采矿学课程设---计--郑振平

2022年-2023年建筑工程管理行业文档 齐鲁斌创作1 . 矿井概况及井田地质特征（略）1.1 矿井概况 本矿井东西长为5500 m，南北宽为3500 m。井田内的可采煤层为9号煤，埋深200-800m，煤层赋存稳定，平均厚度7m。井田深部以煤层的-950 m底板等高线为界；浅部以-350底板等高线为界。地面标高-150m。表土层后平均40m。1.2 井田地质特征1）直接底：岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，局部为砾岩、中粒砂岩，薄层状中厚层状，厚0.76.54m，平均厚度3.5m。中粒砂岩属中等坚硬岩石。2）伪顶：岩性为炭质泥岩、泥岩，厚0.200.57m，平均0.3m。3）直接顶：岩性主要为泥岩、砂质泥岩，局部为炭质泥岩，薄层状中厚层状、波状层理、均匀层理，厚度变化较大，在0.68.4m之间，平均3m。 4）老顶：由砾岩、粗粒砂岩、中细粒砂岩构成，一般厚度410m，平均厚度6m。砂岩矿物成分主要为石英、长石，岩屑次之，中厚厚层状，交错层理，块状构造，孔隙式钙质胶结，较为坚硬，属中等坚硬坚硬岩石。5） 老底：粉砂岩与中粒砂岩互层，平均厚度25m。1.3 煤层特征 9号煤干密度1.321.731 t/m，平均1.465 t/m。各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，属中硬煤层。松散层移动角=55，基岩沿走向方向的移动角=75 o、上山方向的移动角=75 o和下山方向的移动角=85 o。各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。 2. 井田境界及储量2.1 井田境界井田划分的原则有：1）要充分利用自然条件划分井田；2）要有与矿区开发强度相适应的矿井数目和井田范围；3）照顾全局；4）为矿井发展留有余地；5）直（折）线原则；6）安全经济效果好；根据以上的划分原则，再结合城郊矿的实际情况，将其边界做如下划分：北以人为划分的-350 m等高线井田边界线作为边界；南以人为划分的-950m等高线井田边界线作为边界；东西以煤层走向长度为边界。（如图虚线所框-为本井田境界）由“煤层地板等线图”求得煤层平均倾角约为9.7度。本井田的走向长度平均约5500m，井田的倾向长度平均为3500/cos9.7o=3551m经过测量井田的水平面积为约19 k。图1.2煤层地板等线2.2 井田工业储量 井田工业储量是井田可利用的地质储量与设计损失的储量之和，本井田的走向长度为5500m，由下图可知本井田的倾向长度为3551m，煤层厚度为7m，则由下式求得本井田工业储量：图2-2井田倾斜长度：AB=3500cos9.7o=3551m井田面积S=ABL=35515500=19530500m2井田工业储量为： Q=SM=1953050071.465= 20028.53万吨；M煤厚，m；容重， tm3；2.3 矿井可采储量 2.3.1 井田内各保护煤柱1） 矿井工业场地煤柱根据煤炭工业设计规范规定：矿井工业场地的占地面积指标，应不小于下表的规定。表2.3.1-1 矿井工业场地的占地面积指标井型占地指标（公顷/10万吨）大型井0.81.1中型井1.31.8小型井2.02.5本矿的设计生产能力为180万t/a（第三章介绍本矿井设计生产能力），因此，参考表2-1取本矿井工业场地的占地面积为1.1（公顷/10万吨），那么本矿井的工业广场的面积为约200000 ，一般认为工业广场的形状为矩形，则取工业广场长为500 m，宽为400 m。 参考煤矿特殊开采方法确定工业广场的保护带的宽度为20 m，应用垂直剖面法计算工业广场保护煤柱的留设宽度，其具体作法如图2-2。表2.3.1-2 地质开采条件和岩层移动角地质开采条件基岩移动角/（）松散移动角/（）煤层倾角煤层厚度 4514-257m7466.673.5 图2.3.1垂直剖面法计算工广保护煤柱 经过作图可知工业广场留设煤柱的形状为梯形，计算并测得该梯形的上边长度为a=516 m，下边长度为b=648 m，高为h=600 m。则梯形的面积为： S =(a+b)h/2=（684+896）698/2=349200 工业广场的保护煤柱量为： = Sh (2-1)式中 保护煤柱量,万t S保护煤柱的面积， 煤的容重， t/m，取1.465 h煤层的厚度， m，为7将数据带入式（2-1）得: =3492001.4657 =358.1万t 2）边界煤柱 由于本井田地址条件简单，参考煤炭工业设计规范边界煤柱留35m比较合适。