煤矿水平8号煤层某采区设计开采毕业设计说明书范例仅供参考

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1、. . . . 煤炭职工联合大学毕业设计（ 说 明 书 ）题目：XX矿一水平8号煤层XX采区设计专业班级：2008煤矿开采技术（普专）学生：XX指导教师：XXX二一一年六月九日64 / 65前 言国阳XX矿是煤业(集团)XX公司的特大型骨干矿井之一，位于市以西5km，井田面积约62.4km2，地质构造简单，现开采3#、8#、12#和15#煤层，矿井设计能力4.35Mt/a，核定能力7.2Mt/a。矿井现有两个开采水平：一水平和二水平，采用主斜井、副立井综合开拓方式、走向长壁采煤法以与综采和放顶煤综采工艺。 作为开采设计练习，我们小组在XXX老师的指导下，选择了“XX矿一水平8#煤层XX采区设计

2、”为毕业设计的题目。该采区是由3#煤层XX采区和15#煤层XX采区合并而成。采区走向长度最大5600m，倾斜长度最大2400m，总面积10.45km2，设计生产能力120220万t/a，服务年限31年。设计大致分工为：采区巷道布置由 旸 和 贵文 设计；回采工艺由设计；采区运输、排水和供电由和设计；设备选型计算由和设计；采区通风与安全和设计；采区巷道规格与支护方式由和设计。我们的设计力求达到技术先进、经济合理和安全可靠。但由于我们的水平有限，又缺乏生产实践经验，所以设计中难免存在错误和不妥之处，恳请各位老师批评指正。 学生：XX 2011年6月9日目 录（单独占一页或两页，自己编制，只要章和节

3、页码）第一章 矿井概况第一节 井田地质特征一、交通位置XX矿东距市约5km，其地理坐标为东经11325171133307，北纬374644375219。XX矿的交通条件极为便利。石太线电气化铁路自井田北部东西横穿而过，成为煤炭运销的大动脉；太石高速公路南北横穿井田；307国道由西向东，在市区与阳左公路和阳盂公路十字相交，构成网络，连通全国各地。二、地质构造井田基本构造形态为一走向北西，向南西倾伏的单斜构造。地层倾角515，局部可增至25以上。单斜上发育着次一级不同类型的构造形迹，并以塑性形变的褶皱构造为主，破裂形变的断裂构造次之。由于受区域构造控制，井田构造形迹以线性为主，主要为北东向短轴向、

4、背斜和与之方向一致的断裂构造带，二者常形成北东向平行的断褶带，显然具有成生上的联系，同时北西、近东西向构造也有发育，但分布比较少。井田地质构造类型为中等。井田构造形态分区性明显，大致可分为西部和中东部两个区，西部为一穹窿构造，其特征是：四周为弧状、放射状短轴向、背斜与无明显方向性的小型断裂构造，中东部以北东向大致平行等距相间的断裂构造带与线状延伸的背、向斜相匹配为其主要特征，其分区大致以F12断层为界。井田围的褶曲在纵向上很不协调，上部褶曲较少，褶幅小，而下部煤层褶曲多，褶幅大。特别是下部煤层两翼地层倾角变化大，且有一定数量的紧密褶曲。这些褶曲只有到开采时才能被揭露，对采区正常划分和工作面布置

5、有很大影响。 井田岩溶陷落柱相对较少，截止目前共发现陷落柱76个，平均密度为1.22个km2。三、煤系地层井田含煤地层为下二叠系组和上石炭系组。含煤地层总厚度平均178.9m，含煤层1116层，煤层总厚度平均19.59m，含煤系数10.95；其中可采煤层7层，煤层总厚度17.82m，含煤系数9.96。组地层总厚度5482m，平均60.23m，主要由灰黑色砂质泥岩、泥岩，灰白色砂岩与煤组成。含煤层46层，煤层总厚度平均4.42m，含煤系数7.34；可采煤层为3#、6#煤，总厚度平均3.14m，含煤系数5.21。其中3号煤层全井田大部可采，现大部分已采空。组地层总厚度95130m，平均118.67

6、m，主要由黑灰色砂质泥岩、泥岩、灰白色砂岩，三层石灰岩与煤组成。本组含煤79层，煤层总厚度15.17m，含煤系数12.78；可采煤层为8#、9#、12#、13#、15#煤层，煤层总厚度14.68m，含煤系数12.37其中8号、9号、12号煤层全井田大部可采，13号煤层局部可采，15号煤层全井田可采。四、煤层特征矿井现主采煤层为3#、8#、12#、15#，其赋存情况由上而下依次叙述如下：3#煤层：俗称七尺煤，为局部可采煤层。位于组中部，上距K8砂岩10.3032.10m，平均26.99m；下距K7砂岩17.3029.70m，平均25.32m。煤层厚度03.8m，平均1.92m，煤层厚度变化较大，

7、西部一般在2.0m以上，向东部和南部变薄，由于古河流冲刷与聚煤期沉积环境影响，形成若干大片薄煤带和无煤带。煤层结构较复杂，含夹石12层。井田除中部地段、南部不可采外，井田大部分可采。3#煤是主要开采煤层，建矿以来一直开采，现在大部分围已采空，剩余部分井田西部正在开采。8#煤层：为局部可采煤层。位于组顶部，上距6号煤层9.3039.20m，平均19.10m。煤层厚度05.82m，平均2.80m。煤层中富含黄铁矿。煤层结构较复杂，含夹石14层，岩性为炭质页岩、泥岩、砂质泥岩与细粒砂岩。尤以中部夹石较发育，厚度变化由04m。井田东部由于沉积环境的改变夹石增厚，煤层变薄尖灭，形成大面积不可采区。已采空

