陈龙采矿毕业设计

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1、河南理工大学本科毕业设计（论文）前前 言言采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对成绩的最终考核，其目的是使学生深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经基本掌握了矿井设

2、计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计的参照矿井是平煤十矿采区，设计之前，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个比较全面的认识。本次设计就是在平煤十矿矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征、矿井储量年产量及服务年限、井田开拓、准备方式、矿井提升运输和排水、矿井通风与安全技术、矿山环保等七个方面。本设计以毕业设计

3、论文大纲为依据，按照安全规程的要求，经过查阅相关资料和老师的精心指导而完成,由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，恳请审阅老师批评指正。河南理工大学本科毕业设计（论文）目 录第一章 矿区概况及井田地质特征 .41-1 矿区概况 .41-1-1 地理位置 .41-1-2 地形地势及主要河流.41-2-2 井田附近主要地质构造 .61-2-3 煤层及其顶底板岩性 .71-2-4 水文地质特征 .71-2-5 瓦斯、煤尘和煤的自燃情况 .81-2-6 煤尘、煤质特征 .81-3 井田勘探程度.9第二章 矿井储量、年产量及服务年限 .92-1 井田境界 .92-2 井田储量

4、 .92-2-1 矿井工业储量 .92-2-2 矿井设计储量 .102-2-3 矿井可采储量 .102-3 矿井年产量及服务年限 .122-3-1 计算依据 .122-3-2 矿井服务年限 .13第三章 井田开拓 .133-1 概述 .133-2 井田开拓.143-3 井筒特征 .173-3-1 井筒断面尺寸 .173-3-1 井壁的支护材料及井壁厚度 .193-3-2 井筒深度 .193-4 井底车场 .203-4-1 井底车场形式的选择 .203-4-2 井底车场线路总平面布置 .203-4-3 井底车场通过能力计算 .263-4-4 确定井底车场各硐室位置 .273-5 开采顺序及采区、

5、采煤工作面布置 .293-5-1 开采顺序 .293-5-2 保证年产量的同采区数和工作面数 .293-6 井巷工程量和建井工期 .313-6-1 巷道断面及支护形式 .31第四章 采煤方法 .334-1 采煤方法的选择 .33河南理工大学本科毕业设计（论文）4-2 布置巷道布置及生产系统 .344-2-1 区段走向长度的确定 .344-2-2 确定采区斜长及区段数目 .344-2-3 保护煤柱尺寸 .344-2-4 采区上山的布置 .354-2-5 区段平巷的布置 .354-2-6 联络巷道的布置 .354-2-7 采区车场形式的选择 .364-2-8 采区硐室 .384-2-9 采区生产系

6、统 .394-3 回采工艺 .394-3-1 煤层赋存条件 .394-3-2、生产技术条件 .39第五章 矿井运输、提升和排水 .435-1 井下运输系统和运输方式的确定 .435-1-1 井下运输方式 .435-1-2 采区运输设备的选型 .435-1-3 采区运输设备的选型 .445-2 矿井提升 .445-2-1 概述 .445-2-2 设计依据及原始资料 .445-2-3 主井提升容器的计算 .445-2-4 副井提升容器的确定 .465-2-5 提升钢丝绳的选择计算 .475-2-6 确定提升机及天轮尺寸 .485-3 矿井排水 .515-3-1 概述 .515-3-2 管路的确定

7、.525-3-3 管道特性曲线，确定工况 .545-3-4 校验计算 .56第六章 矿井通风与安全技术措施 .576-1 矿井通风系统的选择 .576-2 风量计算及风量分配 .596-2-3 硐室实际需要风量 .616-3 全矿通风阻力计算.636-3-1、计算原则 .636-3-2 计算方法 .646-4 扇风机选型 .686-4-1 选择主扇 .686-4-2选择电动机 .706-5 矿井安全技术措施 .716-5-1、预防瓦斯爆炸的措施 .716-5-2、防尘措施 .72河南理工大学本科毕业设计（论文）6-6.矿山环境保护 .736-6-1 矿山污染概述 .736-6-2 矿山污染的防

8、治 .73河南理工大学本科毕业设计（论文）第一章第一章 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征1-11-1 矿区概况矿区概况1-1-1 地理位置 平煤十矿位于河南省平顶山市东部，距平顶山市区中心约 5km，东与十二矿为邻，西与一矿相邻。十矿工业广场有矿区专用铁路与国铁京广线、焦支线相连接，国铁京广线、焦支线分别通过矿区东部和西部，孟庙铁路线通过平顶山市与京广线、焦支线相连接；东距京广线孟庙火车站 70km，西距焦支线宝丰火车站 28km。矿区专用铁路线与孟宝线平顶山东站相接。公路以平顶山市为枢纽，有柏油公路通向附近各县市，东与四通八达的许南公路相连，交通便利。1-1-2 地形地势及主要河

9、流十矿新采区地形属于丘陵地区，地势北高南低，西高东低，地面标高为海拔180m300m，相对高差在 120m 左右，地表为巨厚的第四系黄土，粘土，砾石层所覆盖，表土层厚度为 180m，往北地势低缓，除井田北部小部分地势平坦外，多为冲沟纵横交错的丘陵区。主要河流有两条：湛河和沙河均在井田南部自西向东流过。湛河宽 50m 左右，流量 0.087.8m3/S；沙河宽 150250m，流量 0.85120m3/S。两河上游均为白龟山水库。井田内纵横冲沟发育，多数沟宽 1520m，平时为干沟。井田东南部地势平坦，泄水条件不好，易积水形成小面积内涝洼地。据调查，井田历年最高洪水位为+80m。1-1-3 天气

