1、工業大學礦業學院煤礦開采技術課程設計說 明 書姓 名： 王 普 專業班級： 煤采專10-1 指導教師： 齊學元 2012 年 12 月 26 日目錄1 礦區概述與井田地質特征41.1礦區概述41.1.1.交通位置41.1.2.自然地理概況41.1.3.礦井建設的外部條件51.2.井田地質61.2.1.地形61.2.2.井田勘探程度61.2.3.井田的水文地質特征71.2.4.地溫91.3.煤層91.3.1.煤層埋藏條件91.3.2.煤層圍巖性質91.3.3.煤質101.3.4.瓦斯、煤塵、煤的自燃性101.3.5.煤層的埋藏條件101.3.6.帶區煤層特征111.3.7.地質構造111.3.8

2、.頂底板特性111.3.9.水文地質111.3.10.地表情況122.帶區巷道布置122.1.帶區位置122.2.帶區的生產能力122.2.1.帶區工業儲量132.2.2.計算采區或帶區的服務年限142.2.3.驗算采區采出率142.3.采區或帶區的再劃分142.3.1.采煤工作面長度142.3.2.帶區的工作面數目152.3.3.工作面生產能力152.3.4.帶區同采工作面數目與工作面接替順序152.4.確定帶區準備巷道布置與生產系統162.4.1.帶區所需的開拓巷道162.4.2.帶區巷道布置系統162.4.3.帶區布置方案分析比較162.4.4.回采巷道布置方式202.4.5.采區上、下

3、部車場只作選型。202.4.6.帶區下部平車場線路設計203.采煤工藝設計213.1.采煤工藝方式的確定213.1.1.帶區的采煤工藝設計213.1.2.選用設備。213.1.3.采煤與裝煤213.1.4.運煤233.1.5.處理采空區283.2.工作面合理長度的確定283.2.1.煤層地質條件283.2.2.工作面生產能力283.2.3.運輸設備與管理水平283.2.4.頂板管理與通風能力283.2.5.經濟合理的工作面長度293.3.采煤工作面循環作業圖表的編制293.3.1.各種圖標293.3.2.關工種與出勤人數表333.3.3.采煤工作面布置圖(1：50)333.3.4.帶區巷道布置

4、平面圖和(1：2000)剖面圖(1：2000)333.4.課程設計總結333.6.參考文獻：341 礦區概述與井田地質特征1.1 礦區概述1.1.1. 交通位置永城礦區四樓井田位于河南省永城市境，為集、城廂、順和縣所轄。井田中心南據永城縣城8KM。地理坐標：東徑11615001162615，北緯335630340730。礦區北靠隴海鐵路，東臨京滬鐵路，青（龍山）阜（陽）鐵路從礦區東南約20Km處穿過，西有擬建中的京九鐵路商阜段。永城縣城距車站95KM，徐車站97KM;宿車站74KM，期間均有柏油公路相連，區主要村鎮之間亦有簡易公路相通，交通運輸堪稱方便。見交通運輸圖1.11.1.2. 自然地理

5、概況井田位于黃淮海沖積平原東部，地勢低洼平坦，自西北向東南微微傾斜，地面標高32.4936.50m，一般為32m至35m之間，相對高差3m左右。地表廣為巨厚的新生沖積物所覆蓋。區地表水系不甚發育，最大的河流沱河在井田南部2KM處跳過，井田用于灌溉的溝渠縱橫交錯。沱河系淮河水系，發源于市東北之響河，向東南流入安徽省的新汴河，全長120KM，其流量受大氣降水控制，年平均流量12m3/s,有記載的最大流量384m3/s(1963年)本區屬半濕潤、半干旱的大陸性氣候，冬春干旱，夏秋多雨，四季分明。據永城氣象站資料：氣溫：19741984年觀測，月平均最高氣溫26.89（7月份），最低氣溫零下0.32，

6、年平均14.3。日最高氣溫41（1965年7月30日），最低零下19（1957年2月21日）。降雨量：最大降雨量1022.5mm(1977年)，最小為630.4mm，年平均813.4mm；日最大降雨量207mm（1965年7月15日18日）。蒸發量：歷年最大蒸發量1985。7mm（1978年），最小1603.2mm（1975年），年平均1745.4mm。相對濕度平均6873.16%。冬春季多西北風，夏季多東北風，偶有東南風，最大風速183m/s（1982年4月12日）。每年12月至翌年3月份為降雪和冰凍期，最大凍土深度19cm.據中國地震烈度表載，本區為六度地震區。河南省地震局受永城煤炭工業聯

