山西泽州天泰坤达煤业有限公司采区设计

1山西泽州天泰坤达煤业有限公司采区设计2全套图纸加 153893706前 言山西泽州天泰坤达煤业有限公司（原晋城市天户煤矿）位于晋城市以西16km的川底乡天户村旁，行政区划属晋城市泽洲县管辖，隶属于泽州县。本采区设计以矿井兼并重组整合项目初步设计说明书为基础，以煤矿开采方法、煤矿安全规程、采煤概论、煤矿地质学、通风安全学、井巷工程和矿山压力与岩层控制等资料为依据，进行了采区设计。本采区设计的指导思想是：贯彻执行国家能源开发的方针、政策及煤炭行业“规程” 、 “ 规范” ，加大矿井设计改革力度，设计方案充分体现市场经济的特点，因地制宜选择生产工艺，系统设计简单实用，设备选型先进合理。力争通过精心设计和科学管理，将本矿建设成生产规模合理、机械化装备水平高、安全条件好、见效快、效益好的矿井。3第一章 井田概况及地质特征第一节 矿区概述一、地理位置及交通条件山西泽州天泰坤达煤业有限公司位于晋城市以西 16km的川底乡天户村旁，行政区划属晋城市泽洲县管辖。地理坐标为东经 11238051124045，北纬 353219353438。本矿西距阳城县 20km，南距河南济源县 48km，北距高平市 50km。太（太原）焦（焦作）铁路穿越晋城市，南去郑州，北至太原通往全国各地，晋城矿务局成庄煤矿铁路专用线通过井田北东部，距矿 4.0km，侯月铁路线八甲口站距本矿 8km。太洛公路途经晋城市，阳城济源公路距本矿 8km，晋城韩城公路距本矿仅 1.5km，距亚洲第一大火力发电厂阳城北留发电厂公路 10km，交通运输条件十分便利。二、当地经济概况泽州县位于山西省东南部，行政隶属于晋城市，晋城市市区即位于泽州县中部，全县辖15个镇1个乡，全县总人口51万多人。泽州县矿产资源丰富，地下乌金遍布。以煤、铁著称，探明的金属和非金属矿产还有铝土矿、硫铁矿、银矿、铜矿、石灰岩、耐火粘土、等多种矿藏。依托其资源优势，大力发展煤炭能源重化工，另外还有冶金、电力、机4械、建材等产业，现已形成门类较为齐全的地方工业体系。农业以种植为主，主要粮食作物有谷子、玉米、小麦、高粱、大豆和薯类等，主要经济作物有棉花、油料、蔬菜、麻类等。其它相关的林、牧等副业也兴旺发达，发展迅速。三、电源条件电源地面建35kV变电站一座，其中一回电源引自川底110kV变电站35kV母线段，另一回暂时采用10KV电源，引自东沟220KV变电站10KV母线段，供电电源可靠，导线选用LGJ-240mm 2 。矿井地面低压配电系统采用TN-C-S系统，动照合一，以树干式和放射式为主，个别距供电点远，彼此相近、容量较小的用电设备采用链式配电。四、河流、水系井田内河流主要有长河支流拐河、潘庄沟、小河，拐河位于井田中部，由西北向东南贯穿井田，在井田南部有潘庄沟、在井田西南部有小河，这些河流为季节性河流，平时无水，只有雨季时才有洪水向东南流入长河，长河向西北最后汇入沁河。沁河向南于河南省武陟县汇入黄河，属黄河流域沁河水系。在井田内东北部有沙沟水库，沙沟水库（库容1.6010 6m3，控制水位标高+843m） ，因其汇水面积小，平时基本干涸，只有雨季时才有少量存水。五、矿区地形、气象与地震本区位于太行山南段西侧，属沁河水系。总观地貌形态为西北高东南低。最高点在井田西北角的山梁处，标高为1095.90m，最低点位于东部255号钻孔处的拐河河床，标高为780.30m，地形最大相对高差315.60m 。地表经长期风化侵蚀，沟谷纵横交错，黄土梁峁连绵，地形十分复杂，属中低山地貌。本区属大陆性气候，年降水量为295.91010.4mm，平均年降水量643.1mm，年蒸发量为 1480.92428.3mm ，平均年蒸发量为 1764.9mm，全年蒸发量为降水量的23倍，雨季集中在7、8月；气温最热在68月，日最高温度36.1，气温最低在12月至次年1月，日最低温度-15.7；每年10月至次年4月为冻结期，最大冻土深度0.42m。风向多为东南风和东北风，最大风速520m/s。据晋城、阳城、高平等县志记载，从1140年以来，先后共发生地震28次，地震最大强度达5级，根据建筑抗震设计规范(GB50011-2001)，本地区地震设防烈度为6度，设计基本地震加速度为0.05g。第二节 井田地质特征一、地层井田内地表大部被第四系覆盖，局部有基岩零星出露，出露地层为二叠系上统上石盒子组和下统下石盒子组。根据地表出露和钻孔揭露情况，井田内地层从老至新依次有：古生界奥陶系中统峰峰组（O2f） ；石炭系中统本溪组（C2b ） ，上统太原组（C3t） ；二叠系下统山西组（ P1s） 、下石盒子组（P1x） ；上统上石盒子组（P2s ） ；新生界中更新统（ Q2） ，上更新统（Q3） ，全新统（Q4） 。二、含煤层井田内含煤地层为二叠系下统山西组（P1s）和石炭系上统太原组（C3t） 。三、岩浆岩本井田范围内地表无岩浆岩分布。四、构造寺河井田位于太行山复背斜西翼，沁水盆地东翼南端。属阳城山字型构造体系脊柱部分的南端及马蹄形盾地北侧，主体构造为轴向近南北的压扭构造，一系列开阔的背向斜及压扭性逆断层南北向贯穿井田。山西泽州天泰坤达煤业有限公司位于寺河井田的东北部，井田内构造为一总体走向北东，倾向北西的单斜构造，井田西部发育一向斜构造，沿走向有 34 个波状起伏，地层倾角为 18。井田内大部分为第四系所覆盖，局部有基岩出露，井田范围内发育有两条断层。