煤矿开采学课程设计

煤矿开采学课程设计说明书绪 论1、设计目的固体矿床开采设计是在本专业学生已经学完地质学基础、矿山测量、爆破及井巷工程、矿山压力及控制、固体矿床开采和矿井通风等课程之后，在专业生产实习的基础上，运用所学的理论知识和生产实践，结合实习矿山地质资源条件和生产技术情况，进行的一次以采煤方法和采区巷道布置为主要内容的独立大作业。其目地在于培养学生综合运用所学知识分析、解决工程实际问题的能力。此外在本次课程设计过程中，还要培养学生树立正确的设计观点，学习掌握设计程序和方法，运用设计手册、设计规范、矿山安全规程、定额手册及绘制工程图和编写说明书的能力。2、设计内容 设计题目四川达竹煤电(集团)有限责任公司金刚煤矿120m水平3采区(600kt/a)设计 设计参数采区生产能力：450kt/a；采区范围：标高：+120m+330m；煤层倾角：2328平均25；可采煤层参数： 煤层编号厚度(m)平均值(m)煤层结构顶 底 板煤层稳定性煤层间距(m)顶板底板稳定性内连2.434.803.00含矸石05层粉砂岩细砂岩泥岩粘土岩砂质泥岩稳定稳定10.3719.6915.65外连1.552.631.90简单无夹矸砂质泥岩泥岩粘土岩稳定稳定煤炭容重：1=2=1.35t/m3。设计资料以实习矿井生产资料为准。回采工艺设计煤层 连煤层。第一章 矿井及采区地质特征、储量及服务年限第一节 矿井及采区的地质特征1、矿井位置四川达竹煤电（集团）有限责任公司金刚煤矿位于达县县城177方向、直距约17km处，行政区划位于达县石板镇。井田范围属于达县石板镇、景市镇、百节镇、斌郎镇、福善镇所辖。地理坐标：东经10729191073159,北纬300034310 503。金刚煤矿有矿区公路西行5km至石板镇与210国道相接，由此再向北行20km至达州市城区，距位于井田西北的襄渝铁路达县火车站约35km。达渝高速公路及襄渝铁路、成万铁路均途经达州市城区。井田西侧有铜钵河流过，因下游建有金盘子水电站，蓄水颇丰，可以舟楫，交通较为方便。2、矿井地形地貌矿区井田位于中山背斜北段，低山地形地貌，地形总趋势为东高西低，坡度较缓，坡角约为140。背斜构造，地层走向一般为北1524且东陡（倾角为774）西缓（倾角为654），为一北北东的长条形低山，北高南低，山脊一般高程为700m，山顶较平。最高高程为天耕梁802m，最低点为桐子湾河沟和杜家沟302m304m，相对高差一般小于400m，最大达500m。地貌与构造形态基本吻合，背斜轴部为山脊，两翼顺向冲沟发育。属侵蚀构造类。3、矿井地质特征 地层矿区地表基本为第四纪冲积物所覆盖，厚薄不等，并广泛出露中下侏罗系自流井组，煤系地层为上三叠系须家河组，仅在井田南北“天窗式”出露，煤层露头少见，属隐伏煤田。区内出露和钻孔揭露的地层，由老到新有三叠系须家河组（T3xj）、侏罗系自流井 组（J1-2Z）和沙溪庙组（J3）上三叠统须家河组（T3xj）：在井田内因揭露不全，厚度不详。柏林井田厚471-567m，一般520m，以假整合覆于中三叠统雷口坡组之上。为三角洲-河流、湖泊沉积，按沉积环境分七段，一、三、五、七为含煤段，二、四、六为砂岩段。主要由细-粗粒砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩夹薄层石灰岩和煤组成。在泥岩和煤层的顶板中含丰富的植物化石。中下侏罗统自流井组（Jl-2）：以湖泊相沉积为主，与下伏岩层呈假整合冲刷接触。厚640839m，一般743m。分为四段，即珍珠冲、东岳庙为第一段，二段为马安山，三段为大安寨，四段为凉高山。底部为浅灰、灰白色细中粒长石石英砂岩。 中侏罗统下沙溪庙组（J3）：紫红泥岩、粉砂质泥岩与细中粒砂岩互层，底部为灰色厚层状中粒长石石英砂岩，称“关口砂岩”，常耸立成峰，松林密布，易于识别。与下伏地层假整合接触，厚度不详。含煤地层井田煤系地层为须家河组第五段（T3XJ5）、第七段（T3XJ7），为一套陆相河流环境沉积，厚约2011041米。主要含煤地层为第五段（T3XJ5）、第七段（T3XJ7）。第五段（T3XJ5）：俗称中煤组，厚84.09128.61米，一般103.67米，其中砂岩类约34% ，泥岩类约占64%，含煤率约2%。第一带（T3XJ5-1）为灰、深灰色泥岩，泥质粉砂岩夹粉砂岩，含11、12煤层及煤线47层，本带厚20.1656.77米，一般厚41.89米。第三带（T3XJ5-3）为深灰色泥岩，泥质粉砂岩、泥质粉砂岩夹粉砂岩，含14煤层及煤线46层，本带厚3.4634.50米，一般厚15.37米。第七段（T3XJ7）：俗称上煤组，厚75.83152.52米，一般104.20米, 其中砂岩类约占67.6% ，泥质岩类约占28.9%，含煤率约3.5%。第二带（T3XJ7-2）为井田主要含煤带，岩性为深灰、黑灰色岩、粉砂策泥岩夹泥策粉砂岩，含煤39层，主要煤层为外连、内连煤层，全区可采。本带厚2.5640.53米，一般15.71米。4、煤层特征采区内可采煤层共二层，由上而下为三叠系须家河组第七段（T3xj7），俗称上煤组，含外连煤层和内连煤层；须家河组第五段（T3xj5），俗称中煤组。现分述如下：外连煤层位于须家河组第七段第一亚段（T3xj7-1）的上部，上距须家河组第七段第二亚段（T3xj7-2）砂岩0.0412.61m，平均3.30m。