7、合公司委托，提出“永城縣地震基本烈度鑒定書”，該文在分析了地質構造與本區地震史以后，認為“本區不可能發生六級左右地震，主要是受鄰區強震影響，其地震基本烈度六度是適宜的”。又提出“鑒于永城煤炭儲量豐富，現已投入建井，將來發展遠景可觀，據此建議，對特別重要的工程建筑物，可提高一度設防”。煤炭部基建司對四樓礦井方案設計審查意見明確：“建筑物均按6度設防，但對六大要害系統按7度的構造措施設計。”1.1.3. 礦井建設的外部條件礦井工業場地至礦區集配站的鐵路專用線正線里程15.86KM，將與礦井同步建設。新、老兩條永碭公路，分別自工業廣場兩側經過，將礦井工業場地與鐵路干線和土產材料產地連通，交通條件較好

8、。礦井永久電源，由擬建中的永城220KV變電站供給。由地方集資興建的永城縣11KV變電站，可作為本礦井建井時期的施工電源。為確保施工安全，另一電源可取自新莊礦井。礦區熱電站應盡快建設。經初步勘探證實，上第三系孔隙承壓水，無論水質和水量均可滿足本礦井永久水源的需求。礦區北部的芒山，生產白灰、石子、料石等土產材料。由國家統一分配的水泥、鋼材、木材等亦可通過公路運至本礦。礦井建設的外部條件比較落實、可靠。圖1.1四樓礦交通運輸圖1.2. 井田地質1.2.1. 地形永城煤田為華北型沉積，地層分區屬華北區、魯西分區、徐小區的疇。本井田無基巖出露，全部被新生界沖積層所覆蓋，缺失上奧統至下石炭統、三迭系至第

9、三系古新統兩段。鉆探揭露的基巖地層上至石千峰組（砂巖），下至中奧統馬家溝灰巖，厚度約為1100m。1.2.2. 井田勘探程度新華夏體系與東西向構造構成永城煤田的骨架，本煤田有永城背斜與北部的孔莊芒山背料組成。四樓井田位于永城隱伏背料之西冀，總體走向NNW，傾向8WW。而井田部走向變化較大，幾經折轉，大體呈一“弓”字形。由于受多期構造運動的影響，褶曲，斷裂與巖漿巖均較發育。地層傾角在露頭處局部較大，0203線與65線以北多在2030，中部810;向深部逐漸變小，一般為48，局部810。1、褶曲井田褶曲比較發育，65線以北尤甚。分為近南北向與近東西向兩組。近南北向褶曲有四樓向斜，小營背、高六灣向斜

10、、古同背斜與周莊向斜等。其中四樓向斜位于井田的南端，后四個褶曲位于井田北端，為一連續而有規律的褶曲構造。近東西向的自南向北有八里廟向斜、胡莊背斜、小莊向斜與漢向斜等。其中漢向斜南北兩翼分別受F13與F18斷層所切割，視其全貌為一地塹式向斜構造。2、斷裂據側定，井田巖漿巖活動大致有兩個井田斷裂構造均為正斷層，影響開采的共有兩條，其他均為小斷層.表1.1 主要斷層表斷層編號F1F2長度6.6KM2.6 KM走向N39WN35W傾向SS落差160m89m類型正正可靠性可靠可靠傾角6070563、巖漿活動井田未發現巖漿活動。期次：基性巖偏老為華力西運動晚期產物，酸性巖為燕山運動早晚期產物。基性巖主要為

11、輝綠巖，一般在三煤組中順煤層侵入三4、三 22、三5煤層中，呈巖脈或巖席產出；酸性巖主要為閃長巖類與花崗巖類，呈巖墻與巖席產出，侵入二2煤層中。受巖漿巖侵入影響地段，使煤層結構復雜，或變為天然焦，降低了煤層的經濟價值。1.2.3. 井田的水文地質特征1、含水層與隔水層特征自上而下分為四個含水組：（1）新生界孔隙含水組：區松散地層沉積為沖積與湖積，其厚度受古地形影響而東薄西厚、南薄北厚。含水砂層一般為1 12層，平均總厚86.34m，淺部以大氣降水垂直滲入為主，中部與深部以水平側向滲透為主。屬孔隙承壓水，q=0.0047.0t/sm ，K=0.623m/d。含水砂層之間與其與基巖之間有厚度比較穩

12、定的枯土層，形成天然的隔水屏障，局部地段與基巖處有透鏡狀砂層，即所謂“天窗”，對淺部開采會具有一定影響。（2）二迭系砂巖裂隙，孔隙含水組：主要由上、下石盒子組與山西組砂巖裂隙孔隙承壓水組成。其補給方式以水平側向滲透補給為主，滲透能力差，富水性弱，逕流滯緩，以靜儲量為主，易于疏干。q=0.1213t/sm ，K=0.5683.91m/d，水質類型為SO4-N型。（3）石炭系灰巖巖溶裂隙含水組：主要含水巖層為石灰巖(11層)，次為砂巖。灰巖以L2L3L4L7L8L9L10七層比較穩定，巖溶裂隙比較發育，但多被泥質或鈣質充填。補給方式為遠方側向滲透凈除。q=0.0006852.068t/sm ，K=

