迪拜矿设计煤矿毕业设计说明书1

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1、河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 1 迪拜矿设计煤矿毕业设计说明书迪拜矿设计煤矿毕业设计说明书目录目录第一章第一章 矿区概述及井田特征矿区概述及井田特征 .1 11.1 矿区概述.11.1.1 交通位置 .11.1.2 井田范围 .21.1.3 地形、河流、气象及地震 .21.1.4 村庄、建筑物、构筑物 .31.1.5 水源、电源情况 .31.2 井田地质特征.31.2.1 地层 .31.2.2 地质构造 .41.2.3 矿井水文地质条件 .61.3 煤层特征.71.3.1 煤层 .71.3.2 煤质 .81.3.3 瓦斯、煤尘及自然发火情况 .8第二章第二章 井田境界和储量井田境界

2、和储量 .9 92.1 井田境界和储量.92.1.1 井田境界 .92.1.2 资源量计算范围 .92.1.3 储量计算步骤 .92.1.4 资源量估算指标 .10河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 2 2.2 井田工业资源/储量.102.2.1 矿井工业资源储量概念 .102.2.2 矿井工业资源储量计算 .102.3 井田设计资源/储量 .112.3.1 井田设计资源/储量概念 .112.3.2 矿井设计资源储量计算 .122.4 井田可采储量.122.4.1 井田可采储量概念 .122.4.2 煤层可采储量计算 .13第三章第三章 矿井生产能力、服务年限及工作制度矿井生产能力、服务

3、年限及工作制度 .15153.1 矿井生产能力、服务年限及工作制度.153.1.1 生产能力及服务年限 .153.1.2 矿井工作制度 .153.1.3 井型校核 .15第四章第四章 井田开拓井田开拓 .17174.1 概述.174.1.1 2#煤层埋深对开拓系统的影响 .174.1.2 断层分布及产状对开拓系统的影响 .174.1.3 地面河流对开拓系统布置的影响 .174.1.4 通风系统对开拓系统布置的影响 .174.2 井筒位置的确定.174.2.1 开采水平的设计 .194.2.2 带区划分 .204.3 井底车场.20河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 3 4.3.1 概述

4、.204.3.2 井底车场的选择原则 .204.3.3 井底车场的设计依据 .204.3.4 井底车场的线路设计 .214.3.5 马头门线路的平面布置计 .224.3.6 井底车场的硐室 .234.3.7 主要开拓巷道 .244.4 开拓系统的综述.264.4.1 提出方案 .264.4.2 技术比较 .294.4.3 经济比较 .33第五章第五章 采煤方法和采区巷道布置采煤方法和采区巷道布置 .37375.1 煤层的地质特征.375.1.1 煤层 .375.1.2 主要煤层顶、底板岩性特征 .375.1.3 煤 质 .385.1.4 水文地质 .385.2 采煤方法和回采工艺.395.2.

5、1 回采工艺的确定 .395.2.2 采煤设备选型 .405.2.3 工作面长度确定 .435.2.4 工作面长度合理性的检验 .435.2.5 工作面支护方式、支架规格和布置方式 .445.2.6 各工艺过程的安全注意事项 .47河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 4 5.2.7 循环作业方式及各图表 .535.3 带区巷道布置及生产系统.565.3.1 带区数目及位置 .565.3.2 带区巷道布置 .575.3.3 回采巷道的布置（分带斜巷的布置） .575.3.4 带区生产能力及采出率 .575.3.5 掘进工作面布置 .595.3.6 带区车场及带区硐室 .595.3.7 带区

6、生产系统 .60第六章第六章 提升和运输提升和运输 .62626.1 矿井运输.626.1.1 井下运输系统和运输方式的确定 .626.1.2 带区运输设备的选型 .626.1.3 大巷运输设备 .636.1.4 列车组成的计算 .656.1.5 电机车台数的计算 .68第七章第七章 矿井排水矿井排水 .71717.1 概述.717.2 排水设备选型计算.717.3 水仓及水泵房.797.3.1 水泵房 .797.3.2 水仓 .80第八章第八章 矿井通风与安全矿井通风与安全 .8383河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 5 8.1 矿井通风系统及通风方式.838.1.1 通风系统 .8

7、38.1.2 矿井通风方法 .848.2 矿井需风量.848.2.1 矿井风量计算原则 .848.2.2 矿井需风量计算 .858.2.3 风量分配的原则和方法 .898.3 矿井通风总阻力计算 .908.3.1 矿井通风总阻力计算原则 .908.3.2 井巷摩擦阻力 .908.3.3 矿井通风等积孔 .938.4 矿井通风设备的选择.938.4.1 矿井通风设备的要求 .938.4.2 主要通风机的选择 .948.4.3 电动机选择 .958.4.4 通风设施 .958.5 防止特殊灾害的安全措施.958.5.1 瓦斯管理 .958.5.2 煤尘管理 .968.5.3 火灾预防 .978.5

8、.4 水灾预防 .978.5.5 顶板管理措施 .97第九章第九章 技术经济指标技术经济指标 .9898致谢致谢 .100100河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 6 参参 考考 文文 献献 .101101河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 1 第一章第一章 矿区概述及井田特征矿区概述及井田特征1.11.1 矿区概述矿区概述1.1.11.1.1 交通位置交通位置迪拜矿位于河北省邢台市西南部 35km 处，邢台地区沙河市与邯郸地区武安市的接壤地带。井田大部分属沙河市管辖，只有东南少部分属武安市邑城乡管辖。地理坐标为：东经 11411151141500，北纬 364845365500。

9、矿井东距京广铁路沙河车站 25km，距矿山村支线铁路权村车站 6km。煤矿外运铁路专线从权村车站接轨延伸至工业广场。井田内有两条主要公路穿过，邢台至渡口公路从东向西经过井田北部；邢台至都党公路从井田东部通过，经工业广场伸向西南方向，通往武安市和山西省。总之，矿区内公路四通八达，交通非常便利。见矿区交通位置图（图 1-1） 。图图 1.1.1 迪拜矿矿区交通位置图迪拜矿矿区交通位置图河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 2 1.1.21.1.2 井田范围井田范围矿井北风化带为界，西部以 F1 断层为界，南到-500 等高线，东采空区以为界。井田平均南北长约 3.3km，东西宽 7.25km，