该煤层厚度较稳定，仅在矿区南部边界东西翼、东翼北端（1）号勘探剖面线处、西翼F1断层以北及东翼（4）号勘探剖面线至原5号勘探剖面线之间，50m标高以下有零星不可采区外，其余全区基本可采。煤层总厚度1.552.65m，平均1.90m。煤层结构沿走向从北向南，无夹矸。属较稳定煤层。煤层顶、底板岩性均为泥岩及粉砂质泥岩。内连煤层位于须家河组第七段第一亚段（T3xj7-1）的中上部，上距外连煤层15.5519.69m，平均15m。煤层厚度基本稳定，仅原7号勘探线以南背斜轴部有一小块不可采外，其余全部可采。煤层总厚度2.434.8m，平均3.0m。煤层结构大部份为单一煤层，在F50断层以南背斜轴及东翼为复煤层，常含夹矸1层，少数为23层，西翼井筒附近极个别点含夹矸4层，夹矸单层厚0.050.80m，夹矸岩性大部份为泥岩，少许为炭质泥岩。大部份夹矸厚度大于煤分层厚度，使煤层有益厚度变薄。纯煤厚度0.151.42m，平均0.74m，其中东翼厚0.700.90m；西翼原10号勘探线以北厚0.701.30m。以南变薄为0.400.50m。有益煤厚0.401.16m，一般0.78m，煤层稳定系数为32.9%，属较稳定煤层，煤层顶板岩性为泥岩、粉砂质泥岩；底板岩性为泥质粉砂岩、粉砂岩及粉砂质泥岩。图1 煤层柱状图5采区内可采煤层厚度及顶、底板条件外连煤层：该煤层在采区内全区可采，仅在井田以北被一古河流冲刷，有益厚度1.552.60m，一般1.90m。全井田可采厚度1.842.2m,平均2.0m，其中+120m水平煤层厚度为1.842.52m，平均2.03m。煤厚变异系数为33%，属稳定煤层。煤层结构为复合煤层，一般夹矸13层，厚0.010.45m，夹矸为炭质泥岩。煤层的顶板为泥岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，局部地段为细中粒砂岩，底板为深灰色泥岩或泥质粉砂岩。内连煤层：该煤层除井田以北因古河流冲刷无煤外，全井田均有分布.煤层厚度基本稳定，仅井田南部背斜轴CK9号孔附近一小块不可采。煤层结构，一般为单一煤层，10号勘探线以南大部份为复合煤层，含矸一层为泥岩，砂质泥岩，东翼夹矸厚度0.070.67m,平均0.27m；西翼夹矸厚度0.200.65m，平均0.39m。煤厚变异系数全井田为37.13%，其中+120米水平36.22%，属较稳定煤层。煤层顶板常见为泥岩，粉砂质泥岩，底板为泥质粉砂岩，粉砂岩及粉砂质泥岩。6煤层瓦斯情况、煤层爆炸性、煤层自燃性及涌水量矿井瓦斯根据矿井提供的地质报告和现场检测，矿井瓦斯主要来源于煤层和相邻岩层。在生产过程中，瓦斯涌出形式为普通涌出，煤（岩）层瓦斯涌出情况较均衡、稳定，目前除已开采结束的112采区以外还未发现其它地点有瓦斯异常区和异常点，并无大的裂隙瓦斯涌出。根据矿井在近几年瓦斯等级鉴定结果报告中显示，均属低瓦斯、高二氧化碳矿井。煤尘金刚煤矿目前开采的内、外连煤层无爆炸性。煤炭自燃矿井开采煤层均为特低硫、特低磷煤，煤层经煤科总院重庆研究院2003年12月30日鉴定，开采的所有煤层均为不易自燃煤层，涌水量现矿井最大涌水量12815m3/d，较小涌水量8158m3/d，一般涌水量9200m3/d。第二节 采区的储量及服务年限1、采区的工业储量、设计可采储量 (1) 采区的工业储量Zg=HL(m1+m2) (公式1-1) 式中： Zg- 采区工业储量，万t； H- 采区倾斜长度，497m； L- 采区走向长度，1500m； - 煤的容重 ，1.35t/m； m1- 内连煤层煤的厚度，为3.0米；m2-外连煤层煤的厚度，为1.90米；Zg=4971500(3.0+1.9)1.35=493万tZg1=49715003.01.35=302万tZg2=49715001.901.35=191万t (2) 设计可采储量 ZK=ZgC (公式1-2)式中：ZK- 设计可采储量, 万t； Zg- 工业储量，万t；C- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。ZK1= Zg1 C1=3020.8=242万tZK2= Zg2 C2=5320.80=153万tZK= ZK1+ ZK2 =395万t(3) 采区服务年限T= ZK/A/K(公式1-3)式中： T- 采区服务年限，a; A- 采区生产能力，60万t/a； ZK- 设计可采储量; K-储量备用系数，取1.3。T=395/60/1.3=5.06 a ， 取5年。(4) 验算采区采出率 对于内连煤层C=(Zg1-p1)/Zg1 (公式1-4)式中：C 采区采出率，% ；Zg1 k1煤层的工业储量，万t ；p1 k1煤层的煤柱损失，万t ；说明：区段煤柱9m,走向边界煤柱2x11m,倾向边界煤柱2x10m。 C=493OKt-15001121.353t-1500911.353t-210（497-102-81）1.353t/493okt=96%80% 满足要求。 外连煤层外连和内连煤层一样为96% 。 第二章 采矿方法的选择第一节 采煤方法选择原则采矿方法的选择，需根据现行的煤炭行业技术政策、规定，结合设计采区的具体地质情况和煤层特征，本着“安全上可靠，技术上先进，经济上合理”三原则，对设计采区所有开采煤层提出可行的采煤方法。