13、0.004927.473m/d。水質類型SO4 N，礦化度2q/ L。（4）奧系巖溶裂隙含水組：區域圍，在安徽省閘河煤田東西兩側出露，本煤田僅在芒山有局部出露。巖溶發育，富水性強。補給方式以遠方水平滲透為主。q=0.00068515.7t/sm ，K=0.0027.473m/d。水質類型SO4CN，礦化度2.2064.43 q/ L。2、井田水文地質條件本井田水文地質類型為中等簡單，其主要依據是：（1）直接充水含水層，三煤層和二煤層頂板砂巖含水性弱，單位涌水量一般小于0.01t/sm，本應為簡單類型，但F18以北存在組灰巖補給；（2）上覆新生界含水層與基巖界面之間有厚度大于3 0m的粘土層阻隔

14、，正常地段對煤系地層無充水作用；（3）下覆組灰巖含水層與二2煤層之間有砂巖和泥巖組成的隔水層，厚度在50m 以上，正常地段二2煤層的開采不存在底板突水的威脅；（4）井田斷層富水性與導水性弱q0.001t/sm；（5）主采煤層頂底板巖層穩定；（6）礦床遠離地表水體。表1.2 各煤層情況表煤層名稱煤層厚度 最小最大平均煤質煤種牌號原煤灰分 Ad(%)揮發分 vdaf(%)原煤全硫 St，d(%)發熱量 QGr，daf(mj/kg)三40-2.191.620.9610.970.5933.93貧、無煙、天然焦21.098.440.5433.6031.396.330.4330.65三20-2.901.5

15、23.9715.800.5635.41瘦、貧、無煙、天然焦20.881.100.7233.7521.218.520.5933.5931.397.850.7828.85三10-5.781.325.0414.800.4835.73瘦、貧、無煙、天然焦21.3911.220.6633.9421.218.480.5834.4325.966.550.8429.40二23.90-4.504.015.9010.270.4834.37貧、無煙、天然焦13.798.130.5134.6723.987.120.6732.463、礦井預計涌水量井田南部和西部均以斷層構成阻水邊界，東部煤層露頭與粘土隔水層相接，只有北

16、界F11斷層使二2煤與對盤組灰巖相接，可視大弱補給邊界。采用“集水廊道”法計算，礦井預計正常涌水量894m3/h（其中：K5砂巖328 m3/h.，三煤組291 m3/h，二煤組275m3/h；最大涌水盤1627m3/h。）1.2.4. 地溫地溫：二2煤層在-650 m以深，除63至65線圍地溫低于31，其余均高于31，屬一級熱害區；三22煤層僅在0312孔至-650m以深出現小圍的一級熱害區。井田其余地段地溫均屬正常。1.3. 煤層1.3.1. 煤層埋藏條件井田含煤地層自下而上為石炭系上統組、二迭系下統山西組，下石盒子組與二迭系上統上石盒子組。共含煤1720層，煤層總厚13.85m。其中有經

17、濟價值的為下二迭統的山西組與下石盒子組。 該兩含煤地層總厚度平均181m，煤層總厚10.42m，含煤系數58%。其西組的二2煤層為主要可采煤層，下石盒子組中可采和大部可采的煤層有三1、三22、三4三層。其特征見表1.2。二2煤層為一穩定較穩定、結構簡單（偶含泥巖夾殲一層)的中厚煤層。除井田西部受巖漿巖侵入的影響變質為天然焦或不可采外，全區穩定可采。三1煤層，層位穩定，平均厚度衛1.30m，其可采圍集中在08線以南。04線以南以單層結構為主，以北漸變為雙層結構，未受巖漿巖破壞。三22煤層，較穩定，平均厚度1.5m，受巖槳巖破壞周約占十分之一，從南向北由單層結構漸變為雙層至三層結構。三4煤層為一較

18、穩定不搖定煤層。在可采圍平均厚度約為1.6m，單層與雙層結構的穿見層次基本相等，受巖漿巖影響的圍約占三分之一，煤層變質為天然焦，而且結構變得復雜。1.3.2. 煤層圍巖性質二2煤層頂板以中細砂巖與砂質泥巖為主，其中中砂巖約占55%,砂質泥巖約占45，井田中部1731線多為砂質泥巖，兩端以砂巖為主，局部頂板為巖漿巖。其抗壓強度為：砂質泥巖389544kg/cm3，砂巖3061264kg/cm3。底板多為泥巖和粉砂巖。其抗壓強度為：砂質泥巖236864kg/cm3，砂巖7331393kg/cm3。三22煤層頂板以泥巖與細砂巖為主，其中泥巖約占60，砂巖、巖漿巖約占40。井田中部1730線多為砂巖與