10、面积约 23.925km2。1.1.31.1.3 地形、河流、气象及地震地形、河流、气象及地震1.地貌迪拜矿区位于太行山东麓山前地带，呈山前台地地形，并被北西向次一级分水岭分割，最高标高 439.6m，位于孟石岗附近，最低标高 294.10m，位于得义东侧河床，全区地势西高东低，起伏较大。按地貌成因类型划分，本区为冰碛台地地形。井田内发育有三级台地，自下而上依次为：漫滩及一级台地、二级台地和三级台地。漫滩及一级台地由全新统冲洪积物覆盖；二级台地由上更新统黄土及洪冲积卵石层组成，具二元结构；三级为扇形台地，全区标高在 300320m 左右，上部台地由中更新统红粘土卵砾石层组成，其下为下更新统间冰

11、期的冰水泥积物及冰碛泥砾。2.水文井田内地表水系不发育，仅有季节性小溪共三条，雨季有水，旱季断流，均属北洺河支流，现分述如下：中关小溪：源起刘石岗以北，SEE 向横穿井田北部地段，河床底部第四系地层厚50m 以上，冰碛泥砾发育，无渗漏的威胁。栾卸小溪：以刘石岗西冲沟与迪拜冲沟为主，并汇集王窑北冲沟及王窑冲沟。根据观测资料，暴雨后出现水流但无渗漏现象，并且与奥灰水无水力联系，但在栾卸附近通过井田浅部地段，第四系地层厚度较薄，煤层开采后塌陷裂隙将通达地表，因此局部地段需铺衬防漏。紫牛湾小溪：显迪拜冲沟、温庄南冲沟、李石岗西冲沟汇集而成，河床底部第四系地层厚 100m 以上，无渗漏的威胁。3.气象矿

12、区为温带大陆性气候，四季分明，春季干旱多风沙， 、夏季炎热雨水多，秋季干燥日照长，冬季寒冷雨雪少。根据沙河市赵泗水气象站的资料，年降水量为 751.9256.4mm，平均 497.0mm，雨季多集中在七、八月份。年蒸发量 1472.92268.3mm，平均 1719mm。年平均相对湿度66.0%，年平均气温为 13.0左右，历史最高气温 40.1，最低气温-16.6。降雪及冻结日期自 12 月初至次年 3 月初，约 80 余天。平均风速 3m/s 左右，春季最大风速可达 15.3m/s，风向以北、东及南风居多。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 3 1.1.41.1.4 村庄、建筑物、构

13、筑物村庄、建筑物、构筑物本井田范围内位于西部边界处有一黄庄村，其它部分无较大建筑物及构筑物。1.1.51.1.5 水源、电源情况水源、电源情况矿井以地下水为供水水源，能保证矿井生产及生活用水。矿井电源引自白兰 110kv 变电站，该站以 2 回线路向本矿井供电，供电电源可靠。矿井工业场地建有 35kV 变电站和 6kv 配电室。1.21.2 井田地质特征井田地质特征1.2.11.2.1 地层地层迪拜矿全部被新生界第四系松散沉积层覆盖，第四系与下伏各地层呈不整合接触。根据钻孔及矿井开采掘进揭露的地层情况，本区发育的地层自下而上依次为奥陶系中统马家沟组（O2m） 、峰峰组（O2f） ，石炭系中统本

14、溪组（C2b） 、石炭系上统太原组（C3t） ，二叠系下统山西组（P1s） 、二叠系下统下石盒子组（P1x） 、二叠系上统上石盒子组（P2s） 、新生界第四系（Q） 。矿区内地层由老至新描述如下：一、奥陶系（一、奥陶系（O O）1、奥陶系中统下马家沟组（O2x）由角砾状灰岩及峰窝状泥质、白云质灰岩组成，厚度大于 144m，按岩性可分为三段。2、奥陶系中统上马家沟组（O2s）由浅黄、浅红色白云质角砾状灰岩，蜂窝状灰岩，灰色致密块状灰岩及泥质灰岩组成。总厚平均 246m，按岩性特征可分为三段。3、奥陶系中统峰峰组（O2f）由厚层状致密灰岩、结晶灰岩、角砾状灰岩、白云质灰岩组成。本区钻孔揭露总厚度平

15、均 167m。按其岩性特征全组可分为三段。与上覆中石炭统本溪组呈平行不整合接触。二、石炭系（二、石炭系（C）1、中石炭统本溪组（C2b）主要由深灰色泥岩、粉砂岩及石灰岩组成，夹不稳定薄煤层及薄层中细粒砂岩。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 4 泥岩富含铝质，具鲕状结构。泥岩、粉砂岩富含黄铁矿结核与微晶，并含植物根化石。石灰岩含蜓科动物化石。本组厚 6.9830.50m，平均厚 17.56m。该组以顶部一层本溪灰岩或晋祠砂岩与上石炭统太原组为界。与下伏奥陶系中统峰峰组呈平行不整合接触。该组含大量蜓类、小有孔虫及牙形刺化石。2、上石炭统太原组（C3t）为一套海陆交互相沉积，井田主要含煤地层

16、之一。由深灰色、灰色粉砂岩，灰至灰白色中细粒砂岩、石灰岩及煤层组成，发育灰岩 46 层，含煤 69 层。该组以顶部一座灰岩（有时相变为海相泥岩）或 2#煤层底板砂岩（俗称北岔沟砂岩）作为与二叠系下统山西组的分界。总厚 120.53186.44m，平均厚 135.50m。以整合接触关系沉积于本溪组之上。富含黄铁矿、菱铁矿及动植物化石。本组含蜓、小有孔虫、腕足类、牙形刺、珊瑚等动物化石，在泥岩粉砂岩中含植物化石。三、二叠系（P）1、下二叠统山西组（P1s）为过渡相碎屑岩沉积，是井田又一主要含煤地层。岩性由灰色、深灰色、黑灰色的中细粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。砂岩和粉砂岩中含有鳞木、芦木、苛达松、羊齿