（一）褶曲S1向斜位于井田西部，轴向近北-南向，两 翼 地 层 不 对 称 ， 地 层 倾 角6为 1-8左右。向斜轴被 426、335 号钻孔及井下测量控制。（二）断层1、F 12逆断层：位于原庄至下岭西村一线，延展长度 6km，属压扭性断裂，走向近南北，断层面西倾，倾角 50，西侧上盘向上推复，落差1015m，此断层的一部分穿越井田西部，其所在位置被井下 3 号采掘工程和井田西南角外的 432 号钻孔及井田西部 419 号钻孔完全控制，432 号孔见 K2石灰岩重复，落差 13m；419 号钻孔见 9 号煤层重复，落差15m，五盘区运输，回风巷 550m 处落差 15m，七盘区准备工作面东侧落差 10m，该断层井下揭露倾角 2030，地表 50左右。2、F 14逆断层：位于 F12逆断层东侧，距 F12逆断层 100m，走向近南北，断层面西倾，倾角 60西侧上盘向上推复，被长 17 号孔所控制，长17 号孔 K7细砂岩重复，落差 10m，推测延展 500m，井田内延伸 250m。综上所述，井田总体为一单斜构造，西部发育一向斜构造，地层产状较平缓，发育 2条断层，陷落柱不发育，未发现岩浆岩侵入，构造类型属简单。五、煤层和煤质1、本井田主要含煤地层包括石灰系上统太原组及二叠系下统山西组，其中山西组厚度 40.1552.55m，平均厚度 45.74m，含煤 1 层，为稳定可采的 3 号煤层，煤层平均厚度 6.24m，含煤系数 13.6%。太原组地层厚度70.4695.80m，平均厚度 81.46m，含煤 9 层，分别为5、6、7、8、9、11、13、14 和 15 号煤层，煤层平均总厚 7.10m，含煤系数8.7%，其中 9、15 号煤层为稳定可采煤层， 5 号为层位稳定大部可采的较稳定煤层，6 号为层位稳定局部可采煤层，7、8、11、13、14 号均为不稳定不可采煤层，一般以线状产出。2、煤质（1）煤的物理性质及煤岩特征1煤的物理性质7各主要煤层的物理性质相似，3 号、5 号煤为光亮型，其余 6、9、15 号煤为半亮型，均以亮煤及镜煤光亮的金属光泽与暗煤较暗淡的光泽组成条带状，呈黑色、灰黑色，结构致密坚硬，具贝壳状或不平坦断口，层理或节理裂隙间充填有方解石或黄铁矿薄膜，煤的容重介于 1.231.50 之间，燃点与耐热强度均很高。（2）煤的化学性根据核查地质报告，现主要开采的 3 号煤层煤质特征如下：3号煤层水分（Mad）：原煤 1.237.41%，平均 4.10%；浮煤 0.492.42%，平均 1.41%。灰分（Ad）：原煤 14.3518.93%，平均 17.25%；浮煤 5.627.61%，平均 6.81%。挥发分（Vdaf）：原煤 6.618.55%，平均 7.71%；浮煤 5.745.97%，平均 5.87%。全硫（St.d）：原煤 0.280.36%，平均 0.32%。发热量（ Qgr.d） ： 27.22 30.13MJ/kg， 平 均 28.50MJ/kg。碳含量（Cdaf）：93.02%。氢含量（Hdaf）：3.11%。氧含量（Odaf）：2.43%。氮含量（Ndaf）：1.09%。浮煤回收率为 47.1658.34%，平均 51.66%。综上所述：3号煤层为低灰中灰、特低硫、高热值特高热值的无烟煤。（3）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 1.500.1，可选性分别达“易选”和“中等可选” ，分选比重为 1.850.1，可选性分别达“极易选” ，详见表 1-2-1.82号煤层可选性评价表 1-2-1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8.0 1.437 56.9 48.9 极难选9.0 1.498 65.7 40.3 极难选10.0 1.42 71.0 34.65 难选11.0 1.50 77.5 11.95 易选12.0 1.815 79.4 8.8 极易选六、井田水文地质概况1、井田主要含水层为：奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层、K 2、K 3石灰岩岩溶裂隙含水层、K 5石灰岩岩溶裂隙含水层、3 号煤层顶部砂岩裂隙含水层及第四系全新统砂砾层孔隙含水层。2、主要隔水岩层、本溪组及 15 号煤下隔水层组由泥岩、铝质泥岩、铝土岩及煤组成，厚度约 20m 左右，结构较紧密，隔水性较好。、太原组层间隔水层组由泥岩、粉砂岩及煤组成，厚约 28m，厚度较大，隔水性较好。、K5 石灰岩上至 3 号煤层顶部砂岩隔水层组由泥岩、粉砂岩及煤组成，厚度一般 33m 左右。3、矿井正常涌水量 900m3/d（37.5m3/h ） ，最大涌水量1200m3/d（50m3/h） 。第三节 煤层的埋藏特征一、煤层的赋存特征井田内含可采煤层共 5层，分别为 3、5、6、9、15 号煤层，批准开采3、9、15 号煤层，现主采 3#煤层， 3号煤层：赋存于山西组下部，煤层厚6.076.45m，平均 6.24m，为稳定的可采煤层之一，煤层厚度变异系数r=5.6%，可采指数 km=1.00，煤层结构较简单，含 02 层夹石，一般夹矸厚9度在 0.050.20m 之间，个别孔夹矸厚度超出最低可采厚度，达1.02、1.26m（416、425 号孔）由于其仅见于个别点，所以把夹矸所分的上下煤分层合并，仍作为 3号煤，3 号煤层厚度稳定，变化不大，其最小值1.65m，仅为 431号孔钻入古空区所测得的，由于其特殊性，应与别孔区别对待,其顶板为泥岩或粉砂岩，局部为炭质泥岩及中砂岩，底板为粉砂岩和细砂岩，局部为泥岩，现本矿及附近的小煤矿均开采此煤层。