10、、温度以及地震情况根据平顶山历年的气象资料，本区属大陆性半干燥湿度不足带，年平均降雨量794.6mm，年最大降雨量为 1323.6mm，雨季一般集中在 79 月份。历年平均蒸发量为 2269.2mm，年最大蒸发量 2825mm，蒸发量大于降雨量。年平均气温为 15，最高气温 42.3，最低气温-15。常年风向多为北西和北东，以北西风的风速最大，为 24m/s；最大积雪厚度为 16cm，冻土最深 22cm。平顶山位于许昌淮南震带的南缘。据国家地震烈度区域划分的意见，本区为 VI级地震列度区。根据历史记载，公元前 519 年到公元 1942 年的 2461 年间， 许昌地区共发生地震约 84 次，

11、河南省有史以来的 8 次大地震中，7 次对本区有较大破坏。1556 年 1 月大地震时，临汝、宝丰、郏县等地的地震列度为 6 度。本地区地震频繁，说明新构造活动强烈。本设计地震列度暂按 6 度考虑 1-2 井田地质特征1-2-11-2-1 井田内的地质情况井田内的地质情况本井田内有基岩露头，从上至下依次为奥陶系马家沟灰岩，石炭系太原群，二叠系山西组，下石盒子组，上石盒子组，第四系。1、奥陶系马家沟组，由白质灰岩，石灰岩组成，井田内揭露厚度为 55m。河南理工大学本科毕业设计（论文）2、石炭系（C2-3） ，假整合于中奥陶统上统太原群，有灰岩，泥岩，沙质泥岩组成，厚 40.54-90.00m，平

12、均 71.42m，L 灰岩于煤线 L 灰岩、细砂岩及煤线，厚度为817-8m，中间夹煤层 3-8 层。3、二叠系（P） ，揭露厚度 196m，上下统全为山西组（P，S） ，厚度 106-49.0m，平均 75.73m，由泥岩、粉砂岩组成，二 1 煤层在其下部，在砂质泥岩中的细砂岩与粉细粒砂岩、泥岩之间。下石盒子组（P）厚度为 59-90m，平均 79.90m，由砂质泥岩组成，以砾石、泥12岩组成，以粗细粒砂岩为标志层底层与上石盒子分界。上石盒子组，厚度为 60-103m，平均厚度 86.57m，主要由砾岩、泥岩、细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩组成，以砾石层为标志与第四系分开。4 第四系（Q） ，为

13、表土层厚度，厚度为 18-50m，平均 32.50m，有黄土、粘土 、砾石组成。河南理工大学本科毕业设计（论文）综合柱状图见附图 1-2-1系统组序号柱 状厚度（米）岩性特征13.7(2-5.4)中细粒砂岩23.5（2-4）细砂岩38（0.39-37.7）二1煤二叠系下统山西组47（6-8.83）砂质泥岩石炭系上统太原组54.1(3-7)灰岩及其煤线泥岩岩组成。图 1-2-1 综合柱状图1-2-21-2-2 井田附近主要地质构造井田附近主要地质构造1、地质构造及构造类型十矿采区位于平顶山东部，呈一大的单斜构造，区内构造以近似于东西走向的正断层为主，伴有逆断层及宽缓褶曲，区内构造类型中等。河南理

14、工大学本科毕业设计（论文）1-2-31-2-3 煤层及其顶底板岩性煤层及其顶底板岩性井田内只有己16煤层 ，矿井开采煤层为二叠系山西组己16煤层，该煤层厚度变化较大，在 0.39-37.79m 之间，一般为 7-9m，煤层倾角 7-30，煤层呈西北东南向，己16煤层直接顶多为泥岩，次为砂质泥岩，小部分为砂岩，不稳定，易跨落，老顶为粗粒砂岩，距煤层顶板 0-10m，底板多为泥岩或粉沙岩，厚度为 5-6m。己16煤层坚硬系数 f1，易发生老顶沉陷、片帮和底鼓现象。二 1 煤层为黑色粉末状，易碎染手，局部发育，夹矸厚 0.05m-2m。煤层特征表煤层厚度(m)围岩性质最小最大序 号煤层名称平均厚度煤

15、层间距(m)倾角()顶板底板煤牌号硬度容重(t/m3)煤层结构及稳定性1二18268/730细砂岩砂质泥岩贫煤F1145稳定1-2-41-2-4 水文地质特征水文地质特征本井田内的主要含水层分别为：奥陶系灰岩含水层、石炭系灰岩含水层和二叠系砂岩含水层，井田地质条件中等，矿井正常实际涌水量 730m /h，最大涌水量31500m /h，矿井最大排水能力 2000m /h。根据资料表明，奥陶系含水层距己16煤层约33210m 左右。石炭系灰岩含水层、太原组石灰岩含水层，一般沉积厚度为 6m 左右，岩层裂隙较发育，含水层出露条件不明显，天然补给条件不足，富水性较好，在断裂附近可得到奥陶系岩溶水的越流

16、补给，该含水层距己16煤层较近，对煤层开采有较大影响，且该含水层水头压力较大，在断裂带附近通过破岩带导入矿井，太原组上下段含水层之间以泥岩和砂岩为主，夹有砂岩和薄层石灰岩，该段有阻隔太原组上、下段岩石溶水的作用。二叠系含水层主要为上、下石盒子组的粗、中、细粒砂岩组成，其间被砂质泥岩、细砂岩和粉砂岩分隔，形成了多层次结构的含水层，砂质含水层厚度为 78.63m，河南理工大学本科毕业设计（论文）厚度变化不大，其裂隙发育程度随深度增大而减弱，该段含水组裂隙发育，富水性强，且该段内含有煤层，对开采影响比较严重。己16煤层顶板砂岩含水层是指己16煤层以上 60m 范围内的粗、中、细粒砂岩，该组含裂隙承压