8、围为井田北、中部 。12#煤层：俗称四尺煤，位于组中部，K4石灰岩与K3石灰岩之间。煤层厚度02.51m，平均1.38m，煤层含硫量高，黄铁矿结核发育。煤层结构复杂，含12层夹石，尤以中部夹石较为发育，岩性为泥岩、砂质泥岩，厚0.050.92m，平均0.25m；井田西北部下层煤变薄尖灭，形成大围不可采区。为井田局部可采煤层。15#煤层：俗称丈八煤，全井田可采煤层。位于组底部，K2石灰岩之下10m左右，上距13号煤层23.0040.00m，平均29.75m。煤层厚度5.38.9m，平均6.83m，煤层厚度稳定。煤层结构复杂，含夹石14层，局部可达7层，全井田稳定可采，是我矿的主要可采煤层。四、煤

9、种与煤质井田可采煤层均为无烟煤，国标分类代码为“WY”。煤层总的煤质特征：水分变化在0.20%3.96%之间，平均1.30%；灰分在5.53%38.45%之间，平均16.96%；全硫含量0.30%5.90%，平均1.23%；发热量为20.5933.79MJKg，平均35.3MJKg。精煤灰分在3.13%10.74%之间，平均7.05%；精煤挥发分在6.32%9.29%之间，平均7.88%；精煤全硫在0.31%1.23%之间，平均0.68%。五、水文地质情况矿井水文地质情况简单，涌水量小。地表除河流外，无其它大的水体。河流呈树枝状分布，均属季节性河流，在枯水期大部分呈断流和潜流。目前生产区的盖山

10、厚度一般在200m以上，开采塌陷裂缝不能连通地表，使涌水量变化基本不受地表水和大气降水影响。XX矿的主要充水因素为含水层水和上部煤层采空区积水。其中地层的主要含水层为第四系河床冲积层孔隙含水层、砂岩含水层、石灰岩含水层。采空区积水有一水平的3号、6号、8号、9号、12号、15号煤层的采空区，三水平开采15号煤层和深部的8#、9#煤层。这些采空区积水对邻区与下部煤层开采构成影响。根据矿井历年排水统计资料确定：矿井正常涌水量： 一水平23.12 m3/ h，三水平38.2 m3/ h，合计61.32 m3/ h。矿井最大涌水量： 一水平37.29 m3/ h，三水平54.6 m3/ h，合计91.

11、89 m3/ h。六、矿井瓦斯、煤尘和煤炭自燃根据省安全生产监督管理局文件“晋安监煤字2004262号关于对煤业(集团)XX公司所属煤矿2004年度瓦斯等级鉴定的批复”，本矿井瓦斯相对涌出量：15.44 m3 /t，绝对涌出量为254.91 m3 /min。二氧化碳相对涌出量：3.53 m3 /t，绝对涌出量为42.03 m3 /min。属高瓦斯矿井。3、8号煤层具有煤尘爆炸性。15号煤无煤尘爆炸性。矿井自燃危险等级为不易自燃。第二节 井田境界与储量一、井田境界XX矿井田位于矿区东南部，井田东部为大井田，西部为西上庄井田，南部与五矿井田相邻，北部以石太铁路为界，隔桃河与三矿、四矿相望，井田走向

12、长约8km，倾向长约7.8km，面积为62.4186km2，由94个坐标点圈定。二、井田储量根据地质部门提供的资料，估算了全井田3号、6号、8号、9号、12号、13号、15号的资源储量为929.65 Mt。其中3号煤层136.85 Mt，6号煤层28.32 Mt，8号煤层191.49 Mt，9号煤层114.36 Mt，12号煤层62.03 Mt，13号煤层11.39 Mt，15号煤层385.21 Mt。保有地质储量821.54 Mt，可采储量约473.684Mt。第三节 矿井生产能力与服务年限一、矿井生产能力矿井设计按年工作日按300d计算，每天净提升时间14h，确定XX矿设计生产能力为4.3

13、5Mt/a。2005年省煤炭工业局以晋煤规发2005256号文下发关于2005年省属煤炭集团公司与地方国有煤炭企业部分生产矿井生产能力核定的批复，批准国阳XX矿的核定能力为7.2Mt/a。二、矿井服务年限根据2005年底储量估算结果：保有地质储量821.54 Mt，期末可采储量473.91 Mt。按设计生产能力4.35Mt/a，可采储量473.684Mt，取储量备用系数.4，矿井服务年限为78年。按核定生产能力7.2Mt/a，储量备用系数采用1.4，矿井服务年限为47a。第四节 矿井开拓、采区布置与采煤方法一、矿井开拓在井田的北部建立工业广场，采用主斜井-副立井-石门大巷开拓方式。现使用主要井

14、筒14个，分别为：主斜井（2个）：东、西主斜井分别装备钢绳芯胶带提升机、钢丝绳牵引胶带输送机，担负矿井主提升任务；副立井（2个）：装备落地式多绳磨擦轮提升机，担负矿井辅助提升任务；材料斜井（1个）：任液压支架等大型材料的提升任务；专用进风井（4个）：桑掌进风井、南山进风井、龙门进风井、1#进风井；回风井5个：南山回风立井、桑掌回风立井、大南沟回风井(由一号斜井和二号斜井并联组成)、龙门回风立井、北茹回风立井。主要通风机全部采用抽出式工作方法，分别形成南山、大南沟、桑掌、龙门、北茹五个分区抽出式通风系统。回风井分别装备两台同等能力、同等型号的通风机，其中一台工作，一台备用。通风机型号见下表。主通

15、风机安装地点主通风机型号类型电机额定功率(kw)龙门BDK-8-No29轴流式6302北茹AGF606-3.12-1.68-2轴流式1600南山GAF31.5-19.1轴流式1800大南沟GAF25-15-1轴流式1250桑掌K4-73-01 No33.5离心式2500矿井总回风量为56120m3/min，总进风量46095m3/min。矿井设560、470两个主水平和一个390辅助水平对井田的各煤层进行统一考虑、联合开采。其中一水平布置有东丈八、一南翼、二南翼三组轨道运输和回风石门大巷，主要开采的3#、8#、9#、15#煤层；三水平布置有西翼、南翼二组轨道运输和回风石门大巷，开采15#煤层和

