄰支架間不能有明顯錯差(不超過頂梁側護板高的2/3),支架不擠不咬，架間空隙不大于200mm。移架時要保證支架移到位，梁端距依據(jù)采高變化保持在300mm之間；移架過程中要及時調整支架形狀，如發(fā)生倒架咬架等現(xiàn)象，需在移架過程中及時(3)推溜要求刮板輸送機在推移后必須保證成一直線，保證刮板輸送機平整，不得出現(xiàn)飄溜，凹溜和局部起伏過大等現(xiàn)象。刮板輸送機的機頭機尾推進度保持一致，且必須保持推移步距為0.6m,以確保截深及產量和工程質量。推移工作面刮板輸送機時，必須距采煤機底滾筒大于15m進行，不得出現(xiàn)急彎、除進刀所需外其它地段不準出現(xiàn)彎曲。若推溜困難時，不應強推硬過，必須查明原因并中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第53頁(4)清煤質量標準工作面沒有超過100mm的碳塊。清煤工必須滯后移溜10個架，距采煤機大于50m,清煤人員必須面向機尾注意溜子、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意外。(5)對工作面端頭架支護的管理工作面機頭采用1臺端頭支架，機尾采用1臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環(huán)，又因端頭至超前支護20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。移困難，損壞設備。若支架底座壓住推移桿，必須利用提底千斤將支架底座提起，然后在支架底座下墊順山板梁或柱帽將支架底座墊起。且有戧柱。架棚時必須四人以上操作，兩人將板梁抬起至一個梁頭夠高，抬板梁時必須用雙手拖住板梁下方，在其下支上點柱將板梁打起，然后在梁頭支柱發(fā)現(xiàn)要立即更換。在機頭架棚時必須閉鎖三機(兩個以上有效閉鎖鍵)并派專(6)采空區(qū)管理采空區(qū)采用自然跨落法處理，若機頭端頭老塘懸頂面積大于8m2而不垮落，必須將錨索退出，若退出錨索后仍無法使采空區(qū)頂板跨落必須對采空區(qū)強制放頂，相應措施按有關規(guī)定執(zhí)行。(7)提高塊率、保證煤質的措施②在割煤過程中一定要掌握好采煤機速度，保持在合適的速度。③破碎機錘頭高度保持在150—200mm(8)頂板維護及礦壓觀測措施工作面及順槽巷道必須加強頂板維護，工作面支架能夠超前拉時必須超前加強維護，對于失效錨桿由調度室安排重新補打，對于網破地點必須進行補網礦壓監(jiān)測由當班班長及驗收員完成，每班班后記錄在礦壓觀測記錄表上，中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第54頁并交相關領導。6.1.8循環(huán)圖表、勞動組織、主要技術經濟指標(1)循環(huán)圖表的編制①循環(huán)作業(yè)知，采煤機的截深為0.6m,所以最終確定本工作面采用雙向割煤的多循環(huán)方式，每一循環(huán)進尺0.6m(循環(huán)圖表見工作面割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜→割煤。斜切進刀方式不小于30m,截深0.6m。割煤時采煤機速度要求適宜，且必須移架：采用及時移架支護方式，移架滯后采煤機后滾筒5-10m追機作業(yè)，并及時伸縮前梁，打出護幫板，需要時可于采煤機機身處移架或拉超前支護，拉前溜：在移架后順序推移前部輸送機，滯后采煤機10-15m左右，其彎曲段長度不得小于30m,推移步距為0.6m,推前部輸送機時必須順序進行，眼睛相向操作，推移后溜子必須保證平直。③循環(huán)產量的確定工作面原煤產量的公式為：Ao=L×Vo×M×R×C×C;N.每年工作面生產天數(shù)，取330天；M——煤層厚度，7.1m;C回采工作面回采率，取0.85。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第55頁C,回采工作面正規(guī)循環(huán)率，取0.95。則工作面推進度考慮到在開掘時在煤層中掘進巷道，掘進煤量約占工作面產量的10%,所10%——掘進出煤率由此可以得出，工作面每天進6刀完全可以保證年產量達到設計要求。(2)勞動組織I放煤步距由此確定放煤步距為0.6m,即一刀一放。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第56頁該煤層厚度為7.1m,割煤高度為2.6m,則采放比為：2.6:(7.1-2.6)=1:Ⅲ放煤方式煤損少，可實現(xiàn)高產高效。