17、类等植物化石。顶部粉砂岩中普遍具有黑色细鲕粒结构；中下部含煤 24 层。该组厚50.68116.7m，平均厚 83.8m。上界为下石盒子组底部的“骆驼脖”砂岩。与下伏太原组地层为整合接触。本组含猫眼鳞木、耳脉羊齿、中国瓣轮叶、星轮叶、芦木、带科达等植物化石。2、下二叠统下石盒子组（P1x）为陆相沉积。岩性以灰、灰绿色、紫斑色粉砂岩和含铝土质的砂质泥岩为主，普遍含有菱铁质大鲕粒，集结成瘤状或葡萄状结合体。中部和下部夹有 23 层中细粒砂岩，最下部一层砂岩通称“骆驼脖”砂岩，呈灰色，含云母片和泥质包体，全区普遍发育，是一辅助对比标志。该组顶界为一层沉积稳定的富含菱铁质鲕粒及豆状铝土质的泥岩，俗称“

18、桃花”泥岩，是下石盒子组与上石盒子组的分界层。该组地层厚26.558.0m，平均 41.1m。与下伏山西组为整合接触关系。3、上二叠统上石盒子组（P2s）为陆相沉积。岩性以灰绿色、紫斑色粉砂岩及砂质泥岩为主，夹有数层中细粒含砾砂岩和铝土质泥岩。该组平均总厚 307.4m。按岩性组合特征可分为四段。本区出露最高层位为三段，岩性为砂岩、粉砂岩互层。与下伏下石盒子组呈整合接触。1.2.21.2.2 地质构造地质构造本井田总体上为伴随有宽缓波曲的单斜构造，地层在第 17 勘探线以北走向近南北，河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 5 倾向东。17 线以南走向为北东。地层倾角 1530 左右。1、褶

19、曲在南部沿 20 线有较明显的向斜，轴向约北 70西。其次，在 F4 以西的浅部地段17 线及 12 线附近也具有短轴向斜的特征。2、断层井田内除 6805 孔见一逆断层外，其余均为高角度的正断层。断层倾角一般为6570东，以断层走向论，大体上可分为两组。14 线以北为北北西走向外，其余均为北北东走向。其南部多为北东走向。根据地质报告，全区已经探清和基本探清的断层共有 5 条，其中对矿井开采具有较大影响的有 F1、F2、F3 三条断层。以上断层特征详见断层特征一览表 1-2-1。表 1-2-1 断层特征一览表3、火成岩侵入情况及对煤层和开采的影响根据钻孔揭露，上至上石盒子组，下到中奥陶统，各时

20、代地层均有火成岩侵入。井田内火成岩岩体在厚度和个数上，总的趋势为由南向北变薄、尖灭和减少，说明火成岩由南向北侵入，但与 F4 断层有关的亦有由西向东侵入迹象。火成岩的产状基本为似层状，只在个别地点存在非似层状岩体，产状为岩盖或岩墙，分析可能是火成岩沿裂隙或小断层侵入形成。火成岩侵入井田内各时代地层中，因其属浅层侵入，温度不高，同时厚度不大，仅对岩层产生低变质作用。因此，对地层而言，火成岩促使加大岩层厚度和煤层间距，有火成岩侵入的地层如果将火成岩厚度减去，与正常的地层或煤层厚度和间距相等或基本相等。火成岩对煤层的影响和破坏情况如下： 对 1、2 号煤层因侵入面积小，火成岩为煤层顶板，仅使煤层变薄

21、和挤厚，未吞蚀煤层，因此，对 1、2 号煤层影响和破坏程度很小。对 8、9 号煤层，因与火成岩接触较普遍，对煤层影响和破坏极为严重，煤层常被吞蚀而形成无煤带或部分挤压吞蚀使煤层形成不可采地带，严重地破坏了煤层的连续断层产状断层编号断层性质断层落差走向倾向倾角探明程度F1正100N30ESE3050已探清F2正30N40ESE3050已探清F3正48N20ESE3050已探清河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 6 性和完整性，使可采煤层的面积和资源量大幅度减少，加上底部奥灰水的威胁，8、9号煤层已无法布置正常的工作面，故本设计将 8、9 号煤层的资源量列为不能利用的资源量。1.2.31.2

22、.3 矿井水文地质条件矿井水文地质条件本井田煤层埋藏较深，覆盖层厚，水文地质条件相对简单。本区初期开采上部煤层时，水文地质类型属于坚硬裂隙岩层水为主的水文地质条件中等的矿床；当开采下三层煤时，则为以裂隙岩溶岩层水为主的水文地质条件复杂的矿床。1、含水层本矿井自奥陶系灰岩至第四系冲积层共划分为 7 个含水层，自上而下分别为第四系卵石层、二迭系石盒子组砂岩、山西组大煤顶板砂岩、太原群野青灰岩、伏青灰岩、大青灰岩及奥陶系灰岩含水层，分述如下：1)第四系卵石层含水层卵石层厚度 6.4594m，一般 5060m，总的趋向南、北厚，中部及西部薄，间夹34 层粘性土透镜体，卵石层一般为粘土所胶结，富水性较弱

23、，单位涌水量为1.7843.883L/m.s。2)二迭系石盒子组砂岩含水层本含水层可分为石盒子组三段砂岩和石盒子组一、二段砂岩两组。石盒子组三段砂岩为灰白色中、粗粒砂岩，硅质及泥质胶结，底部为粗粒砂岩，含小砾石，厚度较稳定，一般在 40m 左右，漏水孔多分布在此层。为一富水性弱的含水层。石盒子组一、二段砂岩为灰绿色及深灰色中、细粒砂岩，分布有 24 层。为一富水性弱的含水层。大多为回采塌陷后，下部砂岩层水将渗至矿坑充水。3)山西组 2 号煤顶板砂岩含水层本含水层为 2 号煤层直接或间接顶板，层位不稳定，厚度变化较大，厚 019m，一般 68m。为富水性弱的承压裂隙含水层。4)野青灰岩含水层野青

24、灰岩厚度 02.78m，一般厚 0.81.1m。砂岩以浅灰色细、中粒砂岩为主，在井田南北部厚，中部厚度变薄，本层为富水性弱的溶洞裂隙承压含水层。5)伏青灰岩含水层本层厚度 04.49m，一般厚度 2.53.5m，厚度稳定。该层透水性较差。为一富水性中等的裂隙水含水层，单位涌水量为 0.0345L/m.s。6)大青灰岩含水层河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 7 本层厚度 0.68.54m，一般厚度 56m，厚度变化较大，裂隙发育。为一富水性中等的裂隙含水层，单位涌水量为 0.0699L/m.s。7)奥陶系灰岩含水层本层钻孔揭露厚度 0.4160.53m，一般厚度 515m。在钻孔揭露的六

