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1、 （二 一四 年 六 月 本科毕业设计说明书 学校代码：10128 学 号：201022901015 题 目:内蒙古伊东煤炭集团有限责任公司准旗窑沟乡扶贫煤矿二采区设计 学 生 姓 名：学 院：系 别：专 业：班 级：指 导 教 师：1 摘 要 采区是一个具有独立生产系统的块，一个采区可以包括一个或若干个回采工作面。采区设计是对采区巷道布置方案、生产系统与开采设计进行设计与计算,一般包括设计说明书及相关设计图纸。采区设计是采区施工开掘的依据,在采区的施工过程中及生产过程中通常不能随意更改。采区设计应为矿井合理集中生产和持续稳产、高效创造条件;简化巷道系统,减少巷道掘进和维护量;要采用新技术,机
2、械化和自动化;使煤炭损失少,安全条件好,生产矿井提出的对设计采区的生产能力、采煤工艺、采准巷道布置及生产系统等要求,要适应生产技术不断发展的需要。本文主要阐述了采区方案设计和单项施工设计和采区设计的说明书、图样等内容。关键词：沿空掘巷；顶煤采出率；顶板弱化 2 Abstract Mining is an independent production system block,a panel may include one or several mining working face.The design of mining area is the design and calculation
3、of the production system of mining,mining design and mining roadway layout,generally includes the design specification and design drawings.The design of mining area is the mining area construction basis,in the construction process in the mining and production process usually can not arbitrarily chan
4、ge.Mining area design should be efficient to create the conditions for rational mine production and sustained yield,simplified roadway system,reduce the roadway excavation and maintenance;toadopt new technology,mechanization and automation,in order to reduce the coal loss,provide good security condi
5、tions,design requirements for mining production capacity,coal mining technology,quasi roadway arrangement and productionsystem production of mine is proposed,to meet the need of the development of production technology.This paper mainly describes themining design and monomial construction design and
6、 mining designspecification,drawings etc Keywords:driving along goaf；the top coal recovery rate；roof weakening 3 目 录 引 言.1 第一章 井田概况及地质特征.2 1.1 井田概况.2 1.1.1 位置与交通.2 1.1.2 地形地貌.2 1.1.3 地形水系.2 1.1.4 气象.2 1.1.5 地震.2 1.1.6 区域经济简况.3 1.1.7 水源.3 1.1.8 电源.3 1.2 地质特征.3 1.2.1 地层与构造.3 1.2.2 煤层.4 1.2.3 煤质.5 1.2.
7、4 井田水文地质条件.7 1.2.5 矿井涌水量预算.9 1.2.6 工程地质.9 1.2.7 瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温.9 第二章 采区储量及生产能力.11 2.1 采区尺寸及储量.11 2.1.1 采区范围.11 2.1.2 储量计算.11 2.2 采区生产能力及服务年限.12 2.2.1 采区生产能力.12 2.2.2 服务年限.12 第三章 采区布置.13 3.1 采区巷道布置.13 3.1.1 采区准备巷道布置.13 3.1.2 巷道断面及支护.14 3.2 采区设备.15 3.2.1 主要设备技术参数.15 3.3 采煤工艺.18 3.3.1 采煤工作面布置.18 3.3.2 综
8、放工作面参数.18 3.3.3 工作面产量预测.20 3.3.4 煤柱留设尺寸.21 3.3.5 回采工艺.21 3.3.6 影响放顶煤采出率的因素.25 4 第四章 采区生产系统.28 4.1 采区运输.28 4.1.1 采区运输系统.28 4.2 采区通风.28 4.2.1 概况.28 4.2.2 采区通风.29 4.3 采区排水.31 4.3.1 排水设备选型.31 4.3.2 设计依据.32 4.3.3 排水系统的确定.32 4.3.4 选型计算.32 4.4 采区供电.34 4.4.1 设计依据.34 4.4.2 供电设备.34 4.5 采区安全监控.35 4.5.1 安全监控内容.