地质综合柱状图见附图。二、煤层瓦斯等级根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发20072030 号“关于 2007年度年产 30万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” ， 山西晋城天户煤业有限公司（原晋城市天户煤矿）矿井绝对瓦斯涌出量15.34m3/min（上年度） ，相对瓦斯涌出量 58.92m3/t；二氧化碳绝对涌出量1.06m3/min（上年度） ，相对涌出量 4.08m3/t，瓦斯等级鉴定的批复为高瓦斯矿井。三、煤的自燃倾向性根据 2007年 3月山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，本矿 3号煤层吸氧量 1.6628cm3/g，自燃等级为，属不易自燃煤层；9 号煤层吸氧量1.6984cm3/g，自燃等级为，属不易自燃煤层四、煤尘爆炸性根据 2007年 3月山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，本矿 3号煤层火焰长度 0mm，岩粉用量 0%，煤尘无爆炸性；9 号煤层火焰长度 0mm，岩粉用量 0%，煤尘无爆炸性。本矿及相邻煤矿未发现煤和瓦斯突出现象。五、含煤层及煤类、工业用途山西组厚度 40.1552.55m，平均厚度 45.74m，含煤 1 层，为稳定可采的 3 号煤层，煤层平均厚度 6.24m，含煤系数 13.6%。太原组地层厚度 70.4695.80m，平均厚度 81.46m，含煤 9 层，分别为5、6、7、8、9、11、13、14 和 15 号煤层，煤层平均总厚 7.10m，含煤系数108.7%，其中 9、15 号煤层为稳定可采煤层，5 号为层位稳定大部可采的较稳定煤层，6 号为层位稳定局部可采煤层，7、8、11、13、14 号均为不稳定不可采煤层，一般以线状产出。3号5 号煤层间距平均 13.30m，5 号6 号煤层间距平均 14.05m，6号9 号煤层间距平均 20.28m左右，9 号15 号煤层间距平均 29.23m左右，间距稳定，极易对比。另外，在 6号与 9号煤层之间还发育有两层（7、8 号）不稳定煤层，只在部分钻孔所见，均不可采。3号煤层为低灰中灰、特低硫、高热值特高热值的无烟煤 3号；5号煤层为低灰中灰、中高硫、特高热值的无烟煤 2号；6号煤层为低灰中灰、中高硫、高热值的无烟煤 2号；9号煤层为特低灰中灰、中硫的无烟煤 2号；15号煤层为中灰、中高硫、高热值的无烟煤 2号。总的来看,本井田之煤为低中灰，特低中高硫，高热值的无烟煤，3号块煤主要用于化工企业、冶炼企业及烧砖、石灰用煤，沫煤主要用于发电厂、冶炼高炉喷吹及水泥厂配煤和生活用煤，5、6、9 号煤粉煤可直接用于发电厂，经洗选脱硫后可用于冶炼高炉喷吹等，块煤可做民用等，如硫含量符合要求也可做化工用煤，15 号煤由于硫分高，难洗选，一般做民用煤或其它用途。六、煤层顶、底板特征3号煤层：直接顶板一般为泥岩和粉砂岩，常有薄层炭质泥岩和泥岩伪顶，平均厚度 3m左右，老顶为中细粒砂岩，平均厚度 5m左右，底板多为粉砂岩和细砂岩。顶板（粉砂岩）抗压强度为 44.2056.40MPa，抗拉强度为2.207.74MPa，内摩擦角 3834，凝聚力系数 7.2；属半坚硬岩石，稳固性中等。底板（粉砂岩、泥岩）抗压强度为 16.0057.62MPa，抗拉强度为 0.509.31MPa，内摩擦角 3039，凝聚力系数 3.70。根据天户煤业有限公司提供资料，伪顶及直接顶板随煤层开采后即冒落，老顶在开采后 35 天即自然零星冒落。5号煤：顶板为泥岩，一般厚度 1.3m左右，老顶为 K7砂岩，平均厚度112.40m，局部缺失直接顶，煤层直接与 K7砂岩接触，底板为细中粒砂岩，局部粉砂岩。9号煤：直接顶板为泥岩和粉砂岩，局部为石灰岩，厚度一般 3m左右，老顶一般为中细粒砂岩，厚约 3m，底板岩性较复杂，主要为砂岩、泥岩、粉砂岩和石灰岩（K4） 。顶板粉砂岩抗压强度为 62.03MPa，抗拉强度为12.94MPa属坚硬岩石，稳固性好。底板粉砂岩抗压强度为 43.22MPa，抗拉强度为 7.45MPa。15号煤层：顶板为 K2石灰岩，厚 9.93m左右，底板为泥岩，局部为炭质泥岩和铝质泥岩。顶板石灰岩抗压强度为 101.23MPa，抗拉强度为18.52MPa抗剪强度为 25.38MPa，属坚硬岩石，稳固性好。底板铝质泥岩抗压强度为 25.38MPa。第二章 井田境界与储量第一节 井田境界一、井田境界根据 2007 年 1 月 26 日山西省国土资源厅颁发的山西泽州天泰坤达煤业有限公司采矿许可证（证号：1400000721178） ，3 号煤层井田面积9.675km2，由 6 个拐点圈定。9、15 号煤层井田范围不变。