19、少量巖漿巖，井田兩側以泥巖為為主，其抗壓強度為：泥巖246kg/cm3，砂巖943kg/cm3。底板以泥巖、砂質泥巖與粉、細砂巖為主，其抗壓強度為：泥巖246kg/cm3，砂巖300545kg/cm3。1.3.3. 煤質各煤層均為高編制階段的年青無煙煤。二2煤層低灰份，特低硫、磷，高發熱量；理論分選比重1.7時，可選性為易選至極易選 ；化學特性好；抗碎強度與熱穩定性中等，可作動力與民用煤，亦可用于氣化。三煤組各煤層煤質的共同點是，中至高灰分（三1煤為富灰），特低硫、磷，高熔點，中至高發熱量；理論分選比重1.7時，可選性中等；化學特性一般不佳；熱穩定性差中等；強結渣，不易磨，可作動力、民用與發電

20、用煤。1.3.4. 瓦斯、煤塵、煤的自燃性1.煤層頂底板二2煤層頂板以砂巖為主，完整性和穩定性較好，頂板較易管理，底板一般不會發生“底鼓”；三煤組各可采煤層由于層間距小，砂巖厚度薄且穩定性較差。2.瓦斯井田瓦斯含量普遍較低，一般小于1cm3/g ；由于構造和巖槳巖的熱力作用，僅個別點有富集現象（二2煤層6707孔6.56 cm3/g ，6919孔3.49 cm3/g ）；瓦斯風化帶分布很廣很深，除個別富集點之外，都屬瓦斯風化帶，直至-800m以深。 一般認為，瓦斯風化帶界面處的相對瓦斯涌出量為2 m3/td左右。二2煤層相對瓦斯涌出量為2.0 m3/td3.煤塵無爆炸性到具弱爆炸性。4.各煤層

21、均無自然發火傾向。5.地溫二2煤層在-650 m以深，除63至65線圍地溫低于31，其余均高于31，屬一級熱害區；三2煤層僅在0312孔至-650m以深出現小圍的一級熱害區。井田其余地段地溫均屬正常。1.3.5. 煤層的埋藏條件煤層埋藏在-300m-800m之間，地質構造簡單，煤層傾角變化小，傾角在317之間，煤層埋藏穩定，涌水量為275m3/h，地表為農田。總體可見，該煤層的開采條件相當好。1.3.6. 帶區煤層特征本帶區所采煤層為二2 煤層，煤層特征如表3-1 所示。表3.1煤層特征如表煤名層稱煤厚 (m)傾角 (度)結 構穩定 性容重（t/）硬 度牌 號二22568簡單穩定1.403.5

22、4.0無煙煤二2煤層為高變質階段的年青無煙煤。煤層低灰分，特低硫、磷，高發熱量；理論分選比重1.7時，可選性為易選至極易選；化學活性好；抗碎強度與熱穩定性中等，可作動力與民用煤，亦可用于氣化。1.3.7. 地質構造三帶區地質構造簡單，煤層起伏不明顯，沒有斷層，煤層傾角約為6煤層賦存條件相當好。1.3.8. 頂底板特性二2煤層頂板以砂巖為主，完整性和穩定性較好，頂板較易管理，底板一般不會發生“底鼓”。1.3.9. 水文地質本井田水文地質類型為中等簡單，其主要依據是：（1）直接充水含水層，二2煤層頂板砂巖含水性弱，單位涌水量一般小于0.01t/sm，為簡單類型。（2）上覆新生界含水層與基巖界面之間

23、有厚度大于30m的粘土層阻隔，正常地段對煤系地層無充水作用；（3）下覆組灰巖含水層與二2煤層之間有砂巖和泥巖組成的隔水層，厚度在50m 以上，正常地段二2煤層的開采不存在底板突水的威脅；（4）井田斷層富水性與導水性弱q 90Mt通過計算，帶區的生產能力達到礦井的設計生產能力。 帶區生產能力定90萬t/a 。2.2.1. 帶區工業儲量本次儲量計算是在精查地質報告提供的1:10000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠。煤炭工業儲量是由煤層面積、容重與厚度相乘的結果，其公式一般為：Zg=HL(m1+m2)/cos6 式中： Zg- 工業儲量， t；H- 帶區傾斜長度，1200m； L- 帶區走向

24、長度5500m；- 煤的容重1.40t/m3；m2- 2#煤層煤的厚度，為2.5米；Zg=120055002.5)/cos61.4=462萬t/a(2) 設計帶區可采儲量ZK=(Zg-p)C式中：ZK- 設計帶區可采儲量, t；Zg- 帶區工業儲量，t；p- 永久煤柱損失量，t；C- 采區采出率，本設計條件下取80%。P=30212002.51.4+152(5500302)2.51.4=82.32萬（P包括上下兩端永久煤柱損失量和左右兩邊永久煤柱損失量,萬t）ZK=( Zg-P) C=（462-82.32）80%=303.744萬t2.2.2. 計算帶區的服務年限；T= ZK/(AK) 100