则边界煤柱压煤损失粗略的计算：=（35512+55002）71.465=649.73万t 3）矿井可采储量矿井可采储量=（工业储量-保护煤柱量-边界煤柱）采出率即 Z=（Q-）C (2-2)参考煤炭工业设计规范可知:矿井采出率，厚煤层不小于0.75，中厚m煤层不小于0.80，薄煤层不小于0.85，本矿取C=0.75Z=(20028.53-358.1-649.73)0.75=14265.53万t3. 矿井工作制度和设计生产能力3.1 矿井工作制度本矿井采用综合机械化放顶煤采煤工艺。3.1.1 工作面配套设备 大型矿井综采工作面配套设备如表3.1.1所示。表3.1 .1 综采工作面配套设备项目单位技术特征项目单位技术特征采煤机型号SL500转载机功率kW375采高m2.7-5.4供电压V1140滚筒直径m2.5链速m/s1.28截深m0.865溜槽宽mm1200供电压V3300铺设长m25.8装机功率kw1875运输能力t/h3500生产能力t/h300破碎机供电压V1140外形尺寸m1.582.062.254功率kW375刮板输送机溜槽尺寸m1.75610.341破碎能力t/h3500铺设长m220乳化液泵型号S300运输能力t/h3500供电压V1140链速m/s1.68功率kw4224供电压V3300流量L/min4318装机功率kw3855压力MPa37.5液压支架高度m2.55-5.55液箱容量L2728宽度m1.75带式机宽度mm1400工作阻力kN8638带速m/s4.0移架速度S/架8运输能力t/h3000 3.1.2 工艺特点（1）装备特点采煤机截割能力强，牵引速度快，整机强度高，具有破碎大块煤的能力。刮板输送机链条能力强，抗大块煤冲击能力强。液压支架移架步距0.865m，可实现快速移架，稳定性好。（2） 进刀方式 采用端部斜切进到方式，管办输送机弯曲段长17m，采煤机全长15.3m，端部斜切进刀段长度是两倍采煤机长度与刮板输送机弯曲段长度之和，为48m。（3） 割煤方式 前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，双向割煤，往返一次进两刀，正常割煤是的采煤机牵引速度一般为8-15m/min。(4）移架方式 移架滞后采煤机后滚筒3架，采煤机牵引速度小于8m/min时，采用单架依次顺序移架方式，牵引速度大于8m/min时，采用成组移架方式，移架速度为14.5 s/架。（5）作业方式根据煤炭工业设计规范：矿井设计生产能力按年工作日300天计算，每天3班作业，。因此规定本矿井“三八制”作业工作制度，即两班采煤一般准备。采用静态检修与动态检修相结合的方法检修装备，设备专列前移在准备办完成，每5-7 d 移一次移动变电站，移一次占用两小时。工作循环作业图如图3.1.2所示。（6）劳动组织 工作面人员配备如下表3.1.2所列。表3.1.2 综放工作面人员配备项目出煤一班/人出煤二班/人检修班/人合计班长1113跟班、队长1001副班长1113采煤机司机112移架推溜工336放煤工224清煤工8816运料工224运输机司机112转载机112验收员112电工1135泵修工11排水工2226支架维护工33超前维护11合计25251262 图3.1.2综放工作面循环作业图 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 3.2.1 确定矿井的年生产能力 参考煤炭工业设计规范可知，矿井设计生产能力主要类型有： 大型矿井：1.2、1.5、1.8、2.4、3.0（Mt/a）及以上中型矿井：0.45、0.6、0.9（Mt/a） 小型矿井：9、15、21、30（万吨/年）在大型矿井中不能出现介于两种设计生产能力的中间井型，经勘测表明本井田的矿井工业储量为20028.53万吨，可采用180万吨/年，矿井的服务年限为T取60年。A=14265.53/(601.3)=182.89万t 3.2.2 矿井的服务年限 根据煤层赋存情况和矿井可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力设定为A=180万t/a，再计算矿井服务年限：矿井的设计服务年限，可以用下式计算： T=Zk/(AK) （3-1）式中 : T矿井平服务年限，a A- 矿井设计生产能力，万t/aK- 储量备用系数，一般采用1.31.5，本井田地质条件及其它条件简单因此取下限1.3Zk矿井可采储量，万tT=14265.53/(1801.3）=60.96 a4. 井田开拓 井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1 井筒形式、数目及位置的确定 4.1.1井筒形式的确定 目前我国井筒一般为立井、斜井和平硐三种形式。