兼并重组后 3 号煤层井田范围(9.675km2) ：1X=3939553.00 Y=19652027.002X=3939950.00 Y=19650673.003X=3938193.00 Y=19649647.004. X=3938495.00 Y=19648213.005X=3936425.00 Y=19648148.006X=3935721.00 Y=19650922.009、15 号煤层井田范围：1X=3936407.00 Y=19650917.00122X=3936403.00 Y=19650637.003X=3936968.00 Y=19650629.004X=3936964.00 Y=19650394.005X=3937359.00 Y=19650393.006X=3937360.00 Y=19650458.007X=3937622.00 Y=19650570.008X=3937795.00 Y=19650773.009X=3937684.00 Y=19651084.0010X=3939500.00 Y=19652206.0011X=3939950.00 Y=19650673.0012X=3936527.00 Y=19648675.0013X=3936298.00 Y=19648658.0014X=3935721.00 Y=19650922.00本次只设计开采 3 号煤层。详见四邻关系图附图。第二节 地质储量的计算根据 2007 年 3 月山西省煤炭地质公司编制的山西晋城天户煤业有限公司矿井地质报告 ，经核算, 3 号煤层平均厚度 6.24m，9 号煤层平均厚度1.71m，15 号煤层平均厚度 2.90m。容重为 3 号煤层 1.45t/ m3、9 号煤层1.45t/m3、15 号煤层 1.42t/m3。矿井资源/储量 122376kt，其中 3 号煤层84656kt，9 号煤层 13918kt，15 号煤层 23802kt。第三节 可采储量的计算井田范围内地面建（构）筑物按留设煤柱方法加以保护，井田境界煤柱留设 20m，采空区防水煤柱留设 40m，断层防水煤柱留设 30m，开拓巷道煤柱留设 30m，工业场地、村庄煤柱留设原则为围护带宽 1520m ，然后按表土移动角 45，岩层移动角 75计算保安煤柱。推断的资源量可信度系数 k 取 0.9。矿井设计可采储量按下式计算：13矿井设计可采储量=(工业资源/储量永久煤柱保护煤柱)采区回采率采区回采率 3 号煤层为 75%，9、15 号煤层为 80%，经计算，矿井设计可采储量 78684kt，其中 3 号煤层 57143kt，9 号煤层 7904kt，15 号煤层13637kt。第三章 矿井工作制度及生产能力第一节 矿井工作制度年工作日 330d，工作制度采用“四六”制，每天三班生产，一班检修与准备，每班工作时间 6h，日净提升时间 16h。第二节 矿井生产能力及服务年限本次设计能力按矿井核定生产能力设计，即 90万 t/a。则矿井服务年限 KZTA式中： T矿井服务年限（a）ZK矿井可采储量（K t）A矿井设计生产能力（K t/a）K储量备用系数取 1.4 78684矿井服务年限 T= =64.5a1.4900矿井服务年限为 64.5a。14第四章 井田开拓方式第一节 井田开拓一、矿井设计生产能力矿井设计生产能力 90万 t/a，全矿井服务年限 64. 5a，其中 3号煤层服务年限为 45.3a。二、井田开拓方式井田共布置三个井筒，采用斜井开拓方式，主斜井为主要提升井，副斜井为辅助提升井，回风立井为回风井。三、井筒主斜井净宽 4.73m，倾角 21，斜长 450m，铺设胶带输送机和轨道，担负提煤、进风任务，井筒内布置水沟和行人台阶，为矿井的一个安全出口。副斜井净宽 3.25m，倾角 25，斜长 425m，担负提升物料，人员升降、进风等任务，井筒内布置水沟和行人台阶，为矿井的一个安全出口。回风立井直径 4.0m，净断面 12.56，垂深 285m，井筒内装备梯子间，为矿井的另一个安全出口。四、井底车场结合大巷运输方式与井筒提升方式，在副斜井井底设平车场 ，主要满足材料装车与矿车卸载、调车任务。井底硐室有中央变电所、主水泵房、水仓。五、井巷掘进及风动工具为保证工作面的正常衔接，3 号煤层配有 1个回采工作面和 2个综掘工作面，矿井采掘比为 1：1。井下有两台 GJ-型台车式锚杆机为风动工具。六、避难硐室避难硐室配备有压缩氧自救器和压气呼吸器。为了保证矿难时井下工人可以暂时躲避，在距离工作面间隔不大于 500m的距离处设立避难硐室，避难硐室为一段进深 6m的巷道，净宽 3.2m，净高 3.1m，半圆拱断面，采用工字钢与锚索联合支护，净断面为 8.82。15七、矿井通风1、通风方式根据井田开拓布置，矿井通风方式为中央分列式，矿井通风方法为机械抽出式。2、通风系统矿井具有完善的独立通风系统，新鲜风流经主斜井和副斜井、井底车场、主运输巷、采区运输巷、运输顺槽到达回采工作面，然后经回风顺槽、采区回风巷、总回风巷、回风立井排至地面。局部通风采用局部通风机，主风机工作方法为机械抽出式。第二节 水平划分一、开采水平矿井许可开采一个水平，即开采井田的 3号煤层，标高+650+770m，矿井东西长约 4km，南北长约 4.5km；煤层平均倾角 5。 二、开采水平的布置矿井开拓巷道胶带大巷、轨道大巷、回风大巷，均沿 3号煤层布置。三条大巷相互平行，间距分别为 30m。