按照煤层厚度和倾角，并结合工艺水平和装备特点，我国目前地下开采实际采用的采煤方法主要有长壁垮落采煤法、放顶煤采煤法、急倾斜采煤法、充填采煤法、水力采煤法以及连续采煤机房柱式采煤法。第二节 采煤方法比较及选定根据目前我国采煤方法的现状，主要为走向长壁采煤法和倾向长壁采煤法，充填采煤法、水力采煤法和房住式采煤法处于技术原因和回采率低的原因，很少采用。放顶煤采煤法和分层采煤法只适用于厚煤层。因此只比较走向长壁采煤法和倾向长壁采煤法。方案一:走向长壁采煤法。方案二:倾向长壁采煤法。表2-1 方案比较表 方案比较类别 方案一方案二适用条件 顶板易于垮落的缓斜、倾向薄及中厚煤层。主要适用于倾角在12以下的煤层，当工作面采取有效措施后可应用于1217煤层。优缺点巷道布置较复杂，投资大巷道布置简单，投资小。运输系统较复杂，设备费、运输费用较高。运输系统简单，设备费、运输费用低。通风线路长，风流方向转折变化多。通风线路短，风流方向转折变化少。掘进及辅助运输、行人较容易。掘进及辅助运输、行人较困难。优缺点大巷装车点少大巷装车点多可以不用污风下行有污风下行的问题结合设计采区的具体设计条件：煤层倾角：2328平均25；表2-2 可采煤层参数煤层编号厚度(m)平均值(m)煤层结构顶 底 板煤层稳定性煤层间距(m)顶板底板稳定性内连2.434.803.00含矸石05层粉砂岩细砂岩泥岩粘土岩砂质泥岩稳定稳定10.3719.6915.65外连1.552.631.90简单无夹矸砂质泥岩泥岩粘土岩稳定稳定确定设计采区选用方案一（走向长壁采煤法）。第三章 采区巷道布置第一节 采区的布置方案1、采区上山布置 (1)采区上山布置方案选择 由于所设计采区的煤层为低瓦斯无突出危险煤层，为了完善采区的准备巷道，还需要两条上山。根据采区的具体设计条件，可提出两个可行的技术方案，为了得出最优的方案，需要做技术经济比较。 方案一：布置两条岩石上山，上山位于距内连煤层底板10m。采用集中上山联合准备方式。上山倾角为25，断面为半圆拱形；采区回风石门、区段运输石门以及区段轨道石门均采用半圆拱形巷道。由于此岩层稳定，支护采用锚杆支护加喷射混凝土支护。两上山上部通过上部车场与回风大巷连接，下部通过下部车场与+120水平大巷连接。 方案二：布置两条煤层上山，上山位于内连煤层里。采用集中上山联合准备方式。上山倾角为25，断面为半圆拱形；采区回风石门、区段运输石门以及区段轨道石门均采用半圆拱形巷道。由于为煤层巷道，采用锚杆加金属网加喷射混凝土支护。 方案比较表3-1 采区方案技术比较 方案项目方案一双煤上山方案方案二双岩上山方案1.掘进工程量工程量小工程量大2.工程难度较容易困难3.煤柱损失较大小4. 受采动影响较大较小5.巷道维护煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高维护工程量少，维护费用低6.运输能力较小大7.工程期煤层上山掘进快岩石上山掘进速度较慢表3-2 采区方案经济比较（巷道掘进费用）方案工程名称方案一方案二单价(元/m)工程量（m） 费用 （元）单价(元/m)工程量（m）费用 （元）运输上山及轨道 上山15784972=9941568532 12924972=9941284248采区回风石门1152（831）60.77.175826.5115237.042624采区运输石门 （两条） 1152（831）60.727.12151653115237.0285248采区轨道石门1152（831）60.77.175826.5115237.042624合计187118381454744表3-3采区方案经济比较（巷道维护费用）方案工程名称方案一方案二服务年限单价(元/m年)工程量（m） 费用 （元）服务年限单价(元/m年)工程量（m）费用 （元）运输上山及轨道 上山5404972=9941988005 904972=994447300采区回风石门540（90）60.77.11533554037.07400采区运输石门 （两条） 540（90）60.727.123067054037.0214800采区轨道石门540（90）60.77.1153355 4037.07400合计52601405476900通过采区经济比较，两个方案的巷道掘进和维护费用分别为：方案一为2131323元。方案二为1931644元。确定采区布置方案通过上述方案比较，虽然从经济上方案二较节省，但从技术上考虑，方案一更好，特别是不用留上山保护煤柱，而且相比方案二工作面少搬家，少掘开切眼。因此，选用方案一作为设计方案，即采用两条岩石上山布置。2、采区车场布置 采区上部车场选择由于该采区煤层倾角为25，为倾斜煤层，绞车房距总回风巷的距离较近，故采区上部车场选用顺向平车场。其优点是车辆运行顺当，调车方便，回风巷短，通过能力大。采区上部车场常用的有甩车场和平车场，在这里我选择平车场。平车场又有顺向和逆向等形式。平车场和甩车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件。在煤层群联合布置时，回风石门较长，为便于与回风石门联系多选用平车场，其他条件下可选用甩车场。