25、% (公式1-3) 式中： T- 帶區服務a限，a; A- 帶區生產能力，90萬t； ZK- 設計可采儲量； K-儲量備用系數，取1.5。 T= ZK/(AK)=303.744萬t/（90萬t 1.5）=2.3a2.2.3. 驗算采區采出率。1、對于M2煤層: C1=(Zg-P1)/Zg1 (公式1-4)式中： C - 帶區采出率，% ； Zg - M2煤層的工業儲量，萬t ； P - M2煤層的永久煤柱損失，萬t ； C1=(Zg-P)/Zg=(46282.32)/462=82.8% 75%滿足要求2.3. 帶區的再劃分帶區劃分為12個分帶，每個分帶里布置兩個采煤工作面，分帶中巷道沿傾斜布置

26、，采煤工作面呈近水平狀態，沿傾斜推進.2.3.1. 確定采煤工作面長度；該煤層組左右兩邊界各留15m的邊界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m護巷煤柱，從而其煤層傾向長度共有：2000-60=1940m，走向長度為6500-30=6470m。又各煤層埋藏平穩,地質構造簡單，無斷層,煤層附存條件較好，瓦斯涌出量較低,涌水量也小,自然發火傾向較弱,且現代采礦工作面長度有加長趨勢，故采煤工藝選取較先進的綜合機械化采煤方法。一般而言，考慮到設備選型與技術方面的因素,綜采工作面長度為180250m，巷道寬度為4m5m,本帶區開掘巷道寬度為5m，且帶區生產能力為240萬t/a，一個厚煤層或中厚煤層的一

27、個工作面便可以滿足生產要求，將帶區劃分為兩個大的分帶, 兩大分帶間留取30m較大煤柱，再分別劃分為6個小分帶,最后將整個帶區劃分為12個分帶，采用沿空掘巷方式,巷道間留取5m較小煤墻。故工作面長度為：L=（5500-152-30-126-628）/12=433m2.3.2. 確定采區的區毆數目或帶區的工作面數目；回采工作面沿走向布置，沿傾向推進，采用下行后退式傾斜長壁采煤法開采。工作面數目： N=(L-S0)/(l+l0) -（公式1-4）式中： L - 煤層走向長度(m)；S0 - 帶區邊界煤柱寬度(m)；l - 工作面長度(m)；l0 - 回采巷道寬度，因采用綜采采煤法，故 l0取5m。

28、則: N=(5500-215-30-125)/(250+5+5) =202.3.3. 確定工作面生產能力；Qr = A/(T1.1) (公式1-5)式中：A-帶區生產能力，90萬t/a ；Qr -工作面生產能力，萬t ；T-每a正常工作日，330天。故： Qr = A/T1.1 =90/(3301.1) =2479.33t2.3.4. 確定帶區同采工作面數目與工作面接替順序。生產能力為90萬t/a,且工作面生產能力為2479.33t。目前開采準備系統的發展方向是高產高效生產集中化，采用提高工作面單產，以一個工作面產量保證帶區產量，所以定為帶區一個工作面生產。各煤層采用跳采方式開采,12個分帶工

29、作面接替順序如下:K2工作面接替順序圖序號2101210221032104210521062107210821092110次2煤層工作面接替順序：2101210621022107210321082104210921052110（說明：以上箭頭方向表示工作面推進先后。）2.4. 確定帶區準備巷道布置與生產系統2.4.1. 根據所選題目條件，完善采（帶）區所需的開拓巷道;為了縮短帶區準備時間并提高經濟效益，根據所給地質條件，在第一開采水平中，把為該帶區服務的運輸大巷和回風大巷均布置在煤層底板下方25m的穩定巖層中。2.4.2. 確定采（帶）區巷道布置系統時至少就上山數目、

30、位置、或帶區布置方式提出兩個布置方案，并進行技術分析與經濟比較。首先確定回采巷道布置方式，由于地質構造簡單，無斷層,煤層賦存條件好，涌水量較小，瓦斯涌出量較小，無自然發火傾向,直接頂較厚且易跨落。同時為減少煤柱損失，提高采出率，降低巷道維護費用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置圖所示工作面接替順序，就能彌補沿空掘巷時工作面接替復雜的缺點。2.4.3. 帶區布置方案分析比較確定帶區巷道布置系統， 帶區M2層煤，一層布置12個工作面，根據相關情況初步制定以下兩個方案進行比較：方案一：分帶單獨布置每一個分帶分別開斜巷進入上部煤層，每一個分帶都布置一個煤倉直通運輸大巷。通風系統為：新風從運輸大巷