17、水，裂隙不发育，富水性强，静止水位标高 189m，该层为己16煤层直接顶板，含水层随着采空区的扩大而延伸，水量无明显增加。1-2-51-2-5 瓦斯、煤尘和煤的自燃情况瓦斯、煤尘和煤的自燃情况矿井瓦斯相对涌出量 6.48m /t，瓦斯分布不均匀，局部有高瓦斯区，呈条带状分3布，矿井瓦斯地质特征主要为由浅入深，含量逐渐增加，但呈阶段分布不均匀，瓦斯在褶皱轴部附近涌出量明显减少。煤层自燃发火等级为三级，为不易自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为17.58%，己16煤为黑色沫状，易碎染手，局部发育，页岩夹矸厚，煤尘较大，易引起煤尘的爆炸。水文地质条件明细表最大涌水1500m /h3正常涌水730

18、 m /h3地温正常地压正常瓦斯相对涌出量为 6.48 m /t3煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数 17 .58%影响回采工作地质资料自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为 72 天1-2-61-2-6 煤尘、煤质特征煤尘、煤质特征1、煤层：本矿井为二叠系山西组己16煤层，为单一厚煤层，该煤层结构简单，属较稳定型单一厚煤层，中间夹由少量矸石，煤厚 0.39-39.79m，煤层倾角 7-30，为缓倾斜煤层。2、煤质本井田内己16煤层原煤灰份 14.86%，净煤挥发份 12.90%，原煤含硫 0.45%，发热量 5250 千卡/千克， ，属中高发热量，煤层实体容重 1.45m /t，属中灰低硫贫瘦煤

19、，3原煤重含磷量平均为 0.5%，砷含量为 1.899，该煤主要用于发电和民用煤。煤的工业分析见附表序号煤层名称水分（W/%）牌号灰份（A/%）挥发份（V/%）含磷量（P）含硫量（S/%）胶质层厚（Y/m）发热量（Q/J/g）12345678910河南理工大学本科毕业设计（论文）1己16078中灰低硫贫瘦煤1486129005045062501-31-3 井田勘探程度井田勘探程度精查地质报告基本查明了井田的煤层赋存情况构造形态，煤质以及水文条件，但仍存在如下不足和问题：1、普查、详查阶段钻探工程质量差，煤芯采取率低；2、地震资料的成果质量差，某些深部断层仅仅是根据地震资料判定的，可靠性；3、地

20、质报告说明书中对下石盒子组地层厚度叙述和综合柱状图上的不一致；4、煤层露头控制不够，对煤层风氧化带边界的确定可靠性较差；5、封孔质量较差，某些钻孔封闭质量不符合要求，由于封孔质量差可能水源涌入井内，在开采过程中应采取必要预防措施，以免发生淹井事故；6、水源勘探尚未提出正式资料；7、某些采区的勘探程度还较为偏低。第二章第二章 矿井储量、年产量及服务年限矿井储量、年产量及服务年限2-12-1 井田境界井田境界本井田北以北山山脉为界，南以程平路为界，井田西部边界为 Y38445500，东部边界为38450000,井田走向最大值为 4000m，最小值为2200m 左右，平均为3350m；倾向最大值约为

21、 2200m，最小值约为 500m，井田面积大约为 7.5 平方千米。2-22-2 井田储量井田储量2-2-12-2-1 矿井工业储量矿井工业储量矿井储量可分为矿井工业储量、矿井设计储量和矿井可采储量。矿井工业储量是勘探地质报告中提供的“年利用储量”中的 A、B、C、三级储量之和，其中高级储量A、B 级之和所占比例应符合规定。对于大型矿井，井田内 A+B 级储量占总储量的比例为 35%；第一水平内 A+B 级储量占本水平储量的比例为 60%;第一水平内 A 级储量占本水平储量的比例为 30%。矿井工业储量汇总表 表 22工业储量（万 t）煤层名称ABA+BCA+B+C河南理工大学本科毕业设计（

22、论文）己16煤层4995.541559.636555.17681.327236.492-2-22-2-2 矿井设计储量矿井设计储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量；计算公式如下：矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱等；本井田范围内无河流及其他构筑物，因此只需要计算井田边界保护煤柱。注：本矿井各类煤柱的结构尺寸留设是参照郑煤矿物局几个生产矿井及在建矿井取舍的。井田边界煤柱在设计井田一侧可按 2030m 留设；断层煤柱：落差大于采高小于 10m 者每侧留 20

23、m，落差大于 10m 者每侧留 3050m，采空区边界煤柱每侧 10m，主要巷道煤柱每侧 3040m，井筒及风井按保护对象的等级确定其受保护边界范围的。井田境界处保护煤柱留设 30m，断层两侧保护煤柱留设 30m。计算得井田边界保护煤柱损失为 405.6 万吨，合计总的保护煤柱损失量为：468.3万吨故，矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失 =7236.49-468.3 =6768.2 万吨2-2-32-2-3 矿井可采储量矿井可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱后后乘以采区回采率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量=（矿井设计储量保护煤柱损

24、失）采区回采率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量待井田开拓、采煤方法确定后才能够确定。为了便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的 5-7%计入。井田及工业场地保护煤柱的计算如下：按规范规定，年产 90 万 t/a 的中型矿井，工业场地占地面积指标为 1213 公倾/Mt。 矿井工业场地占地面积指标表 23河南理工大学本科毕业设计（论文）井型(Mt/a)占地面积指标(公倾/Mt)2.40、3.00781.20、1.809100