选用平车场时，当车场巷道直接与总回风道联系时可采用顺向平车场，如图图3-1 采区上部平车场 采区中部车场选择本采区生产能力大，煤层倾角为25，轨道上山布置在距煤层底板10m的岩石中，故选用中部车场的形式为单道起坡甩入石门的中部甩车场，其斜面线采用一次回转方式。该车场特点是提升牵引角小，钢丝绳磨损小，操车方便，斜面线路短。车场布置：采区运输上山通过倾斜的单向甩车道到达区段石门与区段运输平巷相连。如图图3-2 采区中部车场采区下部车场选择由于该采区煤层倾角为25，上山倾角为30 12，上山通常提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩稳定，因此选用大巷装车顶板绕道式下部车场。其优点是车场布置紧凑，工程量省，调车方便，但绕道出口交岔点距装车站近，线路布置困难，绕道维护条件较差。采区下部车场如图图3-3 采区大巷装车顶板绕道式下部车场3、采区硐室 采区煤仓 设置一定容量的煤仓能够保证采掘工作面正常生产。采区煤仓分为井巷式煤仓和机械式水平煤仓。其中，机械式水平煤仓可以拆装移设，安装使用安全可靠、经济，易于实现自动化监控，因此采用机械式水平煤仓，煤仓容量可参考表3-1-1进行选择。 煤仓容量与采区生产能力关系采区生产能力/万ta-130以下3050456060100及以上采区煤仓容量/t50100100150150300300500根据采区生产能力和大巷运输能力，保证采区正常生产为原则，根据采煤机连续作业割煤的产量计算：Q= （Ag-An）Tg kt (公式3-1)式中 Q采区煤仓容量，t； Ag采区高峰生产能力，t/h；为平均产量的1.52.0倍；An装车通过能力，t/h；为平均产量的1.01.3倍；Tg采区高峰生产持续时间，机采取1.01.5h；kt不均衡系数，机采取1.151.2；采区平均生产能力：A= 22530.631.350.954/16=137t采区煤仓容量：Q=（1372-1371）1.51.2=247t参考相关规定，煤仓容量取300t。其他硐室 绞车房绞车房的位置选择在围岩稳定、易维护的地点，满足绞车房施工、安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近变坡点，以减少巷道施工量有利修护，因此布置在内连煤层底板中。绞车房有2个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房的风道。断面设计成半圆拱形，用混凝土或者锚喷砌筑。采区变电所采区变电所应设在在岩层稳定、通风条件好的地方，并位于采区用电负荷中心，一般设在采取上山附近。采区变电所呈“”形布置，布置在内连煤层底板中。硐室内一般不设电缆沟，电缆沿墙敷设，穿过密闭门处，需套管保护。硐室与通道的连接处装设向外开的防火栅栏两用门。第二节 采区内的划分1 区段划分影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械装备及技术特征、巷道布置。该采区的煤层特征如煤层柱状图所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单。该矿井开采倾斜煤层，根据延深水平煤层赋存条件，采用走向长壁采煤法，综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。根据矿井生产能力的需要及采区巷道布置，结合矿井的生产管理能力，考虑煤层分布的具体情况，综合机械化采煤回采工作面长为150m250m ，由已知条件知：该采区倾斜长度497m，巷道宽度为4m，最终划定2个区段，故工作面长度为：L=（49744-9-211）/2= 225m2 采区内区段巷道布置为了缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在+120开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和进回风巷均布置在内连煤层底板下方20m的稳定岩层中。由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，煤层没有自燃发火的危害，矿井开采中留采区区段煤柱，在煤层中掘区段运输平巷和回风平巷，区段平巷均采用拱形断面，巷道宽为4m，采用锚杆加金属网加工字钢进行支护。3工作面生产能力回采工作面生产能力按下式计算：Q=bLMRC (公式3-2)式中 Q工作面年产量，万t/a；b工作面长度，225m；L工作面年推进度，内连煤层为800m；外连煤层为1200m；M工作面煤层平均厚度，3m； R煤的容重，1.35t/m；C工作面回采率，按规范选取，中厚煤层取95%；故:内连煤层:Q122583031.3595%71.9万t/a外连煤层：Q22512001.91.3595%65.8万t/a采区生产能力采区生产能力由工作面生产能力和掘进工作面生产能力组成。掘进出煤量小，一般采区掘进出煤系数为1.1。由有关规定：一个采区内不宜有两个及两个以上综采工作面，内连煤层一个工作面生产能力为71.9万t/a，外连煤层一个工作面生产能力为65.8万t/a，即开采任一煤层时一个工作面都能满足采区设计生产能力。 