25、、七、八段中，七段富水性强，灰岩岩溶裂隙发育极不均匀，呈多层状，垂向变化大，水平较稳定。八段岩溶裂隙发育，但多被铝土充填。六段为相对隔水层。本层为富水性强的裂隙含水层，单位涌水量为 1.65L/m.s。2、隔水层在各含水层之间，普遍赋存有良好的相对隔水层。1)井田东部覆盖层下段普遍分布 1570m 的土类（粘土、砂质粘土、砂土）隔水层，层位较稳定，连续性也好，隔水性能良好。可阻挡地表水及潜水向煤系含水层的直接补给。2)二迭系石盒子组砂岩与山西组 2 号煤顶板砂岩含水层间，赋存有 4050m 左右的泥质岩层，这组岩层厚度稳定，岩石完整。在正常的情况下能够起到良好的隔水作用。3)2 号煤顶板砂岩、

26、野青灰岩、伏青灰岩、大青灰岩各含水层之间均赋存有3040m 的粉砂岩、胶结致密的细粒砂岩及裂隙不发育的火成岩，可视为隔水层。4)大青灰岩下距奥灰一般为 37m 左右，岩性主要为粉砂岩及铝土泥岩，穿插有火成岩。奥灰第八段也视为隔水层，这样便增加了隔水层厚度。隔水层对层间地下水的流动起着良好的阻隔作用。但由于断层的破坏，造成不同含水层位的相互连接，为地下水的沟通造成一定的环境。3、断层导水性本区多为阶梯状正断层。煤系地层多为柔性岩性，从 61 个钻孔揭露的断点来看，断层带多为泥质成分，含水性很弱，仅有一个断点漏水，一个断点消耗大。根据钻探观测的情况看，正常情况下断层带的导水性较差。当矿井开拓揭露断

27、层时，由于失去平衡状态，当含水层水压大于断层带抗压强度时，断层将失去隔水作用，造成地下水充入。因此，在断层的下降盘，保留足够的煤柱是必要的，并应加强防探水工作。1.31.3 煤层特征煤层特征1.3.11.3.1 煤层煤层本区煤系地层厚 210m 左右，含煤 1116 层，煤层总厚约 15m。本井田可采和局部可采煤层有 1、2、4、6、7、8、9 等 7 层，总厚 10.77m。其中以 2、4 等 2 层为主要可采煤层，总厚度 6.25m。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 8 各煤层特征叙述如下：1 号煤：位于山西组中部，为局部可采煤层，煤层厚度 02.76m，平均厚度0.68m。煤层不

28、稳定，顶底板岩性多为粉砂岩，局部顶板为砂岩。2 号煤：位于 1 号煤之下 1520m。煤层厚度 4.25.8m。平均厚度 5m。煤层稳定，纵观全区厚度无明显变化。结构较简单，含 1 层夹矸 0.080.82m，平均夹矸厚度0.26m，19 线以南火成岩侵入煤层中间，或为煤层直接顶、底板，使煤层变薄，但仍然可采。顶底板岩性为粉砂岩，局部顶板为细粒砂岩。4 号煤：位于野青灰岩之下，上距 2 号煤层 30m，煤层厚度 1.11.4m，平均厚度1.25m。煤层不稳定，结构简单，仅 11 勘探线附近及南部西马庄之下可采。局部受火成岩干扰，顶板为石灰岩，局部为粉砂岩或炭质泥岩，底板为粉砂岩。6 号煤：位于

29、伏青灰岩上部，上距 4 号煤 18.75m，煤层厚度 1.241.83m，平均厚度 1.54m，煤层稳定，结构简单。7 号煤：位于伏青灰岩之下，中青灰岩之上，上距 6 号煤 18m。煤层厚度0.341.49m，平均厚度 0.89m。煤层稳定，煤层结构简单。14 勘探线以北普遍含夹矸1 层，厚 0.020.21m。8 号煤：位于大青灰岩之下，上距 7 号煤 30m，煤层厚度 04.67m，平均厚度1.25m。由于火成岩的严重干扰破坏，稳定性差，部分为火成岩吞蚀，煤层结构简单，且变质程度高于上述各煤层。顶板为厚度稳定的石灰岩或与火成岩直接接触。底板为粉砂岩或火成岩。9 号煤：位于 8 号煤之下，一

30、般间距小于 5m，个别地点与 8 号煤合并为一层。煤层厚度 07.73m，平均厚度 2.43m。受火成岩影响使局部煤层不可采或吞蚀，吞蚀带多处于井田中部的-250m 以深。因火成岩对 8、9 号煤层严重破坏，致使稳定可采煤层出现局部的不稳定。煤层顶底板岩性为粉砂岩或炭质泥岩及火成岩。1.3.21.3.2 煤质煤质本井田煤的牌号以高变质无烟煤为主，部分为天然焦，其中 1、2、6、7 等煤层主要是无烟煤，仅个别小块段因与火成岩接触出现天然焦。8、9 号煤层，因广泛受火成岩侵入影响，部分成天然焦。本井田煤的主要用途是供动力燃料和民用煤，部分可作化工用煤。1.3.31.3.3 瓦斯、煤尘及自然发火情况

31、瓦斯、煤尘及自然发火情况根据矿井瓦斯等级鉴定结果，云驾岭煤矿为低瓦斯矿井。矿井瓦斯绝对涌出量4.2m3/min，相对涌出量 1.34m3/t.d；二氧化炭绝对涌出量 4.6m3/min，相对涌出量河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 9 1.47m3/t.d，为低瓦斯矿井。2 号煤尘无爆炸危险性，2 号煤自燃倾向等级为三类不易自燃煤层。第二章第二章 井田境界和储量井田境界和储量2.12.1 井田境界和储量井田境界和储量2.1.12.1.1 井田境界井田境界矿井北与黄庄矿相邻，西部以 F1 断层为界，南到-500 等高线线与上泉勘探区相邻，东以采空区为界。井田的走向长度最大为 7.6km，平