16、深部的8#、9#煤层；390水平开采15#煤层。各个水平都分西、南两翼同时生产，在大巷两侧布置上（下）山采区。各煤层都是自上而下开采，采区由近而远向井田边界前进式推进，采煤工作面为后退式开采。大巷主运输采用14t、20t架线式电机车牵引3t、4t底卸式矿车，辅助运输采用10t架线式电机车牵引1t固定式矿车。一水平和三水平分别设有主运输与辅助运输井底车场。两个主井车场都采用梭式调车系统，副井车场采用环形调车系统，可以满足运煤和材料、矸石、人员的需要。560主井车场通过能力为453万t/a，470主井车场二套卸载装置通过能力为590万t/a。二、采区布置在采区布置上，充分发挥“三大”优势，即扩大采

17、区围、增大工作面长度和加大工作面推进度，为采用新设备、新技术、新工艺，提高回采工作面单产创造良好条件。双翼采区一般布置条采区准备巷，即条轨道运输巷，条皮带运输巷和条回风巷，单翼采区布置有轨道巷、皮带巷和回风巷3条准备巷。回采巷道的布置主要考虑回采工作面通风瓦斯情况。开采3#煤、8#煤和12#煤的回采工作面通风系统为“U+L”型通风，即一个回采工作面配一条进风巷、一条回风巷、一条专用排放采空区瓦斯的外错尾巷；开采15#煤的回采工作面为“U+I”型通风，即一个回采工作面配一条进风巷、一条回风巷、一条专用处理落山瓦斯的错尾巷。矿井现有生产采区8个，分别是：3#煤XX采区、15采区，8#煤XX采区、1

18、2采区；15#煤8采区、10采区、7采区，9采区；准备采区2个，分别是：15#煤11采区、12采区。全矿有成建制采煤队5个，其中综放队3个、综采队2个；掘进队11个，其中综掘队8个、普掘队3个。三、采煤方法采区布置走向长壁工作面布置工作面，后退式开采，全部垮落法处理采空区。开采3#、8#和12#煤层采用一般综合机械化回采工艺，开采15#煤层采用放顶煤综合机械化回采工艺。第二章 设计采区概述第一节 采区围 一水平8#煤XX采区位于桑掌村以西，中庄村和兴泉铁厂一带，井下东部为桑掌村与风井保安煤柱，南部以断层为界，北部与西部为井田边界， 采区走向最长5600m，倾斜最长2400m，采区面积为1045

19、1400m2。采区北部3#煤正在开采，6#煤尚未开采。第二节 采区地质概况一、地质构造特征采区总体上东部高西部低，煤层由东向西倾伏，其上宽缓摺曲发育，背、向斜相间排列，煤层倾角310，平均5。根据上部3号煤已采资料推测，断层构造不发育，断距一般为0.83.5m。区陷落柱较发育，3号煤开采和地面揭露的陷落柱有12个，将对生产有一定的影响。二、煤层赋存情况8#煤层厚度在2.373.71m，平均2.92m。8#、9#在采区西部层间距逐步变小成为合并区。合并区煤厚5.096.15m，平均5.85m。8#煤可采指数1，变异系数15%。厚度稳定。 8#煤直接顶为泥岩，平均厚度为3.29m，致密坚脆，含星点

20、状黄铁矿，基本顶为砂质泥岩与砂岩，平均厚度在6.56m，基本顶砂岩局部含水。8#煤直接底为砂质泥岩，平均厚度为3.10m，灰黑色，含有植物化石。不含水。9#煤直接底为砂质泥岩，平均厚度为1.54m，黑色，含有植物化石。老底为细粒砂岩， 平均厚度为4.32m，深灰色，夹煤屑与黑色条带.8#煤岩类型以半光亮为主，颜色为灰黑色，光泽似玻璃。工业指标：Mt:1.23%， Ad:22.51%，Vdug:10.30%，Std:1.19，Qgrd: 34.6MJ/Kg，工业牌号：WY3。三、水文地质条件水文地质条件复杂，主要充水因素为上部3#煤采空区积水与岩层水。现上部3#正在开采，目前形成的采空区积水有两

21、处：一处为71308工作面采空区积水，积水量3000m3，一处为71304工作面采空区积水，积水量2000m3。其它积水区待3#煤开采完毕后另行提供积水资料。3#煤积水对掘进无影响，但回采前必须进行探放。四、瓦斯、煤尘和自燃8#煤具有煤尘爆炸性，无自燃危险。预计工作面绝对瓦斯涌出87100 m3/min，其中本煤层瓦斯涌出714m3/min，邻近层涌出8086 m3/min；掘进面掘进期间瓦斯涌出1.52.5 m3/min。第三节 采区储量、生产能力与服务年限一、采区储量由于在采区的西部，8#、9#之间的层间距逐步变小成为合并区，（厚度为5.85m，合并区的面积为4586336 m2），所以将

22、本采区分为合并区和非合并区两部分。采区储量见下表：采区储量表煤层地质储量（万吨）可采储量（万吨）8#煤合并区395733148#煤非合并区23521935合计63095249二、采区生产能力与服务年限布置在合并区北部的工作面为21302、21304、21306面。在南部因为缺少地质资料，根据推测21301、21303、21305、21307位于合并区。本设计拟在合并区域采用厚煤层放顶煤综采工艺。因此，采区生产能力和服务年限的分两个区域确定。1、合并区的采区生产能力和服务年限在合并区采用放顶煤综采工艺时，工作面年生产能力计算如下：A0=lLhc10-4 ，万t/a式中 A0采煤工作面年生产能力，