25、.45、0.9012130.09、0.3015故可算得工业场地的总占地面积：S=12.50.90=11.25 公顷=112500 m2根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如下所示：工业广场占地面积为 300375m2,平面形状为矩形。煤层地质条件为：煤层倾角8，煤层在受保护范围内中央的埋深 H0=320m，地面标高+180，煤层底板标高-140，松散层厚 90m，煤厚 8.0m。查的本井田为类型煤田，各参数如下：45 750.6 70其中：表土层移动角； 煤柱上山移动角； 走向方向移动角； 煤柱下山移动角； 煤层倾角、用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如下 21 图所示：平面图走向剖

26、面倾向剖面河南理工大学本科毕业设计（论文）作图求出工业广场保护煤柱损失为 324.52 万吨。2.井下主要巷道设计煤柱损失计算井下主要压煤巷道为水平大巷，两侧留保护煤柱为 30m，故可算得保护煤柱为1650 8 60 1.45=114.8 万 t2-32-3 矿井年产量及服务年限矿井年产量及服务年限2-3-12-3-1 计算依据计算依据1、矿井工作制度矿井设计年工作日为 300d，每天 4 班作业，其中 3 班生产，1 班准备。每天净提升时间为 14h。2、矿井设计生产能力矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、处理、开采条件、设备供应以及国家需煤等因素确定。对于储量丰富、地质构造简单

27、、煤层生产能力大、开采技术条件好的矿区应建设大型矿井。当煤层赋存深、表土层很厚、井筒需要特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数目，节约建井工程量和降低吨煤投资，以建设大型矿井为宜。矿井设计储量（Mt）矿井可采储量煤柱损失（Mt）设计煤柱损失开采水平煤层名称工业储量（Mt）断层境界构筑物其他设计储量工业场地井下巷道其他可采储量1己167236.4962.7405.6006768.2324.52114.806328.9合计己167236.4962.7405.6006768.2324.52114.806328.9河南理工大学本科毕业设计（论文）依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发

28、条件，同时结合按期达产、采掘接替应变能力强，稳产和增产有保障可持续发展的条件创造；综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低、经济效益高登技术条件。参考煤矿设计手册 ，各类井型井田的特征，初步确定矿井设计生产能力为 90 万 t/a。2-3-22-3-2 矿井服务年限矿井服务年限矿井服务年限按下式计算： T Z /KAk 式中：T矿井服务年限，a Z 矿井可采储量，Mtk A矿井生产能力，Mta K储量备用系数，K=1.31.5，取 1.4； T= Z /KAk =6328.9/1.490 =50.3按设计规范规定，井型为 4590 万 t/a 的矿井的服务年限不得小于 40 年，经计算后的矿

29、井服务年限为 50.3 年。满足设计规范规定的服务年限，初步确定矿井生产能力为 90 万 t/a。第三章第三章 井田开拓井田开拓3-13-1 概述概述十矿采区位于平顶山东部，呈一大的单斜构造，区内构造以近似于东西走向的正断层为主，伴有逆断层及宽缓褶曲，区内构造类型中等。 矿井开采煤层为二叠系山西组己16煤层，该煤层厚度变化较大，煤层厚度0.39-37.9m,一般为 7-10m，煤层倾角 7 度30 度。井田内己16煤层原煤灰分 14.86%,净煤挥发份 12.90%，原煤含硫 0.45%,发热量5250 千卡/千克，煤层实体容重 1.45 吨/立方米，属中灰.低硫贫瘦煤。 本井田受大量奥陶系灰

30、岩水通过龟山断层东段补给井田内各含水层分别为：奥陶系灰岩含水层.石炭系灰岩含水层和二叠系砂岩含水层，该矿井水文地质条件中等。矿井实际正常涌水量 730 立方米/小时，最大涌水量 1500 立方米/小时，该矿井最大排水能力 2000 立方米/小时。二 1 煤层直接顶多为泥岩，次为砂质泥岩，个别为砂岩，厚度一般 57m，不稳定，易跨落，老顶为大占砂岩，距煤层顶板 0-10m；底板多为泥岩或粉沙岩，厚度 5-6m，河南理工大学本科毕业设计（论文）己16煤层硬度 f1，属典型的不稳定煤层，瓦斯相对涌出量 6.48 立方米吨，瓦斯分布不均匀，高瓦斯区呈条带状分布，属高瓦斯矿井。煤层自然发火等级为三级，为

31、不易自燃煤层。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数 17.58%.3-23-2 井田开拓井田开拓 由地质部门提供的地质资料可知，该矿井煤厚 7-10m，平均厚 8m，倾角 7-30 度，煤层厚度变化较大，矿井涌水量 730 立方米/小时，涌水量比较大，瓦斯相对涌出量6.48 立方米/吨，属低瓦斯但有高瓦斯区域矿井，地质条件中等。3-2-1 方案的提出与比较 1 根据以上地质资料以及现有的生产开采技术，经过分析提出以下两种在技术上可行的开拓方案：1 立井两水平采区开拓，其剖面图如下： 2 立井加暗斜井采区开拓，其剖面图如下主井副井对于方案一：采用立井延伸的方法，其优点为：a)可以充分利用原有设备和设施；

32、b)提升系统单一，转运环节少，管理方便。采用立井延伸的方法，其缺点为：a)受地质、水文条件的限制；河南理工大学本科毕业设计（论文）b)原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰；c)主井接井时技术难度大，矿井将出现短期停产；d)延伸两井筒的施工组织复杂；e)为延伸井筒需要掘进一些临时工程；f)延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更新提升设备。对于方案二：采用暗斜井延伸的方法，其优点为：a)生产与延伸相互干扰少；b)暗斜井的位置、方向、倾角以及提升方式均可以不受原有井筒的限制；c)暗斜井作为主井，系统简单且能力较大，可充分利用原有井筒的能力；采用暗斜井延伸的方法，其缺点为：a)增加了提