31、進風行人斜巷煤層運輸平巷分帶運輸斜巷采煤工作面分帶運料斜巷回風運料斜巷回風大巷。該方案的特點是，每個分帶都布置了煤倉，所以管理較復雜，煤倉和聯絡斜巷工程量大，但有利于通風和工作面的接替。 方案二：帶區聯合布置將帶區分成兩個大分帶，每一大分帶由6個小分帶組成。運輸大巷通過進風行人斜巷進入上部煤層，在上部煤層布置兩條煤層集中平巷，一條煤層運輸集中平巷，一條煤層回風集中平巷。整個帶區布置一個煤倉直通運輸大巷。通風系統為：新風從運輸大巷進風行人斜巷煤層運輸集中平巷分帶運輸斜巷采煤工作面分帶回風斜巷煤層回風集中平巷回風石門回風運料斜巷回風大巷。該方案簡化了運輸系統，僅布置了一個煤倉和一對聯絡巷，減少了煤

32、倉和聯絡斜巷的施工量，使運煤、運料集中處理，符合集中化生產理念，但出現了因帶區通風線路長短不同而造成通風協調困難的問題，同時還增加煤巷的維護量，增大了煤柱損失。經濟技術比較:巷道硐室掘進費用方案工程名稱方案一方案二單價（元）工程量(m)費用（萬元）工程量(m)費用（萬元）回風運料斜巷（m）157815214=2128335.801522=3044797進風行人斜巷（m）15789414=1316208.85942=1882966煤倉(元/m3)1443.14422514/4=439663.303.1442252/4=628904集中平巷(元/m)8312(3000-152)=6000493.6

33、1合計607.9580.28巷道與硐室維護費方案工程名稱方案一方案二單價（元）工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）回風運料斜巷（m）40元/a.m1521416.02=34090.56136.3615216.022=4870.0819.48進風行人斜巷（m）40元/a.m941416.02=21082.3284.339416.022= 3011.7612.05小計220.6931.53煤倉(元/m3)30元/a.m2516.02 14=5607.0016.822516.021= 400.501.20集中平巷(元/m)160元/a.m257716.022=96120.001537.92合計237

34、.51.1570.65生產經營費 方案工程名稱方案一方案二單價（元）工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）斜巷（m）1164元/m9414=1316153.18942=18821.88煤倉（m）951元/m1425=35033.29252=504.76合計186.4726.64費用匯總表 方案總費用方案一方案二掘進（萬元）607.9580.28維護（萬元）237.511570.65生產經營（萬元）186.4726.64合計（萬元）1031.882177.57方案一：系統簡單，通風容易，但生產調度管理復雜，煤倉太多，維護困難，裝煤點多，管理復雜。方案二：采用集中化生產，從根本上克服了方案一的缺點。

35、雖然方案二維護費用高，但從技術和管理等方面的綜合分析，選擇方案二更優越一些。綜上所述，選擇帶區聯合布置方式，巷道布置情況見巷道布置圖、帶區巷道剖面圖，以K2煤層為例 。2.4.4. 確定回采巷道布置方式（單巷布置、雙巷布置、沿空掘巷、沿空掘巷），并進行分析。回采巷道布置方式.采用單巷留小煤墻沿空掘巷掘進方式。分析：已知帶區各煤層埋藏平穩，地質構造簡單，無斷層，同時，各煤層瓦斯涌出量較低，自然發火傾向較弱，涌水量也較小。因此有利于綜合機械化作業，可以充分發揮綜采高產高效的優勢。同時，為減小煤柱損失，提高采出率。綜合考慮各種因素，采用單巷沿空掘巷掘進方式。這種方式掘出的巷道正處在應力降低區，既好維

36、護又提高了采出率，有取代沿空留巷的趨勢。說明：在帶區巷道布置平面圖，工作面布置和推進的位置以達到帶區設計產量與安全為準。工作面推進到距回風大巷30m處的位置，即為避開采掘超前影響所留設的30m護巷煤柱處。2.4.5. 采區上、下部車場只作選型。采區分別布置采區上部車場，采區中部部車場、采區下部車場；采區上部車場采用甩車場。因為甩車場具有安全性號，通過能力大，調車方便，勞動量小等優點。采區下部車場選用采用繞道裝車式下部車場。2.4.6. 采區中部甩車場或帶區下部平車場線路設計1.大巷（雙軌）、采區軌道上山（單軌）、區段石門（單軌）、帶區材料上山（單軌）均為600m軌距。 2、軌道上山作輔助提升時

37、，一次提一噸礦車3個。 3. 采煤工藝設計3.1. 采煤工藝方式的確定3.1.1. 針對設計采（帶）區的任意一個煤層，進行采煤工藝設計，布置一個采煤工作面，可以選用綜采或普采任意一種工藝，鼓勵選用先進的采煤方法進行設計。選第二煤層，即K2煤層進行采煤工藝設計。由于K2煤層厚度為3.0m，屬中厚煤層，其地質構造簡單，無斷層，所以選用綜合機械化采煤工藝，一次采全高。3.1.2. 由于設備資料來源的原因，選用國產綜采或普采設備。3.1.3. 采煤與裝煤（1）落煤方式與采煤機的選擇采用綜合機械化采煤，雙滾筒采煤機直接落煤和裝煤。依據帶區的設計生產能力確定工作面每天的推進度為：選擇采煤機的滾筒截深為80