胶带大巷通过转载胶带巷与主斜井相连，轨道大巷通过井底车场与主斜井相连，回风大巷直接与回风立井相连。全井田共划分为四个采区。三、采区划分3号煤层采区划分本着由远及近、地质构造的原则进行划分，所以将本井田划分为四个采区。3号煤层开采顺序：一采区三采区三采区四采区回收煤柱采东盘区，根据煤层赋存条件，设计确定采用走向长壁采煤法。16第五章 采区方案设计第一节 采区地质条件与采煤方法的选择一、采区位置及地质条件本设计的采区为该矿井的二采区。该采区井下位置在井底车场南部。本采区对应地表位置在矿井北部，采区地表为剥蚀的丘陵中低山区，沟谷发育，水体为采区东部拐河和沙沟水库，拐河属季节性河流，平时无水只有在雨季时有少量水流，沙沟水库水域面积约 3500m2，容量约 1600000m3，平时基本干涸，只有雨季时才有少量存水，并对其留有一定的保安煤柱，固采区没有多大影响。在采区北部有两村庄，也留有一定的安全煤柱。采面采动对地面影响不大。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号煤层厚度为 6.24m，为稳定的可采煤层之一，煤层结构较简单，含 02 层夹石，一般夹矸厚度在 0.050.20m 之间，顶板为泥岩或粉砂岩，局部为炭质泥岩及中砂岩，底板为粉砂岩和细砂岩，局部为泥岩。井田地质构造及水文地质条件简单，煤层瓦斯含量高，为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，为不易自燃煤层。根据 3号煤层赋存条件和开采技术条件，结合矿井设计规模和投资能力，有两种采煤方法可选择，即分层综采和放顶煤综采。分层综采具有资源回收率高，矿井经济效益好等优点，缺点是回采巷道工程量大，劳动效率低，工作面搬家次数多，生产成本高；放顶煤综采具有回采巷道工程量小，劳动效率高，工作面搬家次数少，生产成本低等优点，缺点是资源回收率低。考虑到本矿瓦斯涌出量较大，采用放顶煤综采难度较大，晋城市煤管局规定，高瓦斯矿井不允许放顶煤。因此，根据本矿 3号煤层的具体情况和晋17城市煤管局的有关规定，确定本矿 3号煤层采煤方法采用走向长壁分层综采，采用金属网假顶，铺底网，顶板管理采用全部垮落法。三、采煤工艺与机械配备1、采煤工艺分层综采工作面采用采煤机割煤，螺旋滚筒装煤，可弯曲刮板输送机运煤，运输顺槽运煤采用可伸缩带式输送机。采煤工艺如下：工作面采用端头斜切进刀，双向割煤，其工艺流程为：采煤机在端头斜切进刀割煤移架推移输送机联网清煤。工作面两端作业流程为：割煤移机头（尾）清煤移架联网。端头斜切进刀长度 20m，移架作业距采煤机后滚筒 35m，推移输送机距采煤机后滚筒 1015m，推移输送机后立即清煤和联网。2、主要机械设备选型采煤工作面主要设备配备有掩护支架、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。采煤工作面主要机械配备见下表采煤工作面主要机械配备表设备名称 设备型号 技术特征 功率(kW) 单位 数量双滚筒采煤机 MWG160/375-W 截深0.63m、0.80m采高 1.43.0m375 台 1可弯曲刮板输送机 SGZ-630/264设计长度 150m运量 450t/h 264 台 1破碎机 PLM1000 破碎能力 1000t/h 110 台 1转载机 SZB730/75 转载能力 600t/h 75 台 1可伸缩带式输送机DSJ100/63/275 运输能力 630t/h275 台 1液压支架 ZP4800/17/35支撑高度1.73.5m工作阻力 4800kN架 97端头支架 ZGP5800/17/35 支撑高度1.73.5m工作阻力 5800kN组 4单体液压支柱 DZ31.5 支护高度1.93.15m 根 300 型顶梁 L=3.6m 根 15018乳化液泵站 BRW200/31.5公称流量200L/min公称压力 31.5MPa132 套 1喷雾泵站 BPW320/6.3公称流量320L/min公称压力 6.3MPa45 套 1采煤机生产能力计算：Q=60VMBr式中：Q采煤机小时割煤能力，t/h；V采煤机牵引速度，取 2.5m/min； M割煤厚度，平均 3.0m；B截深，取 0.60m；r煤的容重，1.46t/m3； 采煤机总时间利用系数，取 0.7。Q=602.53.00.61.460.7=290t/h采煤工作面割煤采用 MWG160/375-W型双滚筒采煤机，电机功率 375kW，牵引速度 2.5m/min，小时生产能力 290t/h，可满足矿井 3号煤层综采开采割煤需要。可弯曲刮板输送机选择满足三个方面的要求，一是运输能力与采煤机生产能力相适应；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一致。转载机的能力选择要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩带式输送机相配套。可伸缩带式输送机选择与工作面顺槽长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。支架的计算与选型工作面顶板管理方式采用全部垮落法。工作面支架选择采用估算法，计算公式如下：P=（68）9.8SMcos式中：P支架承受的荷载，kN；19S支架支护的顶板面积，m2；M采高，m；顶板岩石视密度，=2.5t/m3；煤层倾角。