由于本井田地质条件简单、地形平坦、并非山岭地带，不存在平顶开拓条件，所以排除平硐开拓方案形式。1、斜井开拓：优点：1）井筒施工简单；2）地面装备简单 3）井底车场装备简单; 4）延深容易，对生产 的干扰小；5）胶带机的主斜井能力大, 且不受长度限制 6）初期投资少. 缺点：1）井身长，绞车提升能力受限制；2）通过井筒的通风、动力供应、排水 等生产经营 费高； 3）井筒维护工程量大； 4）对地质条件适应性差。斜井适用条件：(1)适应大中小矿井； (2)煤层埋藏浅 ；(3)表土层不厚，水文地质条件简单，不需特殊施工法施工的缓斜和倾斜煤层。2、立井开拓：优点：1）井身短；2）提升速度快，机械化程度高，对辅助提升有利，对深井开采有利；3）井筒断面大，提升，排水、动力供应等生产经营费低；4）井筒易维护；5）对地质条件适应性强。缺点：1）井筒施工复杂，需较高技术、较多设备、速度慢；2）井筒装备复杂，基建投资大； 3）井筒延深困难。适用条件：1）煤层埋藏深、表土厚或水文条件复杂，井筒需特殊施工2）多水平开采的急斜煤层3）凡不适合斜井、平硐及综合开拓方式时，均可采用立井开拓。 由于本井田 地质条件简单，地形平坦，煤层分布规则、较连续、倾角变化较小，且无断层构造，瓦斯和水的含量很少。井田深部以煤层的-950 m底板等高线为界；浅部以-350底板等高线为界,总体来说埋藏较深，本井田表土层厚度平均40 m，表土层厚度较厚，然而本井田煤层倾角平均在9.7左右，地面标高为-150 m，很明显，采用斜井开拓时斜井井筒的长度比立井要长的多，这样就增加了提升、通风、维护费用。井筒压煤量较立井而言大的多，此外采用斜井施工时危险性相对立井而言较大。综上所述，立井开拓在经济和技术、安全三方面都占有很大的优势。故本矿井在井筒形式上采用立井开拓。 4.1.2 井筒位置的确定井筒位置的确定，主要是根据以下一些原则进行的。在煤层走向方向尽量位于井田的中央，即要求其两翼的长度大致相等。这主要是考虑到矿井的煤炭运输问题。井筒设在井田中央（储量分配的中央），可使沿井田走向的井下运输的工作量最小，而井筒偏在一翼边界时的相应井下运输工作量要较前者为大。井筒设在井田中央时，两翼产量分配、风量分配比较均衡，通风网路较短，通风阻力较小。井筒偏于一翼时，一翼通风距离长、风压增大。如果要降低风压，就要增大巷道端面，增加掘进工程量。如井筒偏于一侧，一翼过早采完，然后产量集中于另一翼，将使运输、通风过分集中，采煤掘进互相干扰，甚至影响全矿生产。所以当井筒位于井田内的煤炭储量中心时，全矿的运输费用达到最低，当井筒位于井田一翼而形成单翼开采时，矿井的运输费用将增加一倍。这样，由于技术上的不合理而带来经济上的不合理，所以布置单翼开采的井田显然是不可行的。按照本井田的地质赋存条件，现拟定以下四种立井井筒布置方案（如图4.1.2 立井开拓方案剖面图）图4.1.2 立井开拓方案剖面图表4.1.2 立井开拓方案对比表 方案对比 方案A方案B方案C方案D优点a煤系基底有含水特大的岩层不允许井筒穿过时可采用b有利于深部及向下扩展a石门长度较短b沿石门工程量较少a石门长度较短b沿石门工程量最少c煤层斜长适中，有利采区布置以及通风和运输a初期（第一水平）工程量及建井工期最短。b工业广场压煤最少缺点a初期工程量较大b工业广场压煤最大c石门长度及沿石门运输长度较大a布置下水平巷道石门有部分工程量b工业广场压煤增大a工业广场压煤最大a总石门工程量较大b布置下水平巷道石门很长而增大了运输量.工程量综上考虑：从经济、安全、节省运输路线和通风路线及费用，井筒的位置应选方案c最为合理。根据“图 煤层地板等线”先确定主井坐标为（20506650，3803495）；根据煤矿安全规程规定，矿井各个出口之间的距离不得小于30m，同时考虑井上下生产流程能合理衔接以及井塔施工安装和设备布置的需要，将副井坐标定为（20506680,3803525）,风井设在煤层的浅部且坐标先定位定（20507400，3802100)。 4.1.3 井筒数目的确定 本矿年产量180万吨，属大型矿井，在开拓时，决定采用三个立井：主井、副井和风井。这样确定的井筒数目可以满足矿井提煤、运料、通风的要求，保证矿井生产高产、高效、安全，有助于本矿的正常有序发展。附：井筒详细情况表表4.1.3 井筒详细情况表井筒名称井筒用途井筒长度断 面 尺 寸直径（m）净断面积,m主 井提 升8506.533.2副 井辅助提升、通风8504.515.9风井回风兼安全出口8504.515.94.2 开采水平的划分及布置 4.2.1 井田阶段和水平的划分 本井田走向长度为5500m，倾向长度为3551m总的垂直标高600m。根据本井田条件和工业矿井设计规范的有关规定，本井田划分为4个阶段（第一阶段斜长851m，其余三个阶段斜长均为900m），2-4个水平。 