38、0mm，每天正規循環推進11刀，每個循環0.8m，可實現每天至少推進7.546m的推進度。根據煤層的實際情況，經查采礦設計手冊，選用采煤機為：采煤機MG-500W牽引方式液壓無鏈 電動機功率400kw采高(m)1.83.6牽引力()500、250、420、224滅塵方式、外噴霧牽引速度(m/min)06、08、015臺數2煤層傾角小于35主機重量45.7t電壓1140v截深()800機面高度1480mm廠家雞西煤機廠滾筒直徑1600mm1800mm臥底量192mm292mm（2）進刀方式： 為了合理利用工作時間，提高效率。采用割三角煤的端頭斜切進刀雙向割煤方式。整天安排11個正規循環，夜班從0

39、0小時到06小時完成4個循環，早班從06小時到12小時完成4個循環，中班從12小時到18小時完成3個循環，從18小時到00小時為檢修班工作時間。如采用普通機械化采煤工藝，要選定采煤機，確定截深，上下缺口長度，進刀方式，截割方式等。如采用綜合機械化采煤工藝，要選定落煤方式，確定截深，進刀方式等。厚煤層放頂煤開采時，要確定采放比，放頂步距，放煤方式。厚煤層分層開采時，要確定人工假頂材料和假頂的鋪設方法。3.1.4. 運煤1.刮板輸送機選型工作面輸送機選型原則：1、刮板輸送機輸送能力應大于工作面最大生產能力的1.2倍；2、要根據刮板鏈的負荷情況，確定鏈條數目，結合煤質硬度選擇鏈條的結構形式，煤質較硬

40、塊度較大時優先選用雙邊鏈，煤質較軟時，可選用單鏈或雙中鏈；綜上所述，刮板輸送機選擇型號為：SGZ830/630，輸送量1200噸/時，刮板鏈速1.03米/秒，中部槽尺寸：長1500毫米，寬830毫米，高70毫米。刮板輸送技術特征表刮板輸送機型號SGZ830/630中部槽尺寸（長寬高）mm150083070出廠長度(m)200刮板鏈型式邊雙鏈輸送量(t/h)1200鏈速(M/s)1.03裝機功率（kw）290電機電壓(v)1140重量(t)117制造廠家口廠2、機機選型原則：（1）機的運輸能力應大于工作面輸送機的能力（一般為1.2倍）它的溜槽寬度或鏈速一般應大于工作面輸送機。（2）機的機型，好機

41、頭傳動裝置與電動機和中部槽的類型與刮板鏈類型，應盡量和工作面刮板輸送機機型一致，以便日常維修和管理。（3）機尾部和工作面輸送機頭部有一定的卸載高度（約600毫米）以避免工作面輸送機底鏈回煤。根據以上原則與本礦采區輸送能力，選擇機型號為：SZZ-764/132，運輸能力1100噸/時,可延伸長度41.2米,鏈1.28米/秒，刮板間距700毫米,中部槽寸，長：1500毫米，寬764毫米,高222毫米。機主要參數機型號SZB730/40適用條件中厚煤層出廠長度(m)25刮板鏈型式邊雙鏈輸送量(t/h)400鏈速(M/s)0.85與皮帶機有效重疊長度（m）12電機型號DSB-40裝機功率kw680制造

42、廠家口廠3、可伸縮帶式輸送機選型選型原則：（1）工作面運輸巷帶式輸送機運輸能力，要大于工作面刮板輸送機的能力。（2）移動尾裝置宜選用液壓式。根據以上原則與采區的輸送能力，選擇SSJ1200/3200型可伸縮帶式輸送機運輸能力1600噸/時，輸送長度1500米，輸送帶選用尼龍，寬度1200毫米，帶速3.15米/秒，機頭外型尺寸：長8744毫米，寬3250毫米，高2200毫米。4、破碎機選型PCM132型破碎機主要參數表破碎機型號PCM132結構特點錘式破碎能力（t/h）1200進料口寬度、高度（mm）800、800出料口寬度（mm）300功率（kw）132電壓1140外形尺寸（長寬高）mm456

43、020951742質量（t）14.8制造廠家口煤機廠5、乳化液泵FRB200/40液泵主要參數表乳化液泵型號FRB200/40公稱壓力（MPa）40公稱流量（L/min）200電機功率（kw）110外形尺寸（長寬高）mm22509701020配套液箱型號RX200/12.5質量（kg）2600生產廠家煤礦機械廠（3）移架方式由于采用與時支護方式，而且工作面每天推進11刀，故選擇順序移架方式進行移架。順序移架方式移架速度快，能滿足采煤機快速牽引的需要，適用于頂板比較穩定的高產工作面。（4）支護方式：由于K2煤層屬中硬煤層，頂板有7.8m厚的灰色砂質泥巖，采高為3.0m，為防止片幫和冒頂，選用與時