确定采区工作面接替顺序外连煤层回采顺序表 3101 3102内连煤层回采顺序表 3201 3202煤层开采顺序：（3101）（3102）（3201）（3202）说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。第三节 采区的生产系统1、采区巷道掘进采准工作由运输大巷1开掘采区下部车场3，向上开掘采区岩石集中上山4， 采区集中轨道上山5，与回风大巷2贯通，形成通风系统。形成通风系统后，在第一区段上部开掘采区石门8，在第一区段下部开掘运输石门9和区段轨道石门10，分别与外连煤层贯通，在上层煤分别开掘区段运输平巷11，区段回风平巷12在采区边界开掘开切眼，形成工作面即可进行回采。在上述掘进过程中同时开掘上部车场6，中部车场7及采区各种硐室。2、通风系统采区内通风路线如下：新风从+120运输大巷绕道3采区轨道上山5区段轨道石门10外连煤层（内连煤层）下区段轨道平巷12（13） 联络巷16运输平巷11（14）工作面区段回风平巷12（13）采区回风石门8回风大巷2排出。3、生产系统 运煤系统外连煤层（内连煤层）工作面出煤区段运输平巷11（14）区段运输石门9溜煤眼15采区运输上山4采区煤仓17运输大巷1运至井底车场。 运料系统 运输大巷2轨道上山5采区上部车场7采区回风石门8外连煤层（内连煤层）轨道平巷12（13）采煤工作面。第四章 回采工艺第一节 回采工艺方式的确定1、采煤工作面设备选择 采煤工艺方式的选择 根据本采区煤层特征：表41 可采煤层参数煤层编号厚度(m)平均值(m)煤层结构顶 底 板煤层稳定性煤层间距(m)顶板底板稳定性内连2.434.803.00含矸石05层粉砂岩细砂岩泥岩粘土岩砂质泥岩稳定稳定10.3719.6915.65外连1.552.631.90简单无夹矸砂质泥岩泥岩粘土岩稳定稳定根据设计要求（采煤工艺按内连煤层设计）和可采煤层的特征表，该煤层群为平均倾角为25的倾斜中厚煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。采煤方法采用走向长壁采煤法，综合考虑综合机械化采煤、普通机械化采煤、炮采的优缺点，最终选择综合机械化采煤的采煤工艺。工作面推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向确定为后退式。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，结合矿井设计生产能力和所选用滚筒采煤机技术参数，可得出综采工作面的推进度为： V。= DXT (公式4-1) 式中 V。工作面推进度，m/a；D滚筒截深，m/刀；X日循环刀数，刀/d；T年工作日，d；故:V。= 0.63 4 330 = 830 m/a综采工作面的设备选型及配套综采工作面的采煤机、刮板输送机和液压支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提，它们要在狭小的空间内必须要做到正常运转，互为依存，但互不影响。工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要逐级大于前一节的生产能力，通常按富裕20考虑。为保证工作面高产，工作面刮板输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力。设备选型及配套应遵循以下原则：采煤机选型的原则：I 适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。II 满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。III 采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。IV 采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。 刮板输送机的选型原则：I 刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。II 刮板输送机的溜槽长度要与液压支柱的宽度相匹配。III刮板输送机的溜槽与推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。内连煤层工作面的关键参数见表表4-2 工作面关键参数表工作面长度(m)煤厚 (m)煤层结构支架类型2252.43-4.80含矸石05层掩护式液压支架根据以上参数，参考采矿工程设计手册、新编煤矿常用机械设备选型设计实用手册，选用国外EL100型采煤机，SGB-764/264型可弯曲式刮板输送机。ZY6000/24/50型掩护式液压支架。以上设备技术特征见表4-3，表4-4，表4-5。