33、升、运输环节和设备；b)通风系统比较复杂。2 经济比较 经济合理是指所选的方案吨煤生产能力的基建投资少，特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资回收期短、利润高。计算各方案不同项目的经济费用包括：基本建设费用、生产经营费用、建井工程量和生产经营工程量。在经济比较时，作以下几点说明：1)两方案的各采区均布置三条上山，且这些上山的掘进单价近似相同，考虑到全井田中上山部分的总掘进长度相同，即两种方案上山掘进费用相近，因此不作比较；2)立井、大巷、石门以及采区上山的辅助运输费用均按运输费的 20%进行估算；3）两种方案第一水平开拓几乎相同，因此只对第二水平开拓（

34、立井延伸和暗斜井）不同项目进行比较。各方案工程量计算表各方案工程量计算表方案 1方案 2方案项目工程量 /m工程量 /m河南理工大学本科毕业设计（论文）主井井筒350350副井井筒325325井底车场365365水平大巷24402440初期主要石门6060主井井筒210562（暗斜井）副井井筒185562（暗斜井）石 门532井底车场365后期水平大巷675675基基 建建 费费 用用方案 1方案 2方案项目工程量/m单价/元每米费用/万元工程量/m单价/元每米费用/万元主井井筒3508294288.43508294288.4副井井筒3258294268.13258294268.1井底车场36

35、5239987.6365239987.6水平大巷24402249548.824402249548.8主要石门6020001260200012初初期小计1204.91204.9主井井筒21010000210562（暗斜井）3560200.1副井井筒18510000185562（暗斜井）3560200.1井底车场3653500127.83500石 门53225002502500运输大巷67529831336752983133后后期期小计905.8533.2合计2110.71738.1生生 产产 经经 营营 费费费用汇总表费用汇总表方案 1方案 2方案项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%方案

36、 1方案 2方案项目工程量单价费用/万元工程量单价费用/万元立井二水平提升1.20.2120000.5394407.81.20.5622000（暗斜井）0.1625328.8二水平排水7302436522.84100.852602.67302436522.84100.2852335.3二水平运输1.25325780369.0总计3378.62664.1河南理工大学本科毕业设计（论文）基建工程费2110.7121%1738.1100%生产经营费3378.6127%2664.1100%总费用5489.3125%4402.2100%两种方案在技术都可行，从经济上来比较，可以看出方案 1 的费用较方案

37、 2 的高，因此从合理的角度可以选择方案 2，并且从地质构造条件来看，立井延伸要穿过含水层，不利于开拓，所以，综合起来考虑选择方案 2，立井单水平加暗斜井延伸的开拓方案。3-33-3 井筒特征井筒特征3-3-13-3-1 井筒断面尺寸井筒断面尺寸井筒断面尺寸应满足提升和通风安全的要求。选择合理的井筒装备和断面布置形式，力求选择合理的井筒断面，以达到最大的经济效益。1）主井主井主要用于提煤。本次设计井筒直径选择 5.0m，采用一对 6 吨单绳提煤箕斗，型号初定 JLG6 型，井筒采用混凝土砌碹壁，井筒砌碹壁厚 400mm。 图 3-3-1 主井断面图2） 副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸

38、石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒直径 5.5m，采用混凝土砌碹，壁厚 400mm，采用一吨矿车双河南理工大学本科毕业设计（论文）层单车普通罐笼。井筒内还设有梯子间，并敷设有排水管、消防洒水管、压风管、动力电缆和信号电缆。 副井风速校核： V=Q/MS maxV式中：V通过井筒的风速，m/s； Q通过井筒的风量，m3/s； S井筒的净断面积，m2/s； Vmax安全规程 规定的最大风速，m/s；因此，V=3151/0.8=3.345m/s8m/s，所以井筒选择符合要求。6075.23 图 3-3-2 副井断面图通信电缆压风管井下出车方向井 筒 中 心 线提 升 中 心 线

39、排水管线动力电缆心井中筒表土段井壁井下进车方向基岩段井壁 3）风井风井主要用于进风、回风、或兼作矿井安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用混凝土砌碹壁，井筒直径 5.0m，井壁厚度 400mm。 河南理工大学本科毕业设计（论文） 图 3-3-3 风井断面图3-3-13-3-1 井壁的支护材料及井壁厚度井壁的支护材料及井壁厚度为了防止井筒围岩风化及承受地压，保证井筒的形状，必需对井筒进行支护。根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，以节约原材料、降低成本、保证安全生产、加快建井速度为依据，结合本矿井筒断面尺寸。设计本矿主井井壁厚度为 400mm，副井井壁厚度为 400mm，风井井

40、壁厚度为 400mm。3-3-23-3-2 井筒深度井筒深度井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。井窝深度：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设4m 井底水窝。故一般井筒需要开挖到井底车场水平以下 30-40m。如井底装载硐室设于开采水平以上时，可以不设水窝，编制井筒特征表如下表 3-3-1 所示： 河南理工大学本科毕业设计（论文）表 3-3-1 井筒特征表 井筒名称 主井 副井 风井X（m）3811796.353811861.83813119.05Y（m）38447013.0538447072.438446732.4井口标高Z（m）+180+180+195用途 提煤提料、矸

41、、人、进风回风提升设备一对 6t 箕斗双层单车罐笼倾角（ ）909090井筒断面圆圆圆支护形式混凝土砌碹混凝土砌碹混凝土砌碹井筒壁厚（mm）400400400提升方位角000井筒深度（m）320+30320+5191净（m2）19.6323.7619.63断面积掘（m2）26.432.226.43-43-4 井底车场井底车场3-4-13-4-1 井底车场形式的选择井底车场形式的选择井底车场是井田开拓的重要内容之一，是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产