23、 万t/a； l工作面年推进度，根据回采工艺设计，日推进度4.8m，年工作日300d，年推进度1440m； L工作面长度，根据采区巷道布置取平均200m； h煤层厚度，取平均5.85m；煤层容重，取1.47t/m3； c工作面采出率，根据放顶煤开采实际取87%。代入数据计算得：A0=lLhc10-4 =14402005.851.4787%10-4=215.47万t/a），采区生产能力主要取决于采煤工作面生产能力和同时生产的工作面个数，掘进出煤一般不超过10%，所以采区生产能力可按下式计算：A=n A0Bk，万t/a式中 n采区同时生产的工作面个数，取1个；A0采煤工作面年生产能力， 万t/a；

24、 B掘进出煤率，根据采区巷道布置估算取1.05%； k采煤工作面产量不均衡系数，单工作面生产时取1。代入数据计算得： A=1215.471.051=226.24（万t/a）确定合并区采区生产能力为220万t/a。合并区服务年限T=Z/A=3314/22015（a）在非合并区采用一般综采工艺时，工作面年生产能力为：A0=lLhc10-4 =14402002.921.4795%10-4=117.44（万t/a），采区生产能力为：A=n A0Bk=1117.441.051=123.31（万t/a）确定非合并区采区生产能力为120万t/a。非合并区服务年限T=Z/A=1935/12016(a)第三章

25、采煤方法与采区巷道布置第一节 采煤方法的选择一、选择采煤方法的基本要求采煤方法包括采煤系统和回采工艺两方面容。选择采煤方法应遵循技术先进、经济合理的原则，满足采煤系统优化、采煤机械化程度高、煤炭采出率高、煤炭质量好、产量大、效率高、材料消耗少、成本低、工作安全等基本要求。二、设计采区采煤方法的确定根据本采区煤层地质条件，综合本矿井现有技术装备、技术管理水平等因素，确定本采区采用走向长壁采煤方法。在非合并区采用一般综合机械化采煤工艺，在合并区采用放顶煤综合机械化采煤工艺，采空区处理采用全部垮落法。第二节 矿压观测情况一、矿压观测容主要包括工作面液压支架阻力测试、顶板破碎度观测，基本顶初次来压和周

26、期来压显现、步距和强度观测，工作面超前支护工作阻力测试，工作面进回风顺槽顶底板移近量等容。二、矿压监测方法采区工作面采用YHY-60煤矿液压支架测力表，在工作面均匀布置，通过远程进行监测。每五天采集一次压力数据，并填写工作面头尾进度、测点编号。超前支护围采用单体液压支柱测压仪器进行观测。要求施工队组每月对观测数据搜集、汇总并做简要分析后报井区技术组，由井区技术组将观测数据整理分析后统一报矿生产技术部，主任工程师对数据进行初步审查分析，分管副总工程师作出最终审查意见，以便更进一步完善监测办法。第三节 采区巷道布置一、设计方案拟定为充分发挥“三大”优势，将上部两个采区（3#煤13区和3#煤15区）

27、合并为一个采区。根据本采区地质构造与相关因素，现拟定两个采区布置方案，分析其利弊，从优选择。方案一在合理利用村庄煤柱的基础上布置采区准备巷，与一水平桑掌大巷呈167，然后穿过兴泉铁厂和中庄村的中部，方向与西部矿界垂直，布置五条沿煤下山准备巷，分别为采区皮带巷（进风）、采区轨道巷（进风）、专用行人巷、采区回风巷两条。采区实现南、北两翼开采。其中采区下料车场可利用现有的三水平西翼运输大巷，然后沿17上山掘进至8#煤层。专用行人巷也是从三水平西翼运输大巷开口，然后沿9度上山掘进至8#煤层。采区皮带巷通过煤仓与三水平西翼主运皮带巷相通，形成出煤系统。采区回风巷分别与一水平桑掌南回风巷和北回风巷相通，形

28、成通风系统。工作面沿南北向双翼布置，整个采区划分为18个采煤工作面。回采巷道的布置主要考虑通风瓦斯问题。在工作面两端共有5条巷道，1条运输顺槽，1条胶轮车巷，1条辅助进风巷、1条主回风巷和1条瓦斯尾巷，瓦斯尾巷和辅助进风巷要保留下来分别用作下一个工作的运输顺槽和胶轮车巷。(见采区巷道布置附图)。方案二采区准备巷道基本布置在采区的中部，5条准备巷的方向与一水平桑掌大巷方向一致，且皮带巷和轨道巷与一水平桑掌大巷在一条直线上，采区实现南、北两翼开采。5条准备巷分别为采区皮带巷，轨道巷，专用行人巷和2条回风巷。工作面划分和回采巷道的布置与方案一一样。二、设计方案比较上述两个设计方案针对其布置特点比较如

29、下：1、工程量：初期投产工程量一样，采区总工程量相比，方案一比方案二多1826m。2、方案一合理利用村庄煤柱，虽然采区准备巷系统相对复杂，多了一个环节，但减少了采区可采煤量的损失。方案二虽然采区准备巷系统简单，环节少，但和方案一相比将少采煤炭77万吨。3、方案一的出煤系统为：工作面落煤后，经采区皮带、通过煤仓直接运至三水平主运皮带巷；同时可利用8号煤11区的生产系统，在主运皮带满负荷的情况下，进行分流。方案二的出煤系统为：工作面落煤后，经采区皮带、至一水平8号煤12区皮带巷到一水平4号煤仓，然后再经底卸式矿车才能运至底卸煤仓。可以看出，方案一的出煤系统比方案二简单且满足高产高效和实际生产的的要

30、求。另外从一水平的运输现状来看，运输战线长，运输大巷条件差，运输能力趋于饱和。综上所述，方案一从技术上、经济上都比方案二较为合理，故选择方案一为开采设计方案。采区设计方案参数表项 目方 案方 案 一方 案 二8#煤合并区（万吨）储量（万吨）395739578#煤非合并区（万吨）储量（万吨）23522352总量（万吨）63096309可采储量（万吨）52495172采区回采率（%）8381工作面走向长（m）3272631826采区巷道总长（m）149021147195采掘比1：4.551:4.62掘进率28.3928.45采区准备巷道全 长（m）1563014316采掘比1:0.481:0.45