9、35 4.5.2 传感器安装地点、数量及控制范围.35 4.5.3 安装、使用和维护.36 第五章 采区灾害防治.37 5.1 水灾管理与防治.37 5.1.1 水害防治措施.37 5.1.2 防水煤(岩)柱的留设.37 5.1.3 井下探放水.38 5.2 火灾管理防治.39 5.2.1 煤炭自燃的条件.39 5.2.2 放灭火措施.39 5.3 粉尘管理与防治.40 5.4 瓦斯管理与防治.41 5.4.1 矿井瓦斯概况.41 5.4.2 瓦斯管理具体措施.41 5.5 顶板灾害防治.42 5.5.1 顶板管理.42 5.5.2 冒顶预防及处理.42 5.6 其他灾害防治与管理安全技术措施
10、.43 5.6.1 移架、放煤、推前溜、拉后溜等操作的基本要求.43 5.6.2 机组与运输机械（煤机、溜子、皮带、转载机、泵站）操作 .44 5.6.3 过断层.46 5.6.4 上下巷支架回撤及拉前后溜机头机尾、拉转载机.46 5.6.5 两道运输.47 5.6.6 机电设备管理.48 5.6.7 皮带防火.48 5.7 避灾路线.48 5 5.7.1 避灾路线.48 第六章 技术经济分析.50 6.1 工作制度与劳动组织.50 6.1.1 工作制度.50 6.1.2 劳动组织.50 6.2 原煤成本估算.51 结 论.53 参考文献.54 谢 辞.55 1 引 言 采区设计是一个涉及煤矿
11、开采，井巷工程，矿山机械，矿井通风等众多学科的系统工程。通过本次设计，我已经基本掌握了采区乃至矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用技术资料和技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。本次设计参照伊东集团扶贫煤矿初设资料，结合自身所学知识和井下生产实习经验，由老师指导对扶贫煤矿二采区进行采区设计。本次设计以内蒙古工业大学本科生毕业设计说明书（论文）撰写规范（修订）为依据，按照煤矿安全规程、采矿设计手册的要求，经过查阅相关资料，在老师精心指导下完成。设计中难免有不妥和错误之处，恳请审阅老师批评指正。2 第一章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 位置与交通 扶贫
12、煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗境内，准格尔煤田东北部小鱼沟勘探区，行政区隶属准格尔旗窑沟乡管辖。是内蒙古伊东煤炭集团有限责任公司下属煤矿。矿井交通以公路为主，北距呼市 125km,南距准格尔旗薛家湾镇 15km。矿井距矿区 4.6km 砂石路已改建为油路，经矿区公路至呼（市）大（饭铺）公路长约 9km，本矿距大准铁路 15km。井田对外交通便利。1.1.2 地形地貌 本区属鄂尔多斯黄土高原，地形十分复杂，沟谷纵横交错，沟深壁陡，断面多呈V 字形，树枝状分布，沟谷中有基岩外露。本井田地形西高东低，海拔标高在 13001088m 之间，相对高差 212m，一般标高 1180m。1.1.3