32、均长度 7.25km。井田的水平宽度最大为 3.71km，平均宽度 3.3km。井田内煤层倾角均介于 711之间, 平均 9井田的水平面积按下式计算：S=L*H式中，S-井田的水平面积，km2L-井田的平均走向长度，kmH-井田的平均水平宽度，km则井田水平面积为 S=24km2。2.1.22.1.2 资源量计算范围资源量计算范围由于 7 号、8 号和 9 号煤层受火成岩侵蚀严重且受奥灰水的威胁。本设计将本井田7、8、9 号煤层列为次边际经济的资源量。矿井资源量范围只计算矿井井田境界煤层资源量，其储量只对 2 号煤和 4 号煤层进行计算。2.1.32.1.3 储量计算步骤储量计算步骤为保证储量

33、具有足够的可靠性，在进行矿井储量计数时，应按照下列步骤进行。1. 原始资料的检查储量是确定矿井生产能力的基础，因此，首先对计算储量用的各类原始地质资料河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 10 进行全面的研究和审核。2. 确定勘探类型并选择不同储量级别的勘探密度当对勘探工程作出可靠性的评价以后，应根据规范中对勘探区的构造复杂程度及煤层稳定程度，确定勘探类型与选择不同储量级别的勘探密度，以此编制储量计算平面图。确定不同储量级别的边界线按照不同的煤层，参照其勘探类型规定的各类储量计算所需要的勘探密度，结合设计矿井的具体地质条件，分别确定其不同储量级别的边界线。划分各类型块段，原则上以达到相应控

34、制程度的勘查线、煤层底板等高线或主要构造线为边界。相应的控制程度，是指在相应密度的勘查工程见煤点连线以内和在连线之外以本种基本线距（钻孔间距）的 14l2 的距离所划定的全部范围。跨越断层划定探明的和控制的块段时，均应在断层的两侧各划出 30 m50 m 的范围作为推断的块段。断层密集时，不允许跨越断层划定探明的或控制的块段。小构造或陷落柱发育的地段，不应划定探明的或控制的块段。探明的或控制的块段不得直接以推定的老窑采空区边界、风化带边界或插入划定的煤层可采边界为边界。3. 选择储量计算方法根据地质构造、煤层变化、勘探工程等情况，结合煤矿设计的具体要求，选择合理的储量计算方法，以保证计算出的储

35、量可靠，满足设计要求。2.1.42.1.4 资源量估算指标资源量估算指标根据煤、泥炭地质勘查规范的要求，煤炭资源量估算指标所确定的最低可采厚度为 0.80m，最高灰分（Ad）不超过 40%，最高硫分（St,d）不大于 3%，最低发热量（Qnet,d）不少于 22.1MJ/kg。 ，其它工业指标符合国家现行有关规定。2.22.2 井田工业资源井田工业资源/ /储量储量2.2.12.2.1 矿井工业资源储量概念矿井工业资源储量概念矿井地质资源量：勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括探明的内蕴经济的资源量 331、控制的内蕴经济的资源量 332、推断的内蕴经济的资源量 333。依据井田地质勘探

36、钻孔，采用加权平均计算各块段煤层厚度。 河北省武安矿区兰村井田精查勘探地质报告提供资料：2 号煤层视密度采用 1.40；4 号煤层视密度采用河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 11 1.40。井田内煤层倾角均介于 711之间, 平均 9，以水平面积作为储量计算面积。井田水平面积为 24km2。井田内断层面积 0.20 km2，煤层风氧化带面积 1.93 km2,煤层水平面积为 22.1 km2；2 号、4 号煤层平均厚度分别为 5m、1.25m。2.2.22.2.2 矿井工业资源储量计算矿井工业资源储量计算按下式计算各煤层地质资源/储量 g=S*M*d （2-2-1）式中，g-地质储量，

37、万 tS-煤层水平面积，m2M-煤层厚度，md-煤的容重，t/m3则：Z2=22.1*5*1.4*100=15470 万 tZ4=22.1*1.25*1.4*100=3868 万 t井田总的地质资源/储量 Z=Z2+Z4 =19338 万 t2.32.3 井田设计资源井田设计资源/ /储量储量2.3.12.3.1 井田设计资源井田设计资源/ /储量概念储量概念矿井设计资源储量：矿井工业资源储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源储量安全煤柱留设原则：工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。各类

38、保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定，用岩层移动角确定工业场地、村庄的保护煤柱。松散层移动角 =56，水平岩层移动角 =74，下山岩层移动角=74-0.6，上山岩层移动角 =63+，-煤层倾角。井田境界煤柱：以大断层 F1 为边界留设 50m 边界保护煤柱，以勘探线、铁路为边界留设 30m 边界保护煤柱断层煤柱：断层保护煤柱的尺寸取决于断层的断距、性质、含水情况，落差很大的断层，断层一侧的煤柱宽度不小于 30m；落差较大的断层，断层一侧的煤柱宽度一般为 10-15m；落差较小的断层通常可以不留设断层煤柱，F2 断层落差为 30m，两侧各留设 30m 保护煤柱，F3 断层落差为 48m，两侧各留设

39、30m 保护煤柱。各煤层永久煤柱压河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 12 煤量汇总如下：2#永久煤柱压煤量 2-4-1名称面积/m2容重/tm3-1煤厚/m压煤量/万 t井田境界保护煤柱5254381.45368断层 F2 保护煤柱1525541.45106断层 F3 保护煤柱422341.45304#永久煤柱压煤量 2-4-2名称面积/m2容重/tm3-1煤厚/m压煤量/万 t井田境界保护煤柱5254381.41.2592断层 F2 保护煤柱1525541.41.2527断层 F3 保护煤柱422341.41.257永久煤柱压煤量 P1=504+126=630 万 t2.3.22.3

40、.2 矿井设计资源储量计算矿井设计资源储量计算由下式计算矿井设计资源/储量： Zs=Zg-P1 （2-4-1）式中，Zs矿井设计资源/储量，P1-量断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失。 Z2=14966 万 tZ4=3742 万 t得 Zs=14966+3742=18708 万 t2.42.4 井田可采储量井田可采储量2.4.12.4.1 井田可采储量概念井田可采储量概念矿井设计可采储量：矿井设计资源储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 13 乘以采区回采率，为矿井设计可采储量。工业广场保护煤柱工业广场按级保护等级留维