P=（68）9.85.32.53.0cos5=23283104kN根据液压支架工作阻力计算结果，设计选用 ZP4800/17/35型液压支架，支撑高度 1.73.5m，工作阻力 4800kN，初撑力 3956kN，支架重量15.55t。所选液压支架为铺网液压支架，工作面采用金属网假顶，金属网为10号镀锌铁丝做成的菱形网，把金属网卷固在液压支架上，采用铺底网。工作面端头护采用 ZP5800/17/35端头支架。顺槽超前支护采用 DZ31.5型单体液压支柱和 型顶梁（L=3.63、工作面巷道布置本设计中综采工作面布置四条巷道，即一条运输顺槽、一条轨道顺槽、一条回风顺槽和一条瓦斯尾巷。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。第二节 采区巷道布置和要素一、采区布置方式方案二采区位于井田井底车场以南的位置，东西长在 2025m左右，南北宽在 580m左右。根据 3号煤一采区的水文地质情况、瓦斯涌出量和矿山压力情况，并结合开拓巷道布置方式及开采技术条件，本设计采用：三条开拓巷道（胶带大巷、轨道大巷、回风大巷）均延伸至井田西南部安全煤柱处，在三条大巷顶端与三条大巷成 97度夹角直接布置采区运输巷、采区轨道巷、采区回风巷。垂直采区运输巷、采区轨道巷、采区回风巷布置回采工作面，工作面推进方向由北向南。二、综采工作面由一条胶带运输顺槽、一条轨道运输顺槽、一条回风顺槽和一条瓦斯尾巷及工作面组成。采区轨道、胶带、回风巷道及采面轨道20巷、胶带巷、回风巷均采用梯形断面，矿用工字钢支护，瓦斯尾巷采有锚杆锚索、挂网支护，开切眼采用矩形断面锚杆钢带加锚索补强支护。巷道断面尺寸及布置详见巷道断面图 。该采区同时布置一个回采工作面 3301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。本方案的优点是：（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 1900m 长的回采工作面，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。本方案一的主要缺点：采区巷道系统增加一个运输环节。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 3210 工作面，本工作面采用长壁后退式分层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 1922m，工作面长度 150m，运输、轨道、回风顺槽均采用工字钢支护。尾巷采用锚网支护。二、回采工艺1、采煤工艺端头斜切进刀 割煤 移架 推 移输送机 联 网 清 煤 。2、采高 3.0m，循环进度 0.6m。3、采煤机进刀顺序描述割煤采用斜切进刀方式，采煤机在机头（尾）处插到煤体中，滚筒必须割够 20 架，两滚筒全部切入煤体后，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 ZP4800/17/35型，共 97 架，端21头架组为 ZGP5800/17/35型，共 4 架，采面共 101 架。四、劳动组织劳动组织见劳动组织附表工种 一班 二班 三班 检修班 合计综采队长 1副队长 1 1 1 3采煤司机 2 2 2 1 7支架工 4 4 4 12清煤工 4 4 4 12超前工 4 4 4 12转载机司机 1 1 1 3煤溜司机电工 2 2 2 622劳动组织表第六章 采区储量与生产能力第一节 采区储量一、工业储量采区平均东西长 1925m，南北宽 580m，面积 1116500。煤的容重1.45，根据地质资料分析,该采区煤层厚度 6.24，平均 1.3。储量计算公式：Q=d.s.M.式中： d 为煤的容重 s 为水平面积M 为煤的真厚度Q=11165001.456.24=10102092t 二、可采储量储量计算公式:ZK=(Zg-p)C 式中：ZK- 设计可采储量, 万 t；Zg- 工业储量，万 t；p-煤柱损失量，万 t；C- 采区采出率，本设计条件下取 75%。泵工 1 1 1 4电工 1 1 1 1 4验收员 1 1 1 1 4液检工 1 1 1 1 4采煤机修理工 2 2 2 2 8支架检修工 1 1 1 2 4三机修理工 4 5总计 25 25 25 13 8923P- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边界永久煤柱损失量，万 t； 经初步计算煤柱损失量为 2525523tZK1= ZK2= ( Zg1-p1) C1=(24399198.72-108993)0.75=7576569t第二节 采区生产能力及服务年限一、采区生产能力设计三采区一个回采工作面和两个综掘面生产。一个采面的生产能力为：A=MlLrC式中：A采煤工作面年产量，t/a；M工作面采高，m；l工作面长度，m；L工作面年推进度，m；r煤的容重，t/m3 ；C工作面回采率，取 90%。A=3.015019221.450.9=1128694t/a掘进煤量按回采煤量的 8%计算，则掘进煤量为 11286948%=90295t/a。矿井年产量：112869490295=1218989t/a能满足矿井设计生产能力 900kt/a 的要求。