表4-3 EL100采煤机主要技术特征表技术特性单位参数采高M1.75.0煤层倾角()045适应煤层硬度Kg/cm250500截深Mm600850滚筒直径M1.02.6牵引方式电牵引牵引力kN392980牵引速度m/min024滚筒中心距Mm12925机面高度Mm1227卧底量Mm200250电动机功率kW6001400台数台67电压V11403300耗水量/水压L/min/MPa135/1.7最大不可拆卸件尺寸（长宽高）/质量mm/t38901546913/11.3总重T3685制造厂安德森表4-4 SGB-764/264 型可弯曲式刮板输送机主要技术特征表技术特性单位刮板输送机型号SGB-764/264出厂长度m 150输送能力th-1600链速ms-11.12电机功率kW2 132链条型式双边链外形尺寸Mm1500*764*222采机牵引方式有链链破断力（KN）610设备质量T160制造商山西煤机厂表4-5 ZY6000/24/50型液压支架技术特征表技术特性单位参数支架型号ZY6000/24/50形式两柱掩护式液压支架宽度Mm14301600支架支撑高度 Mm24005000额定工作阻力kN6000初撑力kN5064对底板比压MPa1.94中心距Mm1500泵站压力MPa31.5支护强度MPa0.80.84支柱质量Kg31.5操作方式本架手动控制制造厂郑州煤矿机械厂2、液压支架的校核支架高度经查采矿工程设计手册，支架规格可按下式选定：Hmax= Mmax + 0.2m；(公式4-2)Hmin = Mmin (0.25 0.35)m(公式4-3) ZY6000/24/50最大结构高度为5(2.9 +0.2)m,满足要求。支架的最小高度为2.4m(2.43-0.05)m,满足要求。 支架支护强度支架支护强度计算公式为Pt =KMg10-6 (公式4-4)式中 Pt 支护强度，KPa；K 作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取6； M 采高，m； 岩石密度，取 2.5103Kg/m3； g 取10N/kg。 Pt =61.922.51031010-3=240KPa =0.72MPaZY6000/24/50型液压掩护式支架支撑强度为0.80.842MPa，符合要求。工作面的支架需求量: n = L / E(公式4-5)式中n 工作面支架数目，取整数； L 工作面长度，m； E 支架中心距； n=225/1.5=150，工作面需150台支架。3、端头支护工作面端头采用端头支架支护，由于巷道宽4m，而架宽为1.5m，因此选2架，左右两端共需2架。从采矿设计手册选用如下设备表4-6 ZT0C3000/24/50型端头液压支架技术特征表技术特性单位参数支架型号ZTC30000/24/50形式超前端头锚固液压支架支架支撑高度 Mm24005000额定工作阻力kN30000对底板比压MPa1.66中心距Mm1500移动步距Mm900支护强度MPa058制造厂山东能源机械集团有限公司4、超前支护方式和距离由于采用综合机械化采煤工艺开采，支撑压力分布范围为25 50m，峰值点距煤壁前方515m，所以超前支护的距离为30m。选用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护。5、采煤机的工作方式采煤机的割煤方式由于采区内内连煤层采高为2.43m4.80m，平均煤厚3m，属于中厚煤层，且顶板较稳定，煤层粘顶性强，割煤后顶煤不能及时垮落，采煤机为双滚筒采煤机。所以采用采煤机双向割煤，往返两刀。每天正规循环推进4刀，每个循环0.63 m。 回采工艺流程采煤机自工作面下切口向上割煤，采煤机自行装煤，刮板输送机运工作面的煤，并处理工作面洒落的煤，煤经过转载机，破碎机后运至运输平巷的可伸缩胶带运输机，通过胶带运输机运至区段溜煤眼，经过区段运输石门到采区运输上山，经过运输上山的胶带运输机运至采区煤仓。在落煤，装煤，运煤的同时，要随采煤机的推进进行推蹓和移架。进刀方式为了合理利用工作时间，提高效率，采用割三角煤的端头斜切进刀双向割煤方式。6、采空区处理采用全部跨落法处理采空区简单可靠、费用少，所以凡是条件合适时均应尽可能采用这种方法。7、采煤工作面循环方式、作业方式和劳动组织 组织循环作业 循环作业工作面实行“两采一准”作业制，即两班采煤一班检修。采煤机双向割煤，往返一次割两刀。由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.63m，所以最终确定本工作面每一循环进尺为0.63m。每天正规循环推进四刀。班进尺：20.63=1.26m，日进尺：21.26=2.52m循环产量的确定工作面原煤日产计算公式为：A0=LXDMC0(公式4-6)式中 L 回采工作面长度，225m；X每天循环进刀数， 取4刀；D截深， 0.63m；M 煤层厚度，3m；煤的容量， 1.35 t/m3；C0回采工作面回产率，取0.95；故，A0 = 22540.6331.350.95 = 2182 t正规循环作业图表图4-1-1 高档普采工作面正规循环作业图劳动组织表4-1-6 劳动组织表工种一班二班三班合计班长2226采煤司机224刮板机司机112转载机司机112胶带机司机112推蹓工6612泵站工1113电工2226端头维护工2215防尘工112检修工1168运料工2226油质管理员1113清理工1113辅助工2237合计26261971 主要技术经济指标表4-1-7 主要技术经济指标序号项目单位指标备注1煤层厚度m2.434.802煤层容重t/m31.35平均3工作面走向长m1500平均4工作面倾斜长m225平均5煤层倾角023286采煤机采高m2.45.07工作面回采率%958循环进度m0.639日循环进刀数刀410日进度m2.5211日循环产量t218212日出勤人数个7113回采工效t/工3014月产量t60000第二节 工作面合理长度的验证1、从煤层地质条件考虑该采区内的两层可采煤层厚度适中，倾角较大且顶底板较稳定，无明显影响生产的地质构造，煤层为低瓦斯无突出危险煤层，煤层不易自燃发火，可布置较长的工作面进行回采。