31、掘进率2.972.77采区回采巷道全 长（m）133391132879采掘比1:4.071:4.18掘进率25.4125.69巷道构成切 巷（m）36203530煤 巷（m）144312142496岩 巷（m）10891169初期投产量岩 巷（m）10891169煤 巷（m）2794026878合 计（m）2902928047高抽巷（m）819821第四节 采区准备采区初期准备可利用8#煤11采区巷道施工构成系统。在8号煤11区现有生产系统来开掘采区皮带巷和采区南回风巷，形成采区初期的掘进系统。采区轨道巷从三水平西翼运输大巷开口，以17上山掘进至煤层，然后沿煤层掘进，通过横贯与皮带巷和回风巷连

32、通，形成进料系统，专用行人巷也是从三水平西翼运输大巷开口，以9上山掘进至煤层，然后沿煤层掘进，采区两翼回风巷分别用斜巷与一水平桑掌回风大巷相通，形成整个采区回风系统。顺槽巷道三巷平行掘进。辅助进风皮带巷与轨道巷每140m开一横贯，轨道巷与回风巷每70m开一横贯。每个横贯长度均为20m。工作面倾斜高抽巷的开口布置在瓦斯尾巷，沿设计坡度掘进至3号煤煤层底板，倾斜高抽巷与回风巷方位呈90。采区巷道断面与支护形式见采区巷道断面与支护方式附图。采区工作面生产、运输、通风等系统，详见采区巷道布置平面附图。 采区计划布置一个综采队，一个综掘队和一个准备队。一个采煤工作面，四个掘进头。采区巷道总工程量1490

33、21m，掘进率28.39m/万t。其中：准备巷道工程量15630m，掘进率2.97 m/万t；回采巷道工程量133381m， 掘进率25.41 m/万t。第五节 回采工艺采区首采工作面位于非合并区，本节仅对非合并区所采用的一般综合机械化采煤工艺进行设计。一、生产工序与设备配备1、落煤、装煤和运煤工作面采用MG300/700-WD型双滚筒采煤机完成落煤和装煤工序。采煤机适应采高1.83.6m。截割方式为双向割煤往返一次进两刀。正常割煤时，前滚筒在上割顶煤，后滚在下筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，滚筒上的截齿将煤破碎并由螺旋叶片装入刮板输送机，少量煤在推移刮板输送机时被铲煤板装入刮板输送机，极少量散落

34、在支架与刮板输送机间的浮煤由人工装入刮板输送机。采煤机进刀方式为端部割三角煤斜切进刀，进刀的过程如下：（1）进刀准备：采煤机割至工作面端头后，将采煤机后面15m以外的工作溜已移近煤壁，形成输送机弯曲段，并将采煤机前滚筒降下、后滚筒升起；（2）斜切进刀：采煤机沿着输送机弯曲段逐渐割入煤壁，直至采煤机全部进入输送机直线段为止，接着将输送机移直；（3）割三角煤：采煤机两滚筒上下位置调换，重新返回割煤至工作面端头处；（4）正式割煤：再次调换采煤机两滚筒上下位置，返程正常割煤。工作面运煤采用SGZ-880/1050型可弯曲刮板输送机。刮板输送机除运煤外，还要作为采煤机运行的轨道，并与液压支架互为支点，完

35、成拉架和移溜工序。推移刮板输送机滞后采煤机15m进行。2、顶板管理工作面采用ZY5000-1.6/3.5型支撑掩护式液压支架支护顶板。最小控顶距=支架顶梁长度+梁端距=3.94+0.3=4.24（m）最大控顶距=支架顶梁长度+截深+梁端距=3.94+0.6+0.3=4.84（m）支护方式为与时支护，即采煤机割煤后，先移支架，后移输送机；移架滞后采煤机后滚筒5m追机进行，移架方式为单架依次顺序式，即采煤机割煤后，每架支架依次前移，移动步距等于截深。采空区处理采用全部垮落法。工作面设备配备详见采煤工作面布置图，设备选型与主要技术特征详见第七章相关容。二、生产组织工作面生产组织实行正规循环作业，包括

36、作业形式、循环方式、工序安排和劳动组织为四方面容。1、作业形式采用“二九一六”作业形式，即一日三班，两个生产班，每班工作9小时，一个检修班，工作6小时。生产一班（午班）15:0024:00，生产二班（晚班）0:009:00，检修班（早班）9:0015:00。2、循环方式完成一个循环规定为：割一刀煤（截深0.6m），拉一次支架，移一次工作溜。确定生产班每班割四刀煤，即循环方式为一日8循环，循环进度0.6m。3、工序安排工序安排的原则是：以机组割煤为中心组织拉架、推溜，以保证采煤机效能的发挥，尽可能增加出煤时间，并在保证安全的前提下，尽可能使辅助工序与采煤平行交叉作业，为组织多循环创造条件。4、劳

37、动组织按循环工作量和劳动定额配备各工种或岗位的出勤人数。原则上生产班人员相等，领导骨干均匀，技术力量平衡；检修班人员少而精，判断事故准确，处理事故迅速。具体劳动组织形式为生产班追机作业，检修班组织专业工作组，由各大中心组长负责。劳动组织表序号工 种一班二班检修班合计1工 长11132副工长11133安全员11134记录工11135机组工33396煤溜工皮带工6610227支架工448168清煤工4489泵 工111310端头维护工55102011电 工116812备件工2213放煤工33614送饭工112415合 计323246110根据上述循环作业所确定的全部容编制循环作业图表详见工作面布置