42、所需的运输能力，并满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产拧里的 30%-50%。其次，在满足井底车场通过能力的前提下，应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车，本设计采用立井刀式车场。 3-4-23-4-2 井底车场线路总平面布置井底车场线路总平面布置井筒相互位置的确定，本矿所在地形较平坦，井筒位置不受地面限制，两井筒垂直于存车线方向的距离 H 为 65m，平行于存车线方向的距离 L 为 58m，示意图如下：图 3-4-1 井筒相互位置图河南理工大学本科毕业设计（论文）1主井中心线；2副井中心线；3副井储车线两井筒中心点间的直线距离 C 为： C8

43、7m2ab2ab)Y-(Y)X-(X1 1 井底车场各存车线长井底车场各存车线长由于采用皮带运输，所以主井不设存车线。下面只计算副井空、重车线1）设计选定：副井空、重车线取 1.0 列车长，调车线亦取 1.0 列车长，材料车线取 10 个矿车长度，电机车停车距离 L3 取 14m，Lf.k=Lf.zk=1.0202000+4500+14000=58500mm =58.5m 为取整数，取 LFK=LZK=60m。2） 为了便于调车，调车线长度取 45m。3） 材料车线长度为：L=10L材=20000mm=20m。4） 马头门线路的长度确定： L=a+2b+c+d+e+f+e+g+h+i 根据煤炭

44、部编制的采用木罐道和钢罐道的单绳提升时的马头门线路标准设计，计算如下图所示： 图 3-4-2 马头门线路布置图 a 复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离 ，通常取 2000mm；河南理工大学本科毕业设计（论文） b 基本轨起点至对称道岔连接系统的末端之间的距离，其长度取决于对称道岔的型号，这里取 b=4800mm； d 单式阻车器轮挡面至摇臂轴中心的距离，这里取 d=2000mm c 对称道岔系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离，取 4500mm； e e 摇台的摇臂长度，e=3500mm，e=2050mm； f 罐笼长度，取 f=2500mm； j 出车方向摇台臂轴中心线到对称

45、道岔连接系统的末端之间的距离，通常取 6500mm； h 缓和线长度，取 h=2000mm； I 基本轨点到单开道岔开行线路连接系统的长度，取 1370mm； 由此可计算出 L=36020mm=36.02m2 轨型弯道轨型弯道1）曲线线路曲线线路亦称弯道，在矿井轨道线路中，所采用的曲线都是圆曲线。在线路连接计算中，曲线半径 R 是一个主要的参数。600 毫米轨距的电机车运行线路，其 R 不小于 12 米，一般取 1520 米。在本设计中，1 吨系列矿车采用 12 米。在井底车场施工图中，曲线线路由下列参数确定：曲线半径 R 及曲线线路的转角 ，曲线的切线长度 T 和曲线的长度 K。本设计中R1

46、2000mm，45，T4971，K9424mm；、R12000mm，55，T5983mm，K11099mm；R12000mm，90，T12000mm，K18848mm；图 3-4-3 弯道线路连接2） 轨型及道岔河南理工大学本科毕业设计（论文） 根据上述所选定的车场形式，线路布置方式以及运行的车辆类型，考虑选用18kg/m 钢轨，轨距 600mm，马头门重车线设有单道复式阻车器和双道单式阻车器，矿车进出罐笼采用摇台弯道曲率半径 15000mm。表 3-4-1 道岔一览表 项 目名 称a（mm）b（mm）L（mm）V 速度（m/s）DK618-4-12140153472332874001.53.

47、5DX618-4-12131401534723328120631.53.5DC618-3-121805530”2077272348001.53.5a 单开道岔平行线路的连接计算，己知：道岔 DK618-4-12，a3472，b3328，14015，R12000mm，S1300mm；求：L，c，n, D查表得：L13222mm，c2922mm，n6250mm，D13075mm。图 3-4-4 单开道岔平行线路的连接b 单开非平行道岔线路的连接计算己知：道岔 DK618-4-12，a3472 mm，b3328 mm，14015 ，R12000mm，45；求：m，n，H, T查表得：m8861mm，

48、n6719mm，H4751mm，T4125mm，Kp8050mm。基本轨起点河南理工大学本科毕业设计（论文）H =4770mm， T=4125mm，Kp=8050mm。图 3-4-5 单开道岔非平行线路连接c 渡线道岔连接计算已知：DX618-4-1213，a3472 mm，b3328 mm，14015 ， S1300mm。求：L0，L，D，C查表知：L05119mm，L12063mm，D10526mm，C481mm。基本轨起点基本轨起点图 3-4-6 渡线道岔连接计算d 对称道岔连接计算 已知：DC618-3-12，a3496mm，b3404mm，14015 ，R12000mm，S1600m

49、m。求：C，n，L，D 查表知：C864 mm，n3625mm，L8118mm，D6683mm。基本轨起点河南理工大学本科毕业设计（论文）基本轨起点图 3-4-7 对称道岔线路连接图 3 3 井底车场线路平面布置井底车场线路平面布置 图 3-4-8 井底车场线路布置图217493568101112131415由于线路布置较简单，没有主井空、重车线，只有副井空、重车线、马头门线路、材料车线和调车线。线路布置如上图所示，用投影进行车场闭合计算：-L 轨道大巷5mmx因此认为车场完全闭合。河南理工大学本科毕业设计（论文）3-4-33-4-3 井底车场通过能力计算井底车场通过能力计算本车场运煤通过胶带