13、地形水系 黄河是流经井田东部边缘唯一的地表水，年均最大流量 9303390m3/s，年均最大含砂量 5.7424.30，井田内最低标高 839.62m，低于黄河水位 140 多米。但据钻孔探测，孔内无水位，又无大的断裂与黄河沟通，未见黄河水补给井田。1.1.4 气象 本区属大陆性气候，冬季严寒漫长，夏季短暂炎热，寒署变化剧烈，最低气温-24.3，最高气温 39.5，年平均气温5.07.8,昼夜温差大。十月至次年四月为结冰期，最大冻土深度1.5m，年总降水量 238732mm，主要集中在七、八、九三个月，占全年降水量的 6070，年蒸发量为 17922155mm，为降水量的四倍多，春旱常年发生。
14、全年多西北风，风速一般为 1015m/s，最大风速 18m/s。1.1.5 地震 根据国家地震区划图，本区按 7 度设防。3 1.1.6 区域经济简况 本区煤炭资源丰富，但经济相对落后。区内居民稀少且居住分散，多聚居在山谷低凹处。当地居民多从事农业生产，牧副业次之，经济发展滞后。矿井建设用三大主材需外购，其它建材可在区内解决或部分从外地调入。1.1.7 水源 矿井水源主要依靠准格尔旗科源水务有限责任公司供水管网供给。矿井水经净化处理后可用于井下消防洒水及地面灌溉，做为补充水源回收利用。1.1.8 电源 矿井供电电源引自唐公塔 110kV 变电站和薛家湾 220kV 变电站，供电距离均为 15k
15、m。1.2 地质特征 1.2.1 地层与构造（一）井田地层 井田内大部被第四系黄土以及风积砂土覆盖，基岩露头很少，仅在井田北部脑包沟、东部脑包沟支沟，井田南部小鱼沟有少量白垩系下统志丹群出露，地层由老至新分述如下：1、石炭系上统太原组（C2t）：是区内主要含煤地层，地表未出露。下部岩性为砂泥岩夹鸡窝状铁矿结核（山西式铁矿）、砂质粘土岩，砂泥岩、泥岩夹粗砂岩。上部为黑色泥岩、砂泥岩、碳质泥岩夹 6上及 6 号煤层，以灰白色粗砂岩（K2）厚 1015m 与中部分界，（K2）是 6 煤组与 8 号煤层主要对比标志。本组厚度 61.77133.93m，平均厚度 96.86m。中部为灰白色粗砂岩、黑色泥
16、岩夹 8、9上、9、10 号煤层，一层厚约 10m 的灰白色粗砂岩夹在 8 与 9上煤层之间，全区分布，是 8号和 9上煤层标准层之一。在 11 号煤层底部有一层厚约 1020m的灰白色 粗砂岩（K1），是底部煤层标志层。北部、西部薄，东部部分被剥蚀。太原组含煤建造，基本可以划分四个旋回，从奥陶系灰岩不整合面之上铁质砂岩开始至（K1）粗砂岩底，由一个完整的由粗细沉积图 1-2-1 柱状图 4 韵律组成。第二旋回为（K1）粗砂岩9上号煤层结束；第三旋回由 9上号煤层顶部粗砂岩开始，到 8 号煤层结束；第四旋回由粗砂岩（K2）6上号煤层顶部砂质泥岩结束（见图 1-2-1）。2、二叠系下统山西组（P
17、1sx）：是区内含煤岩系之一，无可采煤层。由灰白色粗砂岩，砂泥岩、泥岩、含 3、5 号煤层，地层厚度较稳定，厚 53.2672.03m，一 般在 60m 左右，与太原组整合接触。3、二叠系下统中统石盒子组（P1-2sh）：主要由砂泥岩、紫红色砂岩、砂质粘土岩、泥岩及粗砂岩构成。最大厚度 77m，与山西组呈整合接触。4、白垩系下统志丹群（K1z）：由上而下为紫红色砾岩、砂砾岩、砂泥岩互层，厚度不等，不整合于下伏石盒子组之上。在井田北部及东南部较大的沟谷中有明显出露。5、第四系上更新统（Q3）：黄土、轻亚粘土、细粉砂夹钙质结核。全新统（Qh）：地表为风积砂及风成砂土，地质填图未分，矿区钻孔所见厚度