44、支護方式進行支護。（5）工作面的支架需求量:由n = L / E式中： n 工作面支架數目，取整數； L 工作面長度，m； E 架中心距； 得： n= （196+5+5）/1.5=137.33，取137架。(6)端頭支架由于巷道寬5m，而架寬為1.5m，因此選3架，左右兩端共需6架。從采礦設計手冊選用如下設備：1、端頭采用專用端頭液壓支架ZT1P28000-17/35支護。ZT1P28000-17/35支架參數特征表支架型號ZT1P28000-17/35外形尺寸（長寬高）5900mm1420mm1700mm支撐高度1.73.5 m工作阻力8000 KN初撐力6280 KN支架中心距1500 m

45、m支護強度0.56Mpa支架移架步距600mm支架重量35噸生產廠煤機廠 (7)超前支護方式和距離由于采用綜采工藝開采，支撐壓力分布圍為2030m，峰值點距煤壁前方 5-15m,所以超前支護的距離為20m。選用單體支柱和金屬鉸接頂梁支護。 (8）校核支架的強度和高度校核高度 經查采礦設計手冊得到： 在實際使用中，通常所選用的支架的最大結構高度比最大采高大200mm左右，即： Hmax = Mmax+0.2m；最小結構高度應比最小的采高小250350mm，即：Hmin= Mmin-(0.2 50.35)m 已知選用的 ZZS600017/37 支撐掩護式液壓支架的最大結構高度為3.7m（3.0+

46、0.2）m，滿足要求。支架的最小結構高度為1.7m2.2-(0.2 50.35)m，滿足要求。校核強度由q=KMg10-6式中： q 支護強度，Mpa；K 作用于支架上的頂板巖石厚度系數，取6； M 采高，m； 巖石密度，取 2.5103Kg/m3; g 取10N/Kg。 q=63.02.51031010-6=0.45Mpa由Q=qF103KN 式中：F為支架支護面積，F = 5.7251.450 = 8.30m2 Q=0.458.30103=3735 KN由P = Q / 式中：P 支架的工作阻力，KN； Q 支架的有效工作阻力，KN； 支架的支撐效率，取80% P=37350.8=4688

47、.75 KN 支架工作阻力6000 KN， 滿足要求。如選用金屬單體支柱與金屬鉸接頂梁支護，應確定相應的型號、規格，確定支架的布置方式、排距、柱距、最大控頂距、最小控頂距、放頂步距、工作面端頭支護與超前支護方式和距離等。要計算工作面支柱和頂梁的需要量。如選用液壓支架支護，要確定支架型號、規格、架中心距、移架方式、支護方式、端頭支架與超前支護方式和距離等，要校核支架高度、強度。計算工作面支架的需要量。 3.1.5. 處理采空區一般采用全部垮落法。采用全部跨落法處理采空區。 3.2. 工作面合理長度的確定根據設計大綱要求，確定工作面合理長度時要考慮以下方面： 3.2.1. 煤層地質條件該帶區的兩層

48、可采煤層的地質條件較好，無斷層，煤層平均傾角為12，煤層厚度適中，頂底板較穩定，瓦斯涌出量較低，自然發火傾向較弱，涌水量也較小，所以布置196m的工作面是合適的。3.2.2. 工作面生產能力工作面的設計生產能力為180萬t/a。正規循環每天進11刀，采煤機滾筒截深為686mm，所以K2煤層的工作面實際a生產能力為： 0.6863.01961.30.9511330=180.83萬t；滿足設計生產能力的要求，一個工作面生產就能夠滿足設計生產能力的要求，同時考慮到其他各個方面對生產的影響，確定的工作面長度也較合理。3.2.3. 運輸設備與管理水平帶區生產選用的設備均為國先進的的生產設備，工作面選用的200m刮板輸送機利用國先進技術，能夠與時俱進的跟上技術的發展。同時當前采礦界管理人員知識化、專業化、a輕化，所以工作面長度為196m在管理上是沒有問題的。3.2.4. 頂板管理與通風能力該帶區的頂板較穩定，工作面可以適當的加長，綜采工作面的長度一般在180250m，所以選擇的工作面的長度為196m較合適。另外，工作面的瓦斯涌出量較低，通風問題能夠解決。3.2.5. 經濟合理的工作面長度（產量、效率和工作面推進度的關系） 工作面的長度與地質因素與技術因素的關系十分密切 ，直接影響生產效率，合理的工作面以生產成本低，經濟效益高為目標。所以根據條件，以高產