阶段内采用采区式准备方式，每个阶段沿走向方向划分为4个长度为1375m的采区，每个采区划分为4个长度为225m的区段。详细如图4.2.1所示。图4.2.1井田阶段采取划分图 4.2.2 阶段和开采水平参数1） 水平垂高第一阶段、水平垂高：851sin9.7o=143.38m，可取整数143m。第二、 第三、第四阶段、水平垂高：900sin9.7o=151.64m，可取整数152m。2） 阶段出煤量第一阶段：（14265.53/3551）851=3418.76万t第二、第三、第四阶段：（14265.53/3551）900=3616.61万t3） 阶段服务年限第一阶段：（60.96/3551）851=14.6 a第二、 第三、第四阶段：（60.96/3551）900=15.45 a4） 采区服务年限第一阶段采区服务年限：（14.6/2）+1=（7.3+1）a第二、第三、第四阶段采取服务年限：（15.45/2）+1=（7.73+1) a5）区段出煤量第一阶段4个采区，每个采取4个区段，每个区段出煤量：3418.76 / 4 / 4 =213.67万t第二、 第三、第四阶段均为4个采区，每个采区4个区段，每个区段出煤量：3616.61 / 4 / 4=226.04万t表4.2 阶段划分表阶段划分/m阶段斜长/m阶段垂高/m阶段出煤量/万t 服务年限/a区段数目/个区段斜长/m区段出煤量/万t阶 段采 取18511433418.7614.67.3+14212.75213.6729001523616.6115.457.73+14225226.0439001523616.6115.457.73+14225226.0449001523616.6115.457.73+14225226.04说明采区服务年限按设计服务平局年限加上1年的产量递增、递减期计算。4.3 井底车场井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。本矿井采用立井开拓，并且设计生产能力为180万t/a，属于大型矿井；本矿井采用固定式矿车运煤，拟定采用立井斜式环形井底车场。立井斜式环形井底车场的特点、优缺点及适用条件如下：特点：主副井存车线与主要运输行道斜交，并利用主要运输巷道作为调车线及部分回车绕道。优缺点及适用条件：a开拓工程量小，b调车方便，运输能力大；c安全性好。弯道角度小，顶推车有利，机车不过翻车机硐室；d巷道交叉点较少，施工较易；e 井筒距大巷较近，且地面出车方向要求与大巷按图示的方向斜交。综上考虑：采用立井斜式环形井底车场较为合适。如图4.3所示。图4.3立井斜式环形井底车场1-主井；2-副井；3-主要是运输巷道；4-调车线；5-回车线4.4 井筒延深方案 考虑三种井筒延深方案，一是主副立井直接延深，二是按斜井延深，三是暗斜井加暗立井延深。 考虑经济，安全以及本井田的地质条等因素，现拟定在技术上可行的开拓方案有以下三种，如下图4.4所示。a方案1（立井四水平直接延深开拓）B方案2（立井四水平加暗斜井延深开拓）C方案3（立井三水平直接延深开拓）d方案4（立井三水平加暗斜井延深）1）方案1和方案2的区别在于第二水平是用暗斜井延深还是用直接立井延深。两方案的生产系统都比较简单，技术都可行。两方案比较，第一方案须多开立井井筒（2300）、阶段石门（1755m）和立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。第二方案则多开暗斜井井筒（倾角9.7度，21781m）和暗斜井的上下部车场，并相应的增加了暗斜井的提升和排水费用。第2和第2方案基建费用和生产费用粗略估算如下表4.41所示。表4.41 方案1和方案2粗略估算费用方案方案1基建费/万元立井开凿23003000=180石门开凿1755800=140.04井底车场1000900=90小计410.04生产费/万元立井提升0.83566.380.85=4010.68石门运输1.7551.23566.380.381 =2861.61立井排水30.48380243650.1525=1547.29小计8419.58 总计费用/万元8829.98 方案方案2基建费主暗斜井开凿8901050=93.45副暗斜井开凿8901150=102.35上、下斜井车场（300+500）900=72小计267.8立井提升0.81.27132.770.381=2608.88暗斜井提升1.7811.27132.770.48=7317.19排水（斜、立井）30.4838024365（0.0630.127）=1927.78 小计11853.85总计费用/万元12121.65百分率100 通过基建费用和生产费用的粗略估算可知，方案1的投入费用要比方案2较少，又因为方案1提升、排水、运输环节较少，人员上下比较方便，以及方案1的通风系统也比方案2较优越，综上考虑，现决定选用方案1。 