二、服务年限采区服务年限的计算：.采区的生产能力，设计采区生产为 90 万吨.采区的服务年限采区服务年限 采 区 可 采 储 量 采 区 回 采 率采 区 生 产 能 力 9075.124 8.4（年）第七章 井下运输第一节 运输系统和运输方式一、运输系统1、煤由工作面刮板输送机转载机胶带顺槽胶带运输巷煤库主斜井地面。2、工作面回风顺槽所需材料运输采用 1t 矿车，其运输线路为：地面主斜井轨道大巷3201 工作面轨道顺槽。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 运输设备一、通过选型计算，原煤运输采用以下运输设备运煤设备 型号 转载方式刮板输送机 SGZ630/220 自动转载机 SZB730/75 自动25胶带输送机 DSJ80/275 自动二、移溜（转载机、破碎机）方式移溜都是利用支架推移千斤顶来完成的。移转载机、破碎机是利用转载机自移系统完成的。辅 助 运 输 设 备辅助运输设备 型号 运输方式双速多用绞车 JDSB-19 钢丝绳牵引调度绞车 JD-25 钢丝绳牵引第二节 运输机选型及验算一、井下辅助运输主要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。根据矿井规模，矿车采用 1t固定式矿车、1t 材料车、1t 平板车、3t 平板车，为了方便液压支架等大型设备的运输，配备 16t重型平板车。轨道大巷辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引矿车，设备列车配备的矿车数量为：运输液压支架一次一辆；运送矸石时每次 4辆组列；运送材料时每次 2辆组列。二、井下工作面煤炭通过运输顺槽输送机进入采区煤仓，采区煤仓容量为 285t，通过胶带大巷和转载带式输送机运至混合提升井带式输送机。采区煤仓现已安装 K-3给煤机，给煤能力 50-200t/h，胶带大巷和转载带式输送机已安装 DTL100/20/275和 DTL100/20/30型带式输送机，经验算，现有设备能满足 900kt/a的能力。(一)胶带大巷带式输送机1原始参数及物料特性本输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长 L=900m，提升高度H=47m，倾角 =3；输送能力 Q=200t/h，原煤松散密度 =1000kg/m3，粒度 a=300mm，每米胶带机上物料重量 qG=27.8kg/m。采用下带绞车张紧(防爆)。系统布置见图 4-3-1。2初步设定参数输送机带宽 B=1000mm，速度 V=2.0m/s，承载分支托辊槽角 =35，直径 =108mm，L=380mm，轴承为 6205/C4。托辊间距 a0=1.2m，每米上托辊转动部分重量 qRO=10.18kg/m。回程分支托辊直径 =108mm，L=1150mm，轴26承为 6205/C4。托辊间距 aU=3.0m，每米下托辊转动部分重量 qRU=3.48kg/m；运动阻力系数:f=0.03；胶面滚筒直 =800mm，摩擦系数=0.25。导料槽长度 4500mm，输送带为 PVG800/1型整芯阻燃输送带，符合MT914-2008强度 680S，每米胶带自重 qB=13.6kg/m。3输送机输送能力计算Q=（20033016）/1.1=960kt/a满足要求4输送带宽度已有，B=1000mm 5园周力及传动功率计算(1) 主要阻力 FHFH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos=18139N式中：f=0.03 g=9.81mm/s2 L=900m =3qRO=10.18kq/m qRU=3.48kg/m qG=27.8kg/m qB=13.6kg/m(2) 主要特种阻力 FS1FS1=F+FglF=0Fgl(物料与导料槽板间摩擦力)=2I2VgL/v2b12 =67(N)式中：2=0.7 IV=0.058 b1=0.61 L=4.5FS1=F+Fgl=67(N)(3)附加特种阻力 FS2FS2=Fa+n3 FrFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故 Fa=0n3 Fr(清扫器阻力)=n3AP3式中：n3=1 3=0.7 A 弹=0.01 A 空=0.015 P=10104代入式中得FS2=1750.0（N）(4)倾斜阻力 Fst27Fst=qGgH=12816(N)(5) 园周力 FuFu=CFH+FS1+FS2+FSt =1.318139+67+1750+12816=38214(N)(6) 传动功率计算 PAPA=( FuV)/1000=76(kW)采用双电机驱动，K=1.5PM=1.5 PA=115(kw)现有的 DSB-75型电动机 2台，N=275kW，能满足要求。