所以布置225米的工作面比较合适。2、从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为60万吨/年。正规循环每天进4刀，采煤机滚筒截深为630mm，所以内连煤层的工作面实际年生产能力为：22540.6331.350.95330=71.9万t/a能够满足设计生产能力的要求，且没有超过规定产能的30%，工作面的长度确定得合理。3、从运输设备及管理水平考虑采区生产选用的设备为国外生产的先进的采煤机，工作面选用的225m刮板输送机利用国内先进技术，能满足工作面的长度、产量和进度的要求，管理较高，有利于生产。同时当前采矿界管理人员知识化、专业化、年轻化，所以工作面长度为225m在管理上是科学可行的。4、从顶板管理及通风能力考虑该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的布置，对于2328中厚煤层，选择225m长的工作面合适。另外，由于煤层瓦斯涌出量低，没有突出危险性，煤层没有自燃倾向性，固通风问题能够解决。5、从巷道布置考虑由于采区倾斜方向长为497米，除去煤柱宽及巷道宽112+9+44=47米，剩余450米，把每个工作面长度定为225米，450225=2， 正好布置2个工作面。6、经济合理的工作面工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切 ，直接影响生产效率，合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。所以根据条件，以高产量、高效率为原则；以生产成本低，经济效益高为目标；尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用为指导，选择225m的工作面长度是合理的。第五章 采区生产的安全措施本矿井在生产过程中，必须坚持“安全第一，预防为主、综合治理”的安全生产方针，严格执行安全生产法、煤炭法、矿山安全法、煤矿安全规程及各级政府和行业管理部门的规定，时刻把安全工作放在首位，层层落实安全生产责任制，建立、健全安全生产管理规章、制度，进行灾害预防和安全管理，真正认识并落实安全工作，确保矿井及人身安全与健康，矿井安全措施如下。1、采煤工作面通风安全措施采煤工作面通风安全措施建立完善独立的通风系统。采区为U型通风系统。 进出材料不得冲撞风门，区域内施工人员严禁破坏通风设施。各组上山风门外配电点安设KJ90瓦斯分站，随时监测工作面、上隅角、进、回风巷等瓦斯和CO变化情况。监测电缆必须悬挂在巷道干坡边，距底板1.01.5m，与其它电缆线相距不少于0.3m，用绝缘材料固定，并与金属支架隔开。工作面上下安全出口要加强支护与维护，及时清除安全出口处的煤矸和材料，回风巷堆码材料不得超过巷道断面的1/3。工作面每月测风不少于三次，如遇风量不符合规定，则必须进行调整。在距采煤工作面进、出风口以北2540m处的巷道中分别安设一组压风自救装置（每组设8个自救口袋）；进、回风巷每隔50m安设一组压风自救器，每组压风自救器数量不少于3个压风自救口袋；工作面拉炮点设一组压风自救器，至少设8个自救口袋。每个压风自救口袋供风量不少于0.1m/min。在进、回风巷安设隔爆水袋，水量按安设处巷道断面计算不少于200L/m。掘进工作面通风安全措施 巷道掘进采用压入式通风方式。巷道供风必须实行“三专二闭锁”，并定期检查。风筒口距工作面齐头距离不得超过5m。局部通风机安设在进风口上风向10m处的新鲜风流中。局部通风机任何时候不得停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，并有专人负责管理。风筒出口距碛头不得大于5m。风筒沿巷必须吊挂平直，无脱节、破口、无磨擦痕迹，无挤压现象。在掘进巷道进风口安设瓦斯检测分站；分别于工作面起后35m和回风流中安设瓦斯探头，碛头探头报警浓度为1.0%，断电浓度为1.5%；复电浓度为1.0%，断电范围局部通风机电源及自身电源；回风风流中的探头报警浓度为1.0%，断电浓度1.0%。复电浓度为1.0%，断电范围与碛头探头一致。2、瓦斯防治措施掘进工作面瓦斯防治安全措施工作面设专职瓦检员，随时进行瓦斯检查，当工作面风流中瓦斯浓度达到.时，或回风流中瓦斯浓度超过.时，立即停止作业，撤出人员至新鲜风流中，待处理好后方可作业。不得随意停启局部通风机，风筒必须吊挂平直、无脱节、破口，以保证碛头有足够的风量、风速。碛头悬挂便携式瓦检报警仪一台。风筒出风口距碛头的距离不得超过m，防止碛头涌出的瓦斯不能被吹散而引起瓦斯积聚。因停电停风原因而引起的瓦斯积聚，必须经排放瓦斯后方可施工。