2）方案3和方案4比较，方案3采用立井直接延深，需要开出两条立井井筒（2150m）和一条石门（1755m），以及立井井底车场。方案4需要开出两条暗斜井井筒（倾角9.7度，2890m），以及和斜井上、下部车场。方案3和方案4基建费和生产费粗略估算如下表4.42所示。表4.42 方案3和方案4粗略估算费用方案方案3基建费/万元立井开凿21503000=90石门开凿1755800=140.4井底车场1000900=90小计320.4生产费/万元立井提升0.81.23566.380.85=1985.36石门运输1.7551.23566.380.381 =1354.62立井排水15.24380243650.1525=773.6小计4113.58 总计费用/万元4433.98百分率100方案方案4基建费/万元主暗斜井开凿8901050=93.45副暗斜井开凿8901150=1023.5上、下斜井车场（300+500）900=72小计1188.95生产费/万元立井提升0.651.23566.380.85=2364.5暗斜井提升0.891.23566.380.381 =1451.19排水（斜、立）15.24380243650.193=979.11小计4589.34 总计费用/万元5778.29百分率100从粗略估算费用表看出，方案3和方案4的基建费用和生产费用之和基本想差不多，但方案3的排水、运输、提升、通风环节都比方案4较少，即生产系统更为简单可靠一些，所以决定选用方案3。3） 现在对方案1和方案3进行详细比较：分别从建井工程量、生产经营工程量、基建费用和生产经营费用计算比较，分别如下表4.43-4.46所示。表4.43 方案1和方案3建井工程量期间项目方案1方案3前期主井井筒/m500+20650+20副井井筒/m500+5500+5井底车场/m10001000主石门/m0878运输大巷/m15001500后期主井井筒/m300150副井井筒/m300150井底车场/m10002000主石门/m17551755运输大巷/m2600+41002600+24100表4.44 方案1和方案3建井工程量项目方案1项目方案3运输提升/万t.km工程量运输提升/万t.km工程量=1384.99采区上山运输一区段二区段三区段21.2854.6830.21275=1309.221.2854.6820.21275=872.821.2854.6810.21275=436.4采区上山运输一水平一区段二区段三区段 二、三水平一区段 二区段 三区段 21.2904.1630.21275=1384.921.2904.1620.21275=923.3221.2904.1510.21275=461.6621.2854.6830.22604=1602.421.2854.6820.22604=1068.321.2854.6820.22604=534.14大巷及石门运输一水平二水平立井提升一水平二水平21.27132.772.6=44508.4821.27132.774.1=70168.4521.27132.770.5=8559.3221.27132.770.3=5135.59大巷及石门运输一水平二水平三水平立井提升一水平二水平三水平21.27132.772.6=44508.4821.23566.394.1=35093.2821.23566.394.1=35093.281.27132.770.5=4279.661.23566.390.65=2781.781.23566.3970.8=3423.74维护采区上山/万m.s21.242887.758.7310-4 =29.76维护采区上山/万m.s21.243887.758.7310-4 =44.64排水/万m3一水平二水平3802436530.4810-4=10146.183802436530.4810-4=10146.18排水/万m3一水平二水平三水平3802436530.4810-4=10146.183802436515.2410-4=10146.183802436515.2410-4=10146.18表4.45 方案1和方案3基建费用项目方案1方案3工程量/m单价/元/m费用/万元工程量/m单价/元/m费用/万元初期主井井筒/m52030001566703000201副井井筒/m5053000151.55053000151.5井底车场/m100090090100090090主石门/m08000.08878800702.4运输大巷/m15008001201500800120小计517.581264.9后期主井井筒/m300300090150300045副井井筒/m300300090150300045井底车场/m1000900902000900180主石门/m1755800140.41755800140.4运输大巷/m670080053610600800848小计946.41258.4 