6张力计算(1) 按不打滑条件 F2（S1）minFUmax/（e-1）=KAFU/（e-1） ，P1：P2=1：1式中：=0.3 1=190 2=190 e=2.292.29=5.24F2（S1）min16830(N)(2) 按垂度条件承载分支 Fmina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=6083(N)回程分支 Fmin(aUqBg)/8(h/a)adm=4998(N)(3) 各特性点张力根据以上条件，确定：S3=S2=16830NS4=1.02S3=17167NS5=S4+f.l.g(qru+qB)+Fr-qB.H.g=17161NS8=1.04+S5=17847NS9=S8+f.l.g(qro+qB+qG)+Fs1+qB.H.g+qG.H.g=50646NS10=1.04S9=52672NS11=S2+FU=55044NS11-1=35938N(4) 确定传动滚筒合张力第一滚筒合张力28F1= S11+ S11-1=90982(N)(5) 确定各滚筒的合张力略7确定传动滚筒FU1(FU2)max=19.1kN初选滚筒直径为 800mm，则传动滚筒最大扭矩为 Mmax= FUmaxD/2=7.64kNm。选用传动滚筒为 10080，许用扭矩 20kNm，许用合力 110kN。满足使用要求。8现有驱动装置电动机 DSB-75 型，N=75kW(2 台)；偶合器 YOXF2450(防爆)；减速器 DCY355-31.5； 逆止器 NFA40；制动器 BYW25-315/50，能满足要求。9拉紧装置计算F0=S7+S8=17847(N)拉紧采用头部下带绞车张紧，绞车为 JT-4型，牵引力为 25kN，配 JBY-4型电机，功率为 4.0kW(防爆型)。10输送带S11=55044(N)安全系数 n1= B Gx/S11=14.5故现有 PVG整芯阻燃抗静电带，强度 800S，满足要求。11验算结果现有的 DTL100/20/275带式输送机能满足要求。(1) 输送机：DTL 型带式输送机，B=1000mm，V=2.0m/s，L=900m，=3，Q=200t/h，中部 800mm 胶面滚筒双电机双滚筒驱动，头部下带绞车拉紧；(2) 输送带：采用 PVG整芯阻燃抗静电橡胶带，B=1000mm，强度29St=800N/mm；(3) 减速器：DCY355-31.5；(4) 偶合器 YOXF2450；(5) 逆止器 NFA40；(6) 电动机 DSB-75，N=75kW，2 台；(7)制动器 BYWZ5-315/50，2 台。 胶带机安装 1套 KHP-1型监控综合保护装置，用于带式输送机的启、停及保护，具有堆煤、断带、超温、低速、跑偏、烟雾、沿线急停等各种保护装置。直观显示输送机运行速度、各种故障状态，具有声光、语言报警功能。(二)转载胶带巷带式输送机1原始参数及物料特性本输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长 L=127m，提升高度H=11.07m，倾角 =5；输送能力 Q=200t/h，原煤松散密度=1000kg/m3，粒度 a=300mm，每米胶带机上物料重量 qG=27.8kg/m。采用下带绞车张紧。系统布置见图 4-3-3。2初步设定参数现有输送机带宽 B=1000mm，速度 V=2.0m/s，承载分支托辊槽角=35，上托辊直径 =108mm，L=380mm，轴承为 6205/C4。托辊间距a0=1.2m，每米上托辊转动部分重量 qRO=10.18kg/m。回程分支下托辊直径=108mm，L=1150mm，轴承为 6205/C4。托辊间距 aU=3.0m，每米下托辊转动部分重量 qRU=3.48kg/m；运动阻力系数:f=0.03；胶面滚筒直 =630mm，磨擦系数 =0.25。导料槽长度 4500mm，输送带为 PVG800/1型整芯阻燃输送带，强度800S，每米胶带自重 qB=13.6kg/m。3园周力及传动功率计算(1) 主要阻力 FHFH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos=2555N30式中：f=0.03 g=9.81mm/s2 L=127m =5qRO=10.18kq/m qRU=3.48kg/m qG=27.8kg/m qB=13.6kg/m(2) 主要特种阻力 FS1FS1=F+FglF=0Fgl(物料与导料槽板间摩擦力)=2I2VgL/v2b12 =67.4(N)式中：2=0.7 IV=0.05848 b1=0.61 L=4.5FS1=F+Fgl=67.4(N)(3) 附加特种阻力 FS2FS2= Fa+n3 FrFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故 Fa=0n3 Fr(清扫器阻力)=n3AP3式中：n3=1 3=0.7 A 弹=0.01 A 空=0.015 P=10104代入式中得FS2=1750.0（N）(4) 倾斜阻力 FstFst=qGgH=27.89.811=3012(N)(5) 园周力 FuFu=CFH+FS1+FS2+FSt=1.42555+67.4+1750+3012=11656N(6) 传动功率计算 PAPA=( FuV)/1000=23.3(kW)采用单电机驱动，K=1/（）=1/0.880.951.0=1.196PM=1.196 PA=27.9(kW)现有的 DSB-30型电动机 1台，N=30kW，能满足要求。4张力计算(1) 按不打滑条件 F2（S1）minFUmax/（e-1）=KAFU/（e-1）式中：=0.25 =210 e=2.60