50、输送机运送，不需要矿车，因此只需要计算辅助运输时矿车的运行图表和调度图表。1、区段划分根据区段划分的原则，井底车场区段划分如下：VVIIVIIIIII214935812131415 图 3-4-9 区段划分2、调度图表的编制表 3-4-1 1t 吨列车运行时间表图 3-4-10 调度图表VIVIVIIIIII4321（分）时间区段3、通过能力计算本设计矿井煤直接从带区通过胶带输送机运送到井底煤仓，车场的通过能力只与胶带输送机的技术特征有关，因此无需计算井底车场的通区段运行状况运行距离（m）运行速度（m/s）运行时间（s）拉重列车50.51.533.7II推重列车30.78131推重列车60.5

51、1.540.3拉空列车60.5230.3拉空列车30.781.520.5拉空列车160.4280.2393.4236河南理工大学本科毕业设计（论文）过能力。3-4-43-4-4 确定井底车场各硐室位置确定井底车场各硐室位置井底车场巷道多数采用拱形断面，断面尺寸应符合规程要求，主要巷道还要经风速验算，支护方式应视具体条件确定之。井底车场的硐室主要有：中央变电所及中央水泵房、井底煤仓、调度室、等候室等。1 1 井下中央变电所井下中央变电所a 硐室位置中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线，配电均衡，安装、维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所至于副井与井底车场连接的附近

52、。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时应满足有关规定的要求，不得违反有关规定。b 支护形式和要求变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又防火的密闭门，门内可设向外开的铁闸门，但不能妨碍门的自由关闭。从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其他不燃性材料支护。变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设一定坡度，以便将积水随时排出室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材，如 配置灭火设备和充足的砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。2 2 中央水泵

53、房中央水泵房a 水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：（1） 管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。（2） 一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。（3）具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选择在井底车场与副井连接处附近空车线一侧以便于设备的运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。河南理工大学本科毕业设计（论文）b 硐室支护与要求（1）中央水泵房必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得

54、淋水。（2）出口通道处必须设置向外开启的能防水、防火的密封门，从硐室出口防火门起 5m 内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。（3） 泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板 0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。（4） 水泵工作的总能力应满足 20 小时内排出矿井 24 小时的正常涌水量。c 水仓容积与数量水仓是按矿井正常涌水量计算的 ， 煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量在1000m3/h 以下，主要水仓有效容积能容纳 8 小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知，本矿正常涌水量 730m3/h，小于 1000m3/h，故其容量V=Q8 式中，V水仓体积 ，m3 ； Q矿

55、井正常涌水量，m3/h；由此 V=8=5840m3，730设定有主副水仓，每个水仓承担一般涌水量，则有 5840/2=2920 m3。若用净断面为 8m2的半圆拱形断面，那么一条水仓长度为 L=2920/8=365md 水仓的支护形式和特殊要求本设计水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓断面应乘以 1.2，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，其坡度通常为0.1%-0.2%，在水仓最低点即清理斜巷不设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以便清理工作。3-53-5 开采顺序及采区、采煤工作面布置开采顺序及采区、采煤工作面布置3-5-13-5-1 开采顺序开采顺序

56、在井田范围内，采区开采顺序一般采用前进式，即从中央开始，向井田两翼推进的方式，如果采用上下山开采，上山阶段采用前进式，下山可采用后退式。煤矿安全规程规定，突出矿井、高瓦斯矿井，低瓦斯 但有矿井高瓦斯区域的采煤工作面，不得采用前进式的采煤方法。本设计矿井主采己16煤层，平均厚度 8m，上部比较平缓，下部煤层倾角约 23 度左右，设计井田采用走向长壁下行跨落法，综合机械化放顶煤的采煤方法，井田划分为三个阶段，第一水平一个上山开采，第二水平上下山开采。河南理工大学本科毕业设计（论文）3-5-23-5-2 保证年产量的同采区数和工作面数保证年产量的同采区数和工作面数采区的生产能力应根据地质条件、煤层生

57、产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系等因素来确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表规定： 表 3-5-1 矿井同采采区个数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数2.43.0341.51.8231.2 及以下12因为本矿设计年产量是 0.9Mt/a，因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。1 1 矿井达到设计产量的回采工作面个数矿井达到设计产量的回采工作面个数a 确定达到设计产量时工作面总线长B=Aklrm/X 式中： B回采工作面总线长，m； A矿井设计年产量，t/a； X回采出煤率，取 0.9； 同采煤层总厚度，m； r 煤层容重，t/m3； K工作面采出率； L年推进度，

58、其中 L=；in300 其中 300矿井年工作日，天； n 日循环数； i 循环进度； 循环系数，=0.8-1.0； 由此，L=300*3*0.625*0.94 =507m 所以 B=90*104*0.9/8*1.45*507*0.93 =148mb 确定回采工作面个数 N=B*n/L 式中：河南理工大学本科毕业设计（论文） N同采工作面个数； B工作面总线长，m； n 同采煤层数； L回采工作面长度； N=148*1/160=0.921所以取 1 个 2 2 矿井产量的验算矿井产量的验算根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，按以下公式进行验算： Aniiiiiinkrlm1

59、式中： An 矿井同采工作面产量总和，万吨； mi 第 i 号工作面采高，m； Ii 第 i 号工作面长，m； li 第 i 号工作面年推进度，m/a； ri 第 i 号工作面煤容重，t/m3；n 同采工作面数； 所以 An=8*160*507*1.45*0.93=87.61 万 t;计算结果 An 加上全矿掘进煤之和应大于矿井设计年产量 An，但是不宜超过 1.15 An。全矿掘煤 A掘=10%A=90000t，因此验算有 An+A掘/A=（87.61+9）/90=1.071.15故验算合格。 3-63-6 井巷工程量和建井工期井巷工程量和建井工期 3-6-13-6-1 巷道断面及支护形式巷