巷道有跨塌高冒处应及时封闭严密，以防止瓦斯积聚。坚持用好瓦斯监控装置，通风管理部门要严格按规定校验，并加强日常检查维修工作，保证灵敏可靠。回采工作面瓦斯防治措施本工作面设专职瓦检员，每班检查不少于三次，并将所测数据填在瓦斯管理牌版上，严禁空班漏检、假检。瓦斯超限严禁作业。防止瓦斯积聚的措施：I工作面上隅角和运输尾巷易积聚瓦斯，需加强检测，必要时应采取措施处理。II工作面出现局部冒顶时，应用排材、笆片、木料等接顶背实。III工作面煤壁采直，最多只能出现一个台阶，利于风流畅通。IV放顶后，冒顶不好处，在切顶线挂风障挡风，以免带出采空区瓦斯。V滞后工作面的运输巷不得超过40m，瓦斯超限时，应立即采取措施处理。报废的进风眼必须密闭。防止瓦斯超限和引爆火源的措施I加强通风，有足够的风量稀释瓦斯。II进、回风巷、工作面保持足够的断面。III每周对电器设备进行检查，严禁电器设备失爆、电缆漏电。IV瓦斯超限或瓦斯异常有突出危险预兆时，必须立即停止作业，撤出 人员至新鲜风流中。V在回风安设安全监控系统。3、防止顶板跨塌事故严格按照煤矿“三大规程”规定作业，严禁违章作业。严格执行敲帮问顶制度，在进入工作面之前，班组长安全员必须对工作面进行全面的安全检查，在确认无危险时，方可允许工作人员进入工作面。每个工作人员必须经常认真地检查工作地点的煤壁、顶板、支架情况，当发现隐患时，必须立即采取措施进行处理。支架规格必须根据煤厚的变化选择，确保有足够的长度支护顶板。液压泵站压力要求16Mpa，乳化液浓度23%，液压支架必须有足够的初撑力。采煤后必须及时支护顶板，掘巷时，必须随掘随支，严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固。严禁在浮矸、浮煤上架设支架。支柱迎山有力，横竖成行，其偏差不得超过100mm。如遇顶板凹凸不平时，要用排材、笆片、木料绞架接顶。采煤各个头，必须搞好自主保安和互助保安工作，为防止工作面上方煤矸、材料、设备下窜伤人。做到上呼下应，该杠的区域必须杠牢。开采过程中，煤壁采直，不得随意留顶煤、底煤和丢墩，以防止应力集中。工作面采成伪倾斜，即冒子超前穿口30m。开采过程中必须严格按单体液压支柱操作规程使用支柱，并定期对工作面支架调直、调匀，确保蜘蛛受力良好，注意在调整过程中，必须先加固附近的支架，坚持先加固后调整的原则。保持顶梁交接率大于90%。严格工作面出现连续两根不交接顶梁。工作面液压支架必须加强检修和复升制度凡支架失效、漏夜、阀体损坏或失灵，柱体弯曲，必须及时更换。工作面必须坚持支护质量和顶板动态监测。安全出口和回风巷、运输巷及上反眼必须设专人维护。上反眼、运输巷打好超前支护。支架有断梁折柱时，必须及时更换。及时对假风巷进行每棚间参一架单体支柱。工作面上下出口要加强支护，煤壁片邦必须用排材、笆片背邦。工作面采取留底煤开采时，支护和回柱前，应对底煤蔬松或较陡段进行扛底。采煤必须摸天板作业，确遇地质构造无法摸天板时，坚持采一棚支护一棚。各种内正常开采时，悬挂顶梁不得超过5个，挂梁后上好扁销（临时支护）。支柱柱距不大于0.8m，顶板破碎时、压力或遇水时柱距为0.6m。局部稀料处及时加固，防止漏档跨塌。工作面采煤槽深度不得大于0.6m，采槽长度不得大于4m，顶板用笆片、排材扛好，高冒顶处必须用木料绞架接顶，并用排材、笆片背严。工作面遇顶板来压，有冒顶危险时，必须立即停止作业，撤出人员至安全地点，并向调度室汇报，待采取措施处理。运输尾巷必须用单体支柱支护底板变，挡住煤墩在受压状况下不致于推向运输巷，柱距为0.8单排支护。运输巷回撤单体支柱时，必须对该段进行加固，确认无危险时，方可允许回柱，回撤下来的支架及时运走，不得当住退路。4、防止粉尘措煤层爆炸性可能性小。采煤工作面的风速不得超过4m/s。运输巷装车点、回风巷应设防尘喷雾装置。并坚持使用。防尘水按规程执行说明的规定，定期检查保证完好，水量充足。加强个体防护，井下工作人员必须佩戴口罩。工作面上下平巷、装车点附近30m定期冲洗。5、防止水措施由于采区涌水量小，工作面不采取专门的防治水措施，但开采过程中，若发现有水灾预兆时，必须先探后掘，做到有疑必探的探放水原则。6、防止煤层自然发火措施煤层自燃的预测预报 鉴于煤在低温氧化阶段产生CO，因此，CO是早期揭露火灾的敏感指标。在矿井的采煤工作面回风道、综掘煤巷等有自然发火的地点设置CO传感器，若发现CO浓度超限，便可采用便携式CO检测仪追踪监测确定高温点。 采用红外探测法判断高温点的位置，红外探测法其基本原理是，根据红外辐射场的理论，建立火源与火源温度场的对应关系，从而推断出火源点的位置。 用钻孔测温辅助监测。对顶煤破碎或有自燃危险的地点，埋设测温探头，定期监测温度变化情况。 加强漏风检测。定期采用示踪气体法，检查顺槽漏风量。对漏风集中的区域加强观测。 预防措施 均压通风控制漏风供氧。均压通风是控制煤层开采中采空区等漏风的有效措施。首先，要在保证冲淡CH4，风速，气温和人均风量的要求下，全面施行区域性均压通风，其调压措施包括单项调压和多项措施联合调压，具体实施中的形成的工作面均压逐步扩大到邻近工作面采空区的区域性均压。 喷浆堵漏钻孔灌浆。对煤层开采中的可疑地点或已出现隐患地点进行全封闭喷浆和打浅密集钻孔注浆，是防止自然发