共计1463.982523.3表4.46 方案 1和方案3生产经营费项目方案1方案3工程量/m平均单价/元/m费用/万元工程量/m平均单价/元/m费用/万元运输提升费采区上山2618.40.61751.045974.280.684060.96小计1751.044060.96大巷及石门11467.430.3854414.2611452.30.3854409.14小计4414.264409.14立井13694.210.8411503.110484.21.0210692.6小计11503.110692.6运提费合计17668.419162.5维护采区上山29.76351041.644.64351562.4排水费用一、二、三水平工程量/m平均单价/元/m费用/万元工程量/m平均单价/元/m费用/万元20292.450.122435.04304350.1053195.99小计2435.043195.99合计21144.6823919.16项目方案1方案3费用/万元费用/万元初期建井费517.581264.9基建工程费1463.982523.3生产经营费21144.6823919.16总费用22608.6627707.36表4.47 方案1和方案3费用汇总表 通过上述综合经济比较，方案1在投资费用上基本略少于方案3，并且，方案1开拓延深对生产的影响较小，综合考虑最后决定采用方案1位本矿井的开拓延深方案。5. 准备方式采区巷道布置.5.1 煤层的地质特征1） 本井田内的可采煤层为9号煤，埋深200-800m，煤层赋存稳定，平均厚度7 m。倾角平均为9.7 o，为缓倾斜厚煤层。2）本井田煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，属中硬煤层。各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。 3）煤层为单斜构造，赋存稳定，采取内地质构造简单，没有发现较大的地质破坏以及断层，水文地质条件也比较简单。 4)采区工业储量为854.69万t，生产能力18万t/a，服务年限为 4.75a。 采区煤层地质条件如下表5.1所示。表5.1 每层特征表每层编号煤层厚度/m稳定程度煤层倾角/ o伪顶岩石性质直接顶岩石性质老顶岩石性质直接底岩石性质老底岩石性质97中硬煤层9.7炭质泥岩、泥岩，厚0.3m泥岩、砂质泥岩薄层状厚3m砾岩、粗粒砂岩，厚6m泥岩、砂质泥岩，厚3.5m粉砂岩与中粒砂岩互层，厚25m5.2 采区巷道布置及生产系统 5.2.1 采区巷道布置 1)采区形式 由于本井田划分为4个阶段，每个阶段划分为4个采区，每个采区走向长度为1375m，又因为本矿井采用综合机械化采煤工艺，长臂放顶煤采煤法，现决定采用双翼开采布置，每翼走向长度为687.5m，满足高档综采工作面的走向长度的要求，故采区形式采用双翼采区布置形式。如下图5.2.1所示。图5.2.1单一煤层采区上山准备方式1-运输大巷；2回风大巷；3-下部车场；4轨道上山；5-运输上山；6上部车场7、7-中部车场；8、8、10区段回风平巷；9、9-区段运输平巷；11联络眼；12采取煤仓；13-采区变电所14绞车房；15行人联络眼 ；16-溜煤眼 2)采区上下山及设计方案 根据采区煤层赋存条件简单且稳定、采区地质构造简单的条件，并且煤层平均厚度在7m，属于厚煤层。采区上山先拟定2种方案。 方案1：采区上山联合布置。在9煤层中，布置两条上山间距30m，两条上山位于采区走向中央。 方案2：采区上山联合布置。轨道上山布置于9煤层中间，运输上山布置于距9煤层以下12m的底板岩层中。2种方案适用比较如下表5.2.1.2所示。表5.2.1.2 采区方案技术比较表项目方案1-双煤层上山方案2-一岩一煤上山1.掘进工程量工程量小工程量较大比方案1多掘进一条石门2.工程难度较简单较难3.通风距离短较长，每个区段都要增加相应的通风距离4.管理环节少较多5.巷道维护维护工程量大，费用高，支架受采动影响大。相比维护费用有所简单好，难易程度有所降低6.支架回收可以回收，70可以复用煤层上的支架可以回收，岩层上的不能回收。7.工程期煤层上山掘金较快岩层上山掘进较慢 经过详细的比较，双煤层上山，虽然维护费用比较高，但在掘进工程量、工程难度、通风距离、管理环节、支架回收、工程期方面都优越于方案2。