41、护带宽度，工业广场煤柱留设如图：工业广场保护煤柱留设图图2-5-1大巷保护煤柱：大巷布置在煤层底板岩层中，保护煤柱为 0。井筒保护煤柱：主、副井井筒保护煤柱在工业广场的保护煤柱范围内，风井布置在分化带中，故井筒保护煤柱为 0。2#4#总计工业广场保护煤柱压煤量491139630河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 14 2.4.22.4.2 煤层可采储量计算煤层可采储量计算井田范围内的可采储量，可按下式计算：可采储量（设计资源量煤柱损失）采区回采率。根据煤炭工业矿井设计规范规定，矿井采区的回采率，应符合下列规定：1. 厚煤层不应小于 75；2. 中厚煤层不应小于 80；3. 薄煤层不应小于

42、 85；则,2 号煤的采区回采率为 75，4 号煤的采区回采率为 85%，6 号煤的采区回采率为80%由式 Zk=（Zs-P2）*C （2-5-1）式中，Zk-矿井设计可采储量，Zs-矿井设计资源储量，P2-工业场地和主要井巷煤柱的煤量,C-采区回采率得，各煤层可采储量为： Zk2=11580 万 tZk4=2882 万 t则，Zk=14462 万 t 河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 15 第三章第三章 矿井生产能力、服务年限及工作制度矿井生产能力、服务年限及工作制度3.13.1 矿井生产能力、服务年限及工作制度矿井生产能力、服务年限及工作制度3.1.13.1.1 生产能力及服务年限

43、生产能力及服务年限本矿 2#煤为厚煤层，生产能力较大，其可采储量为 115.80Mt，4#煤层，生产能力较小，其可采储量为 28.82Mt，矿井可采储量总计为 144.62Mt，综上分析确定矿井设计生产能力为 180 万 t/a。矿井服务年限按下式计算：KAZT.式中：Z矿井可采储量，144.62Mt；A矿井生产能力，1.8Mt/a；K储量备用系数，取 1.4。经计算，矿井服务年限为 a。通过上述分析与计算，矿井生产能力按 1.8Mt/a，矿井服务年限为 57a。3.1.23.1.2 矿井工作制度矿井工作制度矿井设计年工作日为 330 天，实行四六工作制，每天四班作业，其中两班生产，一班检修，

44、每班工作 6 小时。每天净提升时间为 16 小时。3.1.33.1.3 井型校核井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1. 煤层开采能力井田内 2#、4#煤层厚度 5m、1.25m，赋存稳定，厚度变化不大。2. 辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井,开拓方式为立井两水平开拓，主立井采用箕斗运煤，副立井河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 16 采用罐笼辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶带输送机到上山胶带输送机运到采区煤仓，再到大巷到井底煤仓，再经主立井箕斗提升至地面，运输能力大，自动化程度高

45、。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线式电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。3. 通风安全条件的校核矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量大，属高瓦斯矿井。矿井前期采用中央并列式通风，后期采用两翼对角式通风。4. 矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求，见表 225-1。表 225-1 新建矿井设计服务年限 第一开采水平设计服务年限(a)矿井设计生产能力(Mta)矿井设计服务年限(a)煤层倾角25煤层倾角2545煤层倾角4560 及以上7035-30506030-12245025201515 04

46、509402015 15河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 17 第四章第四章 井田开拓井田开拓4.14.1 概述概述本井田为全隐蔽式煤田，位于太行山东麓山前丘陵地带，武安盆地的西部，呈山前过渡平原地形特征。井田中部有北洺河自西向东流过，为季节性河流。井田地面海拔标高在+350.00+380.77m。井田内主采 2#煤层底板等高线标高在-500+100m。井田开拓以考虑开采 2#煤层为主，进行开拓系统布置。4.1.14.1.1 2#2#煤层埋深对开拓系统的影响煤层埋深对开拓系统的影响井田地面平均海拔标高在+370m 左右，而投产主采 2#煤层埋深在+100m 左右，进行井田开拓的垂直高差

47、为 500m 左右，这就从很大程度上决定了采用立井开拓方案的可能性。4.1.24.1.2 断层分布及产状对开拓系统的影响断层分布及产状对开拓系统的影响井田范围内主要断层的产状也是进行井田开拓布置的考虑因素。从整个井田范围来看，F2、F3 断层对井田的开拓系统布置起决定性因素， ，对地面工业广场的选择可以结合这方面进行分析。4.1.34.1.3 地面河流对开拓系统布置的影响地面河流对开拓系统布置的影响由于地表季节性河流北洺河从井田中部穿越，在进行井田开拓及地面工业广场的选择时，需要避开地表河流的影响，地面工业广场布置可以分别从布置在河流的两侧进行比较分析。4.1.44.1.4 通风系统对开拓系统

48、布置的影响通风系统对开拓系统布置的影响通风方式也是决定开拓系统布置的主要影响因素。从井田范围及地表特征来分析，通风方式初步选择为边界式通风的开拓系统，将风井布置在井田西部边界处。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 18 4.24.2 井筒位置的确定井筒位置的确定从井田范围内的煤层产状和主要断层的分布特点，并结合地表特征进行分析，将地面工业广场设计布置在井田走向中部、倾向偏北三分之二处。在地面工业广场设计一对主副立井，采用立井开拓方式：主井主要承担全矿井的提煤运输，副井主要承担材料设备的运输和井下矸石的提升，主副井都采用进风方式，在井田西部和东部边界设计回风井，主要承担全矿井的回风，矿井通

49、风采用两翼对角式通风方式。主井地面坐标为：X=70359.4；Y=13936.5，地面标高为+375主井净断面规格为=6000mm，井深为 405m，其断面布置见附图：4-2-1 主井井筒平面布置图。副井地面坐标为：X=70377.0；Y=14052.4，地面标高为 370副井净断面规格为=5000mm，井深为 422m，其断面布置见附图：4-2-2 副井井筒平面布置图。 河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 19 4.2.14.2.1 开采水平的设计开采水平的设计根据井田内主采 2#煤层的底板等高线分布状况，及其落差范围在+100m-500m，并结合主副井位置的确定，经技术分析，将井田开

50、拓分为两个水平，第一开采水平标高为-150m , 第二水平标高为-350。在-150m 开采水平布置井底车场，并设计-150 和-350 运输石门，承担第一水平和第二水平的煤炭运输工作，全矿井采用条带式开采。在西部边界+47m 水平设计布置总回风大巷，新鲜风流由主、副井经井底车场、-150 运输大巷、采区轨道回风巷，汇入总回风大巷，形成通风系统，用于满足全矿井的通风需求。在井田范围内的主要可采煤层有 2#煤层、4#煤层。矿井初期投产设计 2#煤层为首采煤层，对于 4#煤层其可以作为配采煤层结合 2#主采煤层共同完成矿井原煤产量。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 20 4.2.24.2.