60、道断面及支护形式矿井主要巷道有：井底车场、大巷、皮带上山、轨道上山、回风上山、区段上、下顺槽、工作面开切眼，井底车场、大巷、皮带上山、轨道上山、回风上山、工作面开切眼均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸记入。巷道掘进速度指标见下表 3-6-1，根据上述有关设计和计算结果，计算统计达到产量时井巷工程量表见表 3-6-3，并编制施工进度表以确定建井工期，见表 3-6-2。河南理工大学本科毕业设计（论文）表 3-6-1 巷道掘进进度指标表表 3-6-2 井巷工程施工进度表 表 3-6-3 矿井达到设计产量时井巷工程量表井巷道工程名称围岩类别掘进进度指标（m/月）立井井筒岩石50硐室工程岩石600

61、m3井底车场岩石120顺槽及横贯煤400开切眼煤400序 号工程名称工程量（m）施工速度(m/月)时间(月)1主井3505072副井325506.53井底车场36512034皮带上山120015085轨道上山120015086回风上山11501507.77开切眼1604000.48风井191503.89回风石门20500.410大巷5005010合计 54.8 巷道断面 m2工程量（m3）序号巷道名称支护材料断面形状净掘巷道长度(m)净掘备注一、 开拓巷道1主井混凝土 圆形19.63 26.4 350 6868.7592472副井混凝土 圆形23.76 32.2 325772210455.33

62、风井混凝土 圆形19.63 26.4 191 3748.4 5046.24井底车场锚喷半圆拱18.65 20.78 365 6807.3 7584.75大巷锚喷半圆拱25.37 33.87 5001268516935河南理工大学本科毕业设计（论文）6主石门 锚喷半圆拱18.65 20.78 40 746831小计1268516935二、回采巷道1轨道平巷工字钢 梯形12.4 14.4 1250 15500180002皮带平巷工字钢 梯形12.4 14.4 1250 15500180003开切眼液压支架矩形1519.6 16024003136三准备巷道1轨道上山 锚喷半圆拱16.2 19.1 1

63、200 19380229682皮带上山 锚喷半圆拱16.2 19.1 1200 19380229683回风上山 锚喷半圆拱16.2 19.1 1150 18572.5 22011小计210.7 264.3 7961 128871 156724河南理工大学本科毕业设计（论文）由施工进度表可知，四个施工队同时施工，施工过程中如无重大地质问题，影响施工的正常进行，理论计算经过 54.8 个月可投产。第四章第四章 采煤方法采煤方法 4-14-1 采煤方法的选择采煤方法的选择 为了对各煤层选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并参考实习矿井或矿区实际使用经验。在此基础上，可参照下列各

64、点选择采煤方法：1、对缓斜、倾斜、薄及中厚煤层，一般使用单一走向长壁采煤法，倾角小于 12时，可考虑采用倾斜长壁采煤法的可能性。采用走向长壁采煤法，一般采用全部冒落法处理采空区。但直接顶为坚硬难冒落的岩层，或受其它条件限制时，可以考虑采用充填法或刀柱法处理采空区。2、对煤层赋存稳定、顶底板条件较好的中厚煤层，大型矿井一般采用综合机械化的回采工艺方式；对中型矿井，煤层赋存较稳定，地质构造不太复杂的工作面，以及不适于综采的大型矿井工作面，可采用高档普机采和机采回采工艺方式；对小型矿井，或受其它条件限制不适于机采的工作面，可选用炮采回采工艺。3、对缓斜、倾斜厚煤层，一般采用倾斜分层下行垮落走向长壁采

65、煤法。分层厚度根据选用的支架类型确定，一般为 1.63.5m，煤层厚度小于 4.5m 时，应尽可能一次采全高。对于特厚煤层(如大于 2030m)，难于使用分层垮落法开采或特殊条件限制不能使用垮落法开采时，可以采用全部充填法。厚度大于 6m，煤质较软，顶板中等稳定以下，可采用综合机械化放顶煤采煤。4、急斜煤层，厚度为 1.56m，倾角大于 55，赋存稳定时，应优先考虑采用伪斜柔性掩护支架采煤法，当不适宜采用伪斜柔性掩护支架采煤法时，厚度在 2.0m 以上煤层，可采用水平分层或其它采煤法。5、顶板稳定，煤层条件适宜，电力、水力及其它条件能保证时，也可考虑采用水力采煤法。为了对各煤层选择合理的采煤方

66、法，必须详细研究煤层的附存条件和地质特征，并参考实习矿井或矿区实际使用经验。平煤集团相近矿：煤层附存比较稳定，上部煤层平均倾角 8 度，下部煤层倾角平均约为 23 度，地质构造相对简单，结合设计矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用走向长壁放顶煤，一次采全厚采煤法，全部跨落法管理顶板。河南理工大学本科毕业设计（论文）4-24-2 布置巷道布置及生产系统布置巷道布置及生产系统布置采区巷道是为了把回采工作面与矿井主要开拓巷道联系起来。构成运输、通风、动力供应，材料供应等系统，保证工作面连续不断生产。4-2-14-2-1 区段走向长度的确定区段走向长度的确定本设计井田的首采区为井田西北采区，该采区位于井田北部，采区走向长度1250m，年设计生产能力 90 万吨。4-2-24-2-2 确定采区斜长及区段数目确定采区斜长及区段数目表表 4-14-1 工作面长度参考表工作面长度参考表回采工艺类型工作面长度(m)综合机械化采煤不宜小于 160普通机械化采煤薄煤层不小于 120，中厚煤层不小于 140炮采工艺100120设计首采区采用走向长壁采煤法，工作面长度 160m，首采区将采用沿空掘巷的方