综合考虑采取煤层地质条件，赋存情况、煤层厚度以及煤质等特征因素。决定采用方案1双煤层上山准备方式。 5.2.2 生产系统 运煤系统：工作面9165121 辅助运输：材料与设备134621110工作面 通风：新鲜风流13478119工作面；污风91125.3 采区车场形式选择采区车场是采取上下山与运输大巷、回风大巷或区段运输平巷连接处的一组线路、巷道或硐室的总称。采区车场的主要作用是在采区内运输改变或车辆存储过渡、转载工作的地方，设计甩车道、储车线及一些联络巷道，还包括煤仓和绞车房等硐室。按位置不同，采区车场分为上部车场、中部车场和下部车场。准备方式不同，采区车场形式及线路布置也不相同。轨道路线设计是采区车场设计的主要内容，应与采区运输方式、生产能力和采区巷道工程相适应；保证车场内调车方便、可靠；操作简单、安全；能提高工作效率和尽可能减少车场的开掘及维护工作量。综上条件考虑：采区车场线路布置图如下图5.3所示。 图5.3采区车场线路布置图1-运输上山；2-轨道上山；3-采取煤仓；4-空车存车线；5-重车存车线；6-道岔；7-材料存车线；8-绕道；9-绞车房 5.3.1 采区上部车场采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风大巷之间一组联络巷道和硐室的总称。 采区上部车场按轨道上山与上区段回风平巷或回风石门的连接方式不同，可分为平车场、甩车场和转盘车场3类。由于本采区采用上煤层上山布置，并且煤层上部砂岩矿物成分主要为石英、长石，较为坚硬，属中等坚硬坚硬岩石，比较稳定。为减少岩石工程量， 可采用甩车场比较合适。 甩车场又分为单向甩车场和双向甩车场，考虑到双向甩车所需的交叉点断面较大，施工和维护比较困难，现上部车场采用单向甩车场。如下图5.3.1所示。图5.3.1 采区上部单向甩车场1-运输上山；2-轨道上山；3-绕道；4-甩车道；5-绞车房；6-区段回风平巷；7-回风石门；9-回风通道1.布置特点：1）轨上以倾斜甩车道与区段回风平巷（或石门）相连，在平巷内设储车线及调车线。2）绞车房高于回风水平。2.优点：1）调车省力；通过能力大，可减少工程量；2）绞车房高，不易维护，绞车房有下行风。2.适用：采区上部围岩稳定。 5.3.2 采区中部车场 采区中部车场联结上山和中部区段平巷的一组巷道和硐室的总称。采区中部甩车场车场分：石门式、绕道式。绕道式分：单向甩车、双向甩车、平巷式。 本采区采用双翼采区布置，轨道上山和运输上山沿同一层位布置，为避免车场和运输上山交叉，则应开掘巷道，所以中部车场现采用绕道式甩车场形式布置。如同上部车场一样采用单甩车。如图5.3.2所示。图5.3.2采区中部单向绕道式甩车场1-运输上山；2-轨道上山；3-甩车道；4-绕道；5-区段运输平巷；特点：甩车道3由斜面进去平面后再延伸至顶板绕道4，在绕道中布置储车线和调车线，由轨道上山2提升的矿车通过甩车道4,再进入两翼区段轨道平巷5。 5.3.3 采取下部车场 采区下部车场采区上山与阶段运输大巷联接处的一组巷道和硐室的总称。 按装车地点不同，采区下部车场可分为： 1）大巷装车式； 1）石门装车式； 3）绕道装车式。由于本矿井，本采区为单一煤层布置，并且是在运输大巷直接装车，而上山一翼只有一个采区开采工作，并不适合用绕道装车式下部车场，总上考虑：现决定采用大巷装车式下部车场。又因为本采区煤层倾角平均为9.7 o ，小于12o ，所以采用底板绕道， 如图5.3.3所示。图5.3.3采区大巷装车式下部车场（底板绕道）1-运输上山；2-轨道上山；3-采区煤仓；4-运输大巷；5-行人斜巷；6-材料斜巷；7-绕道 大巷装车式下部车场调车方便，线路紧凑，工程量少，主要缺点是影响相邻采区生产期间在大巷中的通过能力。绕道出口方向可分为朝向井底车场方向或背离井底车场方向两种，为了便于调车、通风和行人，一般采用朝向井底方向布置。5.4 采区采掘接替计划 掘进与采煤是煤矿生产中两个基本的环节，采煤必须掘进，掘进为了采煤。矿井采掘关系是指矿井采煤与掘进之间相互协调与配合的关系。按照生产过程中采煤工作面不断地从一个地点转到另一个地点的需求，合理安排相应的巷道掘进工作，做到采掘并举、掘进先行，是矿井正常、均衡、稳定生产的基本保障。如果掘进工程落后采煤，不能按时准备出采煤工作面，将造成无采煤接续工作地点，造成生产被动、产量下降的局面，称之为“采掘失调”；如果掘进工程超前过多，将造成巷道掘出后的时间闲置不用，并要投入人力和物力维护，给煤矿生产增加不必要的开支同时带来一定的巷道维护困难。 因此必须根据矿井生产规模，煤层间或煤层分层间允许的开采顺序，水平、阶段、采区（盘区或者带区）、区段或分带间合理的开采顺序，安排好整合正常的工作面接替顺序和相应的巷道掘进工程，保证协调的矿井采掘关系。 