51、2 带区划分带区划分从整个井田内的煤层产状进行分析，其东南部设计布置为地面工业广场，结合对井田一水平-150m 标高的确定，以及-150 运输大巷和西部边界处总回风大巷的设计布置，一水平可划分采区范围的走向长度平均约 7250m，煤层平均倾斜角度约 9，倾斜长度平均约 2200m。经分析可将整个水平划分为 10 个采区。101 带区作为矿井的首采带区，带区设计斜巷，斜街一水平胶带大巷和轨道大巷，为整个带区的物料运输和原煤生产服务。带区走向长度平均约 580m，设计布置为两翼开采。 4.34.3 井底车场井底车场4.3.14.3.1 概述概述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

52、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。井底车场设计合理与否，要看其运输通过能力是否满足矿井生产需要，列车运行是否安全，施工是否方便和车场绕道工程是否节省等。井底车场线路平面布置要满足以以下要求：1. 井底车场应有利于提高运输通过能力。2. 井底车场线路布置应尽量减少弯道，增加直线巷道，在直线轨道上顶送重车，满足列车安全要求。3. 井底车场线路应尽量简化，方便施工和节省工程量。4.3.24.3.2 井底车场的选择原则井底车场的选择原则1. 依照井田地形地质条件、运输量大小、大巷运输方式、井筒提升方式、主副井筒与主要运输大巷的位置、以及地面生产系统布置等因素选择；2. 所选车

53、场调车方便、操作安全、施工容易、工程量省，能满足矿井生产的需要，并考虑增产的可能性；3. 井底车场应有 30%的通过能力富裕系数。4.3.34.3.3 井底车场的设计依据井底车场的设计依据1. 立井开拓方式，年生产能力 180 万吨，年工作日 330 天，三班生产，一班准备，河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 21 每天净提升时间 16 小时，矸石系数 20%。2. 主副井筒距离 67.08 米。3. 主井提升采用两对 16t 箕斗，副井采用双层单车 1.5 吨普通罐笼。4. 井下运煤采用胶带输送机，辅助运输采用 1.5 吨固定式矿车，每列车 16 辆。5. 矿井为低瓦斯矿井。依据本井田

54、的开拓方式和井筒与大巷的相对关系，经比较，选用刀把式井底车场。井下煤炭用胶带输送机运输，车场采用胶带机上仓方式，使车场形式大为简化，其有关峒室布置可参看井底车场平面线路布置图，实际上这只是一个带有机车绕道的单环形车场，线路布置简单，坡度调整方便，工程量也较小。调车方式为电机车调车4.3.44.3.4 井底车场的线路设计井底车场的线路设计1. 井筒相互位置主副井筒在平行于存车线方向上距离 30 米主副井筒在垂直于存车线方向上距离 60 米则主副井筒的直线距离为(302+602)1/2=67.08m2. 根据煤炭工业设计规范确定存车线长度如下：大型矿井副井空、重车线长各为 1.01.5 列车长；材

55、料车线长 1015 个材料车长,一般为 1520 个材料车。3. 副井空、重车线长度的确定：选用 MG1.7-6A 型 1.5t 固定箱式矿车，ZK10-6/550 型架线式电机车。 1) 副井重车线长度的确定 Lsh = Ntnlm +ls （4-5-1）=1.5162.4+20=77.6 米取 80 米Lsh-存车线长度，一般取整数；Nt-列车数，取 1.5 列；n-每列车的矿车数；取 16 辆lm-每节矿车的长度，2.4m；ls-甩车距离，取 20 米。2) 副井空车线长度的确定 Lsh = Ntnlm （4-5-2）河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 22 =1.5162.4=5

56、7.6m取 72.5m。3) 材料车线的长度 Lma=Nmlm （4-5-3）=152.4=36 米Lma-材料车线的长度，一般取整数，mNm-材料车节数，取 15 辆，lm-材料车长度，2.4m4) 人车线有效长度一般为一列人车长加 1520 米，人车用 PRC18-9/6，取 20 米，所以人车线有效长度取 35 米。4.3.54.3.5 马头门线路的平面布置计马头门线路的平面布置计马头门线路是指副井重车线的末端，重车线阻车器轮档至材料车线进口变正轨距的起点的一段线路，马头门线路的平面布置，主要取决于所采用的设备类型和矿车的自滑速度。副井采用单罐笼提升，马头门线路的重车线的双轨段上，需要装

57、设双轨道单式阻车器，单式阻车器的作用是缩短重车进罐距离，以减少进罐时间，重车进罐借助摇台，设置有单复式阻车器。副井马头门线路计算 L0=a+b+b+c+d+e+2f （4-5-4）=4+2+2+3+9.6+4+7.645*2=39.89 米取 40m式中 a: 罐笼长度取 4.0m； b、b: 摇台的摇臂长度。1 吨矿车为 1.5 米左右，1.5 吨矿车为 2.0 米； c: 从摇臂轴中心至单式阻车器轮挡面之间距离。一般取 C=2.0-3.0 米； d: 单式阻车器轮挡面与对称道岔连接的切点交点之间的距离，视有无推车机分别取 4 辆或取 12 个矿车长度，米。 e：摇台中心至对称道岔连接的切线

58、交点之间的距离，通常取 2.04.0 米。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 23 f: 基本轨起点至道岔连接的切线交点之间的距离，其大小取决于对称道岔的型号。查表可知为 7.645 米。图图 4-5-2 副井马头门图副井马头门图根据调度图表的安排，电机车平均进入井底车场的间隔时间为 6.77 分钟，井底车场的通过能力为 98 万吨/年。该车场主要为辅助运输服务，根据出矸占出煤的 20%，即48 万吨/年，通过能力为矿井设计能力的 204%，满足矿井的需求。其计算公式如下：（4-5-5）式中：N井底车场年通过能力，Mt;m每列车的车辆数，辆；G每辆车的净载煤重，t；t列车进入井底车场的平