38、图。三、主要技术经济指标计算1、工作面循环产量Q循=LShc ，t式中 Q循循环产量， t； L工作面长度，取230m； S循环进度，取0.6m； h煤层平均厚度，取2.71m；煤层容重，取1.47t/m3； c工作面采出率，取95%。代入数据计算得：Q循=2300.62.701.4795%=520（t）2、工作面平均日产量Q日= Q循n k ，t式中 n昼夜循环数，取8个；k循环完成率，取90%。代入数据计算得：Q日=520890%=3774t）3、采煤工效率 Q日N ，t/工式中 采煤工效率，t/工；N日出勤工数，74工/d。代入数据计算得：37747451（t/工）根据以上设计计算，编制

39、工作面循环作业图、劳动组织表和技术经济指标表。（见附图采煤工作面布置图）（把下表画在工作面布置图中）采煤工作面技术经济指标表序号项目单位指标1工作面长度m2302煤层厚度m2.703煤层倾角374煤层容重t/m31.475采煤机（MG300/700-WD）台16刮板输送机（SGZ-880/1050）台17液压支架（ZY5000-1.6/3.5）架1538截深m0.69作业形式二九一六10日循环数个811循环产量t52012平均日产量t374413循环完成率%9014日出勤人数人7415回采工效t/工5116顶板管理全部垮落法17采出率%95第四章 采区运输、排水、供水与供电第一节 采区运输一、

40、运煤系统各工作面出煤由可弯曲刮板输送机运出，经顺槽机、可伸缩胶带输送机和采区皮带巷胶带输送机拉到采区煤仓卸载，再下放至三水平西翼主运皮带巷。工作面运煤配备SGZ880/1050型可弯曲刮板输送机一部；出煤配备SZZ764/200型机一部，其上配套安设一部PCW-160型破碎机；运输顺槽和采区皮带巷各配备SSJ-1200型可伸缩胶带输送机两部。二、辅助运输系统采区各工作面所需材料和设备由三水平西翼运输大巷运至采区下料车场，经采区轨道巷、回风顺槽进入工作面。人员通过猴车巷运送。采区轨道巷配备JW950/48无极绳绞车，顺槽辅助运输选用JD-11.4型调度绞车。采区运输设备选型依据见第七章有关容，运

41、输系统附图见区段巷道布置与生产系统图。第二节 采区排水与供水一、采区排水本采区水文地质情况较为简单，主要充水因素为上部3#煤层采空区积水和空巷积水以与上部岩层含水。根据采区涌水量预计：最大涌水量为20m3/h，正常涌水量为35m3/h。工作面两巷各配备一台45kw水泵，型号为4DA-86），型号含义：4吸水口径被25除（即该泵吸水口径为100mm）； DA单吸多级分段式离心清水泵； 8比转数被10除（即该泵的比转数为80）； 6泵叶轮个数。工作面配备流动水泵一台（型号为BWQ20-35-4KW），额定流量(20m3/h) 额定扬程35m，电机功率4KW。二、采区供水进、回风顺槽的供水均来自于桑

42、掌地面，经8#煤XX采区轨道巷到进、回风顺槽，在进、回风顺槽口安设有分路阀门，8#煤XX采区轨道巷口安设有总阀门。进、回风顺槽排出的水经8#煤XX采区轨道巷排水管排出。工作面进风顺槽铺设一趟3寸管，且每50m安设一个三通阀门，给工作面进风顺槽水幕、满足皮带巷消尘和各点消尘、电机冷却，以与采煤机喷雾和电机冷却。工作面回风顺槽铺设一趟3寸管管，给回风顺槽水幕、工作面支架喷雾、溜头点消尘供水，以与为工作溜电机冷却供水。水管每100m设一个三通阀门。第三节 采区供电一、供电系统概述地面从桑掌降压站采用两趟铜芯高压铠装电缆，经由桑掌风井输送到桑掌中央配，然后输用两趟MYJV-3150mm2铜芯高压铠装电

43、缆送到8#煤13区一配，经8#煤13区一配由两趟MYJV-3150mm2铜芯高压铠装电缆送到8#煤13区二配，经8#煤13区二配由两趟MYJV-3150mm2铜芯高压铠装电缆送到8#煤13区三配，经8#煤13区三配由两趟MYJV-3150mm2铜芯高压铠装电缆送到8#煤13区四配，8#煤13区供电采用双回路供电方式。8#煤13区生产规模为两个综合掘进队和一个低位综放队进行生产，下面为按就近供电原则各配电室负责供电的回采工作面或掘进工作面。 8#煤13区四配负担21301、 21302、 21303 、21304 8#煤13区三配负担21305、 21306、 21307 、21308 8#煤1

44、3区二配负担21309、 21310、 21311 、21312 8#煤13区一配负担21313、 21314、 21315 二、采区负荷估算采区综合掘进队主要设备包括：S100掘进机一部，80T皮带两部，80T过道溜三部，其他包括下料设备等，总负荷估算为560KW，两个综合掘进队为2560KW。综合机械化采煤工作面主要设备包括：采煤机、工作溜、顺槽运输设备等，总负荷估算为2050KW，采区下料与运输设备估算为1000KW。采区高峰时，按一个综合化采煤队，两个综掘施工队同时生产考虑，全采区总负荷估算为5300KW。采区供电设备选型见第七章相关容。8#煤13区供电系统图 第五章 采区通风与安全第

45、一节 采区通风系统一、采区通风概况本采区的通风由桑掌分区主通风机负担。由桑掌进风井入风，新鲜风流经进风系统巷、采区轨道巷、猴车巷、皮带巷进入各采煤工作面、掘进工作面、硐室和其他用风地点，污风经各用风地点的回风巷、采区回风巷、回风系统巷，由桑掌回风井、分区主通风机排出地面。二、采区主要进回风系统采区主要进回风系统为“三进两回”，即采区轨道巷、皮带巷和猴车巷进风，两翼回风巷回风。(见采区巷道布置附图)。三、采煤工作面进回风系统由于采区一翼走向长度很大（最大可达3180米），回采期间瓦斯涌出量大，为降低巷道通风阻力和解决瓦斯涌出问题，采用了“三进两回”的工作面通风系统，即在工作面一端布置2条主进风巷