5.4.1 配采矿井在设计和生产过程中，为了满足要求，保证矿井产量和煤质的要求，达到均衡、有效、合理的开采井田范围内的煤层，根据煤层煤质和赋存条件、分布特点和开采技术的不同，在相互衔接的各时期内，对各采区、工作面开采程序和部署所做的统筹安排称之为配采，有时也成为配产。配采的主要内容有以下几点：1) 同采的薄煤层和厚煤层配采；2) 不同煤类或不同煤质的煤层配采；3) 上、下组煤层或同一组内上、下部煤层配采；4) 厚煤层上下各分层配采；5) 矿井两翼配采；6) 解放层与被解放层配采；7) 不同采煤工艺间配采；8) 正规工作面与边角煤配采。在矿井生产过程中，随着采掘工程的扩展和延深，对煤层地质条件的 了解会更接近于实际情况，生产技术和管路水平也将不断提高。因此，给煤层的合理配采，不同开采技术条件煤层的合理配采不是一成不变的，需要根据实际的条件的变化适时调整。配采原则主要是通过编制采煤工作面接替和采区接替计划具体实现的。 5.4.2 采煤工作面接替按矿井产量计划要求，一个采煤工作面开采结束后，由另一个准备好的采煤工作面投入生产，所形成的相互衔接关系成为采煤工作面接替。如下图5.4.2为首才工作面1号采区的采掘接替明细图和表5.4.2采掘接替工作表所示。 图5.4.2 1号采区首采工作面采掘接替图表5.4.2 （1） 1号采区#90101采煤工作面回采参数表工作面1号采区#90101采煤工作面工作面长度/m212.75工作面走向长度650采煤方法及工艺综合机械化放顶煤采煤法工作面煤层厚度/m7工作面机采高度/m2.8截深/m0.8日推进/m3.2月推进/m96总进度/m620回采煤量/万t172.79准备煤量/万t25.65开拓煤量/万t15.23#90101采煤工作面回采时间/天194#90101采煤工作面工作起始日期2013年2月1号#90101采煤工作面预计停采日期2013年8月15号表5.4.2（2） 1号采区#90102掘进工作面任务计划表工作面1号采区#90102掘进工作面掘进工程名称区段运输平巷/m620区段回风平巷/m620行人斜巷/m150开切眼/m200煤岩别煤层支架支护锚杆支护、金属之架、断面 /（平方米）毛6净4.6计划日掘进/m4.2计划月掘进/m124计划掘进起始日期2013年2月1号计划掘进截止日期2013年7月1号 本采区工作面（#90101号采区首采工作面）预计在2013年8月15号回采完成，为顺利搬家至#90101采区工作面，正常开始计划回采，掘进班计划必须在2013年7月1号之前完成掘进巷道工程，以保证矿井正常连续工作。掘进班各掘进工程量以及种类技术参数如上表表5.4.2（2）所示。6. 矿井及首采区主要技术经济指标表6.1 首采工作面采煤工艺本井田煤层基本地质条件如下：1） 煤层厚度平均7m；2）煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，属中硬煤层。3）煤层埋深在200-800m；4）煤层中的夹矸较少厚度一般平均在0.3m；5）煤层顶板厚度平均在9.3m；6)煤层倾角为9.7度；7)煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。综上7种煤层地质条件均符合采用放顶煤采煤法，所以决定采用 综合机械化放顶煤采煤法。为保证工作面放顶煤安全，制定本安全技术措施： 6.1.1 主要危险源1、放煤过多（将顶放空后，顶板大面垮落，造成压死支架及伤人）；2、放煤时，无喷雾或喷雾效果不好或支架后方有人工作或进入；3、顶板周期来压；4、放煤结束后，尾梁插板未及时收回。 6.1.2 放煤工艺1、放煤与割煤、返机平行作业，放煤步距0.8m。2、放煤方式：二轮、顺序、等量放煤。第一轮：当采煤机下行割煤时，一人滞后采煤机30m自上向下放单号支架上的顶煤；一人滞后前面放煤工5台支架自上向下放双号支架上的顶煤。第二轮：当煤机上行清理浮煤时，一人滞后采煤机30m自下向上放单号支架上的顶煤；一人滞后前面放煤工5台支架自下向上放双号支架上的顶煤。第一轮放出顶煤的1/3，第二轮见矸停止放煤。3、为有利于上下端头及过渡架位置顶板管理，上下端头不放煤，工作面上部9台过渡架、下部5台过渡架不放煤。4、放煤前，调整尾梁位置并收回收回插板，以便使顶煤直接流入后部输送机。5、放煤时，反复摆动尾梁破碎大块煤和提高放煤量。6、见矸后，升起尾梁，伸出插板，然后将各操作手把打到“零”位。 6.1.3 放煤安全技术措施1、放煤前首先检查各操作系统、管路及各部件连接是否完好正常，确认无问题后方可操作。2、放煤必须打开支架喷雾，无喷雾或喷雾不完好不准放煤。3、放煤时，支架后方严禁有人工作或进入。4、放