表6-5勞動組織表工種一班二班三班四班合計22228采煤機司機22239刮板機司機22239轉載機司機11125膠帶機司機2223922239222391111411125浮煤清理工444211114巷道修理工66661111422228油脂管理員111141112511114質量驗收員1111411125⑤工作面噸煤成本回采工作面噸煤成本是最終反映工作面技術經濟效果的一項綜合指標，它包括直接應用于工作面的材料費、工資費、固定資產折舊費和電費四項，下面按四項費用分析計算噸煤生產成本。I材料費(C3)材料消耗費用包括坑木費用、火藥費用、雷管費用以及其他材料費用，綜中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第57頁采面材料費(C?)一般為5元/噸(見《采煤工作面分冊》)。工作面工人平均日工資按100元/天計算，則噸煤工資成本為：=100×0.03=3元/工Ⅲ工作面設備折舊費(C?)原始價格-殘值+清理費服務年限×330×產量a設備殘余值按原始價格的5%計算；b清理費按原始價格的3%計算；c服務年限取10年；d產量按前面計算的4628t/天計算。各種設備的年折舊費見表6-6。表6～10設備名稱型號折舊費(元)液壓支架1前部刮板機1后部刮板機1順槽轉載機11順槽皮帶機1乳化液泵站1隔爆移動變電站1采煤機噴霧泵站1單體液壓支柱a噸煤動力用電消耗環(huán)產量，即；循環(huán)產量=L×M×R×d×K(6.12)中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文其中電機總容量取2500KW,循環(huán)開動小時數(shù)取1.5小時代入得：b噸煤照明用電消耗噸煤照明用電消耗=照明用電總功率×循環(huán)照明小時數(shù)/循環(huán)產量(6.13)式中：照明用電總功率包括工作面及上下順槽照明用電，取200KW,代c噸煤電費總消耗式中：單價取0.40元/KWh則：噸煤電力費=0.40×(4.16+0.985)=2.06元/t=11.49元/t⑥工作面效率(2)主要技術經濟指標表6-7主要經濟指標中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第59頁1煤層厚度m平均2煤層容重平均3工作面走向長度m平均4工作面傾向長度m平均5煤層傾角O平均6采煤機采高m7工作面回采率%8循環(huán)進尺m9日循環(huán)進刀數(shù)刀6日進度m工業(yè)儲量萬噸日產量t日出勤人數(shù)人回采工效工作制度四六制(1)綜合機械化采煤工作面，必須根據(jù)礦井各個生產環(huán)節(jié)、煤層地質條件、煤層厚度、煤層傾角、瓦斯涌出量、有無自燃發(fā)火傾向和礦編制設計，報告礦務局總工程師批準；(2)運送、安裝和拆卸液壓支架時，必須有安全措施，明確規(guī)定運送方式、安裝質量、拆裝工藝和管理頂板的措施，并指定專人負責；(3)綜合機械化采煤的工作面的煤壁、刮板輸送機和支架都應保持直線。支架間的煤、矸石應清理干凈。當煤層傾角大于15°時，液壓支架必須采取防倒、防滑措施。該工作面老頂為厚層難冒頂板，應在工作面前放炮松動1.5厚(4)采煤機采煤時，必須及時移架。采煤和移架之間的懸頂距離，應根據(jù)頂板的具體情況，在作業(yè)規(guī)程中明確規(guī)定。(5)嚴格掌握采高，嚴禁采高超過支架允許的最大高度，當煤層變薄時，采高不得不小于支架允許的最小采高；(6)綜合機械化采煤工作面的兩端，應使用端頭支架，否則，必須增設(7)由于工作面的下口裝載機機尾安有破碎機，必須加保護柵欄，防止中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第60頁(8)綜合機械化采煤工作面放炮時，必須有保護液壓支架和其它設備的(9)乳化液的配制、水質化驗、配比等，必須符合有關規(guī)定要求，否則該采區(qū)開采單一煤層，煤層厚度為7.1m,且煤層硬度為f=0.5-1,屬于軟煤層，將區(qū)段平巷沿底板布置在煤層中，為了盡量減少區(qū)段平巷的變形，區(qū)段平巷采用留煤柱沿空掘巷的方法。區(qū)段平巷基本上沿著煤層底板等高線布置，但區(qū)段上下兩個平巷必須保持直線，并且要相互平行，以保證工作面長度的穩(wěn)定。同時，為了隔離采空區(qū)，防止煤層自燃發(fā)火，在下區(qū)段沿空掘巷時，留9m區(qū)段平巷均采用矩形斷面，錨網支護。為了減輕動壓對巷道的影響，保證工作面順利向前推進，根據(jù)本工作面超前動壓的影響范圍，對工作面安全出口40.2m范圍內進行超前支護，由于上下平巷為采用錨桿支護的矩形巷道，頂板壓力比較大，故超前支護形式為在巷道內側設以單體液壓支柱作腿，礦用工字鋼作梁的加強支護。其巷道斷面見工作面布置層面圖。中國礦業(yè)大學成人教育學院2009屆畢業(yè)設計(論文)第61頁7井下運輸(1)礦井生產能力150萬t(2)礦井工作制度四六制