46、，另一端布置1条辅助进风巷、1条主回风巷和1条瓦斯尾巷。瓦斯尾巷用于排放采空区瓦斯，并布置抽放钻孔和倾斜高抽巷抽放邻近层瓦斯；辅助进风巷用于稀释瓦斯尾巷的高浓度瓦斯；瓦斯尾巷和辅助进风巷还要保留下来用作下一个工作的两条主进风巷。(见区段巷道布置与生产系统附图)。四、掘进和峒室通风掘进通风采用局部通风机压入式通风方法。新鲜空气自平行掘进的进风巷进入，经局部通风机、导风筒送入工作面，污风经联络巷直接汇入平行掘进的回风巷排出。掘进通风设备选用230KW局部通风机和800mm的胶质风筒，实现“双风机双电源”。每个机电硐室都有设专用回风道形成独立的通风系统。五、采区通风构筑物为保证风流定向、定量地流动，

47、采区设置了以下通风构筑物：1、风门在有人、车通行，但需隔断风流的巷道中，安设风门。风门必须安装联锁装置，使两道风门不能同时打开，以防风流短路。为防止漏风，设置风门时应注意下列事项：（1）安设风门地点的选择，要求前后5m支护完好，无空帮空顶。（2）门垛四周均要掏槽，槽深在煤中不小于0.3m，在岩石中不小于0.2m；门垛厚不小于0.45m。门垛上的电缆和管道孔要封堵严密。如有水沟，要在水沟中设小门。木门板厚不小于30mm，门板要错口接缝。（3）风门应迎风开启，使门扇与门框紧密贴合。门扇与门框接触处应做成沿口，并设衬垫。门扇向关门方向倾向8085度。（4）风门要求设两道以上，在有机车运输通过处，两道

48、风门间距离应大于一列车长度。（5）进、回风井之间和主要进、回风巷之间，需要使用的联络巷中，必须安设两道正向和两道反向的风门，防止在反风时风流短路。（6）避免在弯道或倾斜巷道中设置风门，如果必须设置，应安设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以与矿车碰坏风门的安全措施。2、挡风墙（密闭）在不允许风流通过，也不需要行人行车的巷道，必须设置挡风墙，将风流截断。为防止瓦斯自采空区向工作区扩散也须设置挡风墙。按挡风墙的结构与服务年限不同，分为临时性挡风墙和永久性挡风墙。永久挡风墙用混凝土、砖、料石等建筑，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆；临时挡风墙用木板与黄泥建筑。进、回风井之间和主要进、

49、回风巷之间不使用的联络巷中，必须砌筑永久挡风墙。工作面与采区采完后，应修筑永久挡风墙，予以封闭。要求：（1）挡风墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，岩石中不得小于0.5m。（2）用不燃性材料建筑，墙无裂缝、无漏风。（3）墙外5m支架良好。（4）永久性挡风墙应设U型放水管。3、风桥在进、回风巷道交叉地点，为了避免风流短路，应设置风桥，使进、回风隔开。风桥上方巷道采用锚喷或锚网喷、锚索联合支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填0.51.0的黄土。对于服务时间不长的风桥，风桥上方巷道仅作回风使用，则其下方的巷道两壁可用空心混凝土块、料

50、石等砌成，壁后黄土捣实，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板。要求：（1）用不燃性材料建筑成流线型，坡度不大于25，结构坚固。（2）主要风桥断面积不小于原巷道断面的80，砌墙厚度不小于0.45m，掏槽深度同主要风门。（3）风阻要小。（4）漏风小，桥下巷道前后6m支架需加固。4、调节风门用增加局部阻力的方式来调节井下风量。从运输角度考虑调节风门应尽量设在回风巷道中。第二节 采区配风根据调研掌握的通风资料,我们采用“由里往外”配风,即先确定各采煤工作面、掘进工作面、硐室与其它用风地点实际所需风量,汇总后再考虑一定的风量备用系数计算出采区总风量。一、采煤工作面配风 采煤工作面配风原则上应分别

51、按气温与风速的关系，同时工作的最多人数、瓦斯涌出量和规程允许风速等因素进行计算，然后取其中最大值。本设计根据生产实际，主要按瓦斯涌出量计算并按风速验算。 1按瓦斯涌出量计算 阳煤通风瓦斯管理实施细则规定，设专用尾巷排放瓦斯的工作面，按下式计算风量：, m3/min式中 Q瓦 采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； a 本煤层瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出总量的百分比；b 邻近层瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出总量的百分比；k瓦 采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，一般取1.11.2；k备 采煤工作面风量备用系数，一般取1.11.2；邻近层瓦斯抽出率；1%、2.5%分别为采煤工作面回风巷和瓦斯尾巷最高容许瓦斯

52、浓度。本区预计：工作面绝对瓦斯涌出量87100 m3/min，其中本煤层涌出714 m3/min，邻近层涌出8086 m3/min；其中抽放60.966.5 m3/min，风排26.133.5 m3/min，回风巷风排12 m3/min，专用放瓦斯巷排放14.121.5 m3/min。设计取Q瓦=95 m3/min，本煤层a=10/95=10.5%，b=85/95=89.5%，=64/85=75.3%，k瓦=k=1.2，代入公式计算得：143612102646（m3/min）由于有辅助进风量，这部分风量不通过采煤工作面，按巷道适宜风速1m/s，断面10.56 m2计算，辅助进风量为634 m3