59、均间隔时间，min；3.168105每年运输工作时间，按年工作日 330d，每天 16h 计算，min；1.15运输不均衡系数；=98 万吨 井底车场铺设 43kg/m 的钢轨。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 24 4.3.64.3.6 井底车场的硐室井底车场的硐室矿井一水平为立井开拓，煤炭由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运至采区下部车场，然后由绞车送至采区工作面。1. 主井系统硐室主井系统硐室有上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、给煤平巷、箕斗装载硐室、清理井底撒煤平巷组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其他硐室的

60、布置由线路布置决定。为了保证矿井正常生产，充分发挥胶带运输巷和箕斗的提升能力，井底设置一个直径 7.5m，高 35m 的圆筒直立煤仓，总容量约 1390t。煤仓下设给煤装载胶带机巷和箕斗装载硐室。这种装载系统灵活可靠，能够确保大型矿井稳定高产的需要。煤仓有效容量见经验公式 5.1。 Qmc=(0.150.25)Amc （4-5-6）式中： Qmc井底煤仓有效容量，t；Amc矿井设计日产量，7272.73t；大型矿井前面系数可取小值，本设计取 0.18，得Qmc=0.187272.73=1310190m满足要求。2、按采煤机能力计算MG450/1020-GWD 型采煤机的实际生产能力，按开机率

61、50%计算，为Q = 0.6364.21451.36=3346t/d工作面日计划生产能力为（1200000-200000）330=3030 t/d 3346 t/d所以工作面长度 145m 时，采煤机生产能力足够。3、按运输能力验算：工作面每小时生产能力Q=(MLSC)/16 （5.2）式中 M煤层平均厚度，m；煤的容重，1.36t/m3；L工作面长度，m；S每日推进长度，m；C采区采出率，93%。代入各值，得 Q=4.21453.781.360.93/16=194 t/h满足带式输送机 800t/h 的输送要求。综上，工作面确定为 145m 是满足要求的。河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明

62、书- 45 5.2.55.2.5 工作面支护方式、支架规格和布置方式工作面支护方式、支架规格和布置方式1、支架选择（1）支架规格质量要求： 初撑力不低于规定值的 80%（25MPa） 。 支架排成一条直线，其偏差不超过正负 50mm。中心距不超过正负 100mm。 支架与运输机垂直，偏差小于5o，支架与顶板接触严密，与顶板平行支设，不前倾后仰。 及时移架，端面距340mm，前梁前端至煤壁顶板冒落高度不大于 300mm。 支架完好，不漏液、不窜液，推移、护帮、侧护等各部件完好，能正常使用。 支架编号管理，实行分段包机责任制管理。 支架内无浮尘、浮矸堆积，活柱，缸台和阀体无煤尘堆积。 相邻支架错距

63、不超过顶梁侧护板地 2/3。（2）支架形式的选择2#煤直接顶板为深灰色粉砂岩，一般厚度在 4m 左右，节理发育，易冒落，属于二类顶板，f=3.7,局部地段有 0.4m 的炭质泥岩伪顶。老顶为灰黑色中细粒砂岩，厚度16m；抗压强度 2430MPa；类别为 II 级。底板为深灰色粉砂岩，层理发育，含植物化石与菱铁质结核，厚度 9.6m；抗压强度 1820MPa；类别为 II 类。顶板压力计算：Q8Hr84.2250.84MPa (5.3)H采高，m； r围岩容重，kN/m3考虑本采区的条件：表 5-8 直接顶特征厚度（m）初步跨距(m)初跨强度 KN/架分类4.015.414082表 5-9 老顶

64、特征厚度结构形初步跨距初压强度周压步距周压强度 kN/分河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 46 （m）式(m)kN/架（m）架级16拱梁30.817247.12250表 5-10 底板特征项目种类数值允许比压(MPa)底板类别煤底板2.471岩石底板7802表 5-11 煤层产状煤层(m)真倾角()抗压强度（MPa）4.281211.8表 5-12 ZY4800/26/50 型掩护支架技术特征表项目内容单位规格煤层厚度m4.04.5煤层倾角度25直接顶类2使用条件顶板老顶级河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 47 底板直接底或煤底，要求底板平整，抗压强度不低于4.9 MPa地质构

65、造地质构造简单，煤层赋存稳定，无影响支架通过断层支架高度m2.55.0工作阻力kN4800总体特征对底板最大比压MPa1.73综合以上条件，ZY4800/26/50 型掩护支架基本适应本矿的条件，故用该型号支架控制顶板。2、支护方式：追机及时移架支护，片帮时超前支护。3、顶班管理方法依据矿顶板为级 2 类， ，确定采用全部跨落法管理顶板，单架依次顺序式移架方式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线。4、控顶、放顶距离：最大控顶距离 4.55m，最小控顶距离 4.00m，放顶步距 0.6m（机道宽 1.62m） 。5.2.65.2.6 各工艺过程的安全注意事项各工艺过

66、程的安全注意事项1、支护本工作面采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打开护邦板，移架在采煤机后 35 架进行，超过此距离或发生片帮冒顶片帮时，必须停止割煤。如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出片帮板。如工作面片帮达 700mm,必须超前支护即移架在割煤之前进行。移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰，挤架、咬架现象。相临支架不得出河北工程大学采矿工程专业毕业设计说明书- 48 现明显错差。移架时，立柱前移至煤壁，被移支架上三架，下五架内不准有人停留。移完架后立即升紧支架，达到初撑力，立柱的压力表读数在 25MPa 以上，保证顶底板移近量小于等于 400mm，手把打回零位。以下安全出口及上下巷超前支护的单体初撑力不低于 90kN，移运输机机头，机尾或其他原因拆除附近单体支柱时需先打好临时支护。支架工段号追击作业，制定专门的包机制。严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。2、采煤 采煤前，首先检查机组各部连接螺栓，不得松动，油管不漏油，水压合适，拖缆装置完好方可试车，试车声音正常，按纽灵敏可靠。 割煤时，必须严格控制采高，支架控制采高在