53、/min。因此，采煤工作面实际配风量为： Q采2646-634=2012（m3/min）=33.53（m3/s）2、按风速验算按规程规定的采煤工作面最低风速（0.25 m/s）计算采煤工作面最小风量为：Q采小60 v低S采600.2512180（ m3/min）按规程规定的采煤工作面最高风速（4 m/s）计算采煤工作面最大风量为：Q采大60 v高S采604122880（ m3/min）采煤工作面风量应满足：Q采小Q采Q采大。由以上计算可知，按瓦斯涌出量计算的结果（Q采2012m3/min）满足设计要求。二、掘进工作面配风本设计按以下因素分别计算：1、按瓦斯涌出量计算Q掘100Q瓦K瓦 , m3

54、/min式中 Q瓦 掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。k瓦 掘进工作面瓦斯涌出不均匀系数，一般取1.52.0；预计掘进期间绝对瓦斯涌出量取1.52 m3/min，本设计取Q瓦2.0 m3/min，k瓦1.6，代入上式得：Q掘1002.01.6320（m3/min）2、按局部通风机实际吸入风量计算 Q掘1.43Q局I ，m3/min式中 1.43为了防止产生循环风的折算系数；Q局局部通风机额定吸风量，m3/min；I 同时运转的局部通风机台数。本设计参考按瓦斯涌出量计算的结果（Q掘320 m3/min），选用230KW局部通风机，取Q局400 m3/min，I1，代入上式得：Q掘1.434

55、001572（m3/min） 3、按风速验算按规程规定的煤巷掘进工作面最低风速（0.25 m/s）计算掘进工作面最小风量为：Q掘小60 v低S掘600.2510.56158 m3/min）按规程规定的掘进工作面最高风速（4 m/s）计算掘进工作面最大风量为：Q掘大60 v高S掘60410.562534.4（ m3/min）掘进工作面风量应满足：Q掘小Q掘Q掘大。由以上计算可知，按局部通风机实际吸入风量计算的结果（Q掘572m3/min）最大，满足1585722534，故取掘进工作面供风量为Q采572 m3/min。三、峒室配风本采区独立通风的峒室有绞车房和配电室，各按100 m3/min 配风

56、。四、其它风量其它风量包括辅助进风量634 m3/min和风门送风240 m3/min 。五、采区总风量计算采区总风量计算根据煤矿安全规程规定：按采煤、掘进、硐室与其他地点实际需要风量的总和进行计算。Q ( Q采+Q掘+Q硐+Q其他 ) K备， m3/min 式中 Q采 各采煤工作面（包括备用工作面）所需风量之和，m3/min ；Q掘 各掘进工作面所需风量之和，m3/min ；Q硐各独立回风的硐室所需风量之和，m3/min ；Q其他 其他需要独立回风的地点（如行人和维护巷道等）所需风量之和，m3/min；K备采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，一般取1.21.25。采区布置一个采

57、煤工作面生产，无备用工作面，四个装备一样的综掘工作面，一个绞车房，四个配电室，取K备1.2，代入上式得： 采区所需总风量为：Q(2012+5724+1004+634+240)1.26808.8（m3/min）第三节 采区负压计算一、确定采区通风容易时期和困难时期本采区21302工作面处于采区边界，通风距离最远，为桑掌分区主通风机负担该采区通风的困难时期；采至21318时通风距离最短，为桑掌分区主通风机负担该采区通风的容易时期。二、计算两个时期的通风阻力分别沿着两个时期阻力最大路线用下式列表计算各段井巷的摩擦阻力：式中 各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4，查教材表求得；L 各巷道的长度，m ，一

58、些短巷道可以忽略不计；S 各巷道的断面积，m2 ，按给定巷道断面参数计算；U 各巷道的断面周长，m ，按给定巷道断面参数计算；Q 分配到各巷道的风量，m3 /s 。然后将各段井巷的摩擦阻力累加起来，求得两个时期的摩擦总阻力考虑一定的的局部阻力（15%），求得两个时期的通风总阻力。计算结果为：通风困难时期：最大负压3657.4 Pa（373.2mmH2O）通风容易时期：最大负压1827.16 Pa（186.44mmH2O）第四节 采区安全技术措施保证矿井安全生产的重点是瓦斯的综合治理，治理的关键是矿井瓦斯通过有效的途径进行排放，杜绝水、火、瓦斯、煤尘等煤矿生产事故的出现。一、防治瓦斯措施8#煤X

59、X采区为高瓦斯区，开采时，其主要瓦斯来源为其上邻近层，预防的重点是防止瓦斯积聚和爆炸，在执行有关规定的基础上，主要应做好以下工作：1瓦斯抽放是最关键的措施，抽放效果的好坏直接关系着工作面生产能否正常进行，能否安全生产，因此本采区专门设计在回采工作面尾巷布置抽放钻孔来抽放瓦斯，并利用专门外错放瓦斯巷来排放瓦斯，2日常瓦斯管理是预防瓦斯事故的又一重要防线，在加强人工瓦斯检查的基础上，装备矿井自动监测系统，以便与时发现隐患，采取相应措施。3、各掘进工作面装备“三专两闭锁”装置。4、加强机电管理，防止机电事故产生明火或发热，引发瓦斯事故。二、综合防尘、防爆措施根据矿井瓦斯等级鉴定，本采区所开采8#煤层有煤层爆炸性，故须采取综合防尘措施与防爆措施。1综合防尘措施（1）工作面进风设两趟四寸水管，进风顺槽水管每隔100m设一个三通阀门。回风顺槽设两趟四寸水管，每隔50m设一个三通阀门。（2）工作面回采期间必须进行短壁动压注水，具体由通风部门负责施工，井区队组负责配合施工。A注水钻孔采用LX40型岩石轨道钻机钻眼。B注水钻孔参数（a）孔位、孔角按通风部门设计具体确定。（b）孔深：4565m。（c）注水压力：812MP。（d）孔距：10-15m。（e）注水量：2533L/min。C注水孔必须用澎胀式封孔器进行封孔，封孔长度不少于1.5m。D工