18、最大118m。（二）井田构造 井田总体为北西单倾斜构造，倾角小于 10 度，沿走向呈缓波状起伏，形成宽缓的背向斜构造。井田北部有脑包沟背斜，中部有贺家山向斜，井田南端有窑沟背斜。1、脑包沟背斜：位于井田北部，长约 1.5km，轴向北东 45，褶皱两翼平缓，倾角 13，波幅小于 20m，经钻孔验证为穹隆状构造，已控制并于查明。2、贺家山向斜：位于井田中部 11、10 勘探线之间，轴向北东 50，长约 1.5km。东北端紧密，西南端宽缓，南翼陡，北翼缓，南翼倾角为13。3、窑沟背斜（北西翼）：背斜轴向北东 45，从井田南端通过，影响了井田南部的煤层产状，倾向北西，倾角 1013之间，褶皱已控制查明
19、。地质构造报告表面，本矿区井田地质构造复杂程度属于简单类型。（五）岩浆活动 在井田内施工的所以钻孔中尚未见到火成岩体。1.2.2 煤层（一）含煤性 本区属华北石炭二叠纪煤田。上石炭统太原组和下二叠统山西组为主要含煤地层，井田内含煤共8 层，编号分别为 3、5、6上、6、8、9上、9、10 号煤层，煤层平均总厚度约为27m，煤系地层总厚140.70m，含煤系数 19.4%。5 太原组平均厚度 78.96m，含煤 6 层，含煤系数 33%，分别为 6上、6、8、9上、9、10 号煤层，可采煤层 4 层，为 6、8、9上、9 号煤层；不可采煤层为 6上、10 号 2 层。山西组平均厚 61.74m，
20、煤层平均总厚 0.69m，含煤系数 1%，含煤 2 层，3 号煤层厚度 00.70m，平均厚度 0.38m 属不可采煤层，5 号煤层厚度 0.100.51m，平均0.35m 属不可采煤层。（二）煤层 井田内可采煤层 4 层：即 6、8、9上、9 号，其中 6、9 号为主要可采煤层。1、6 号煤层：太原组顶部，是井田内主要可采煤层，全区可采，厚度 1.7120.80m，平均 15.18m，可采厚度 1.7116.86m，平均 12.78m，属较稳定煤层。煤层结构复杂，含夹矸最多达 21 层，平均 10 层，煤层中夹矸总厚 04.66m，平均 2.23m。夹石岩性为粘土岩、泥岩、砂质粘土岩及炭质泥
21、岩，结构尤以上部最为复杂。顶板多为泥岩、粘土岩，其次为砂岩。底板主要为泥岩，其次为粘土岩、砂岩。2、8 号煤层：位于太原组中上部，主要分布井田西部，大部分可采，煤层厚度03.24m，平均 1.44m，可采厚度 0.802.64m，平均 1.52m，厚度变化大，属不稳定煤层。含夹矸 1 层，平均厚度 0.13m。顶底板岩性均为砂岩、泥岩、粘土岩。距 6号煤层 13.6125.03m，平均 16.88m。3、9上煤层：位于太原组中下部，煤层厚度 1.665.59m，平均 3.61m，可采厚度 1.104.25m，平均 2.84m，矿区内大部可采，井田内全部可采，由于煤层灰分高且变化大，影响了高类型
22、资源储量的圈定，煤层稳定类型确定为较稳定不稳定煤层。煤层结构简单复杂，平均含 4 层夹矸，平均总厚 0.75m。顶底板均为为砂岩、泥岩、粘砂岩。距 8 号煤层 2.4017.67m，平均 10.74m。当 8 号煤层缺失时，与 6 号煤间距为 31.1740.36m，平均 35.38m。4、9 号煤层：位于太原组中下部，全区可采，是主要可采煤层，煤层厚度 1.436.90m，平均 3.54m；可采厚度 1.015.40m，平均 3.26m。煤层结构为简单复杂型，含夹矸 11 层，平均 3 层，单层夹矸最大厚度 1.0m 左右，平均夹矸厚度 0.26m，煤层中夹石平均总厚为 0.66m，岩性为粘
23、土岩、泥岩、碳质泥岩。煤层顶底板岩性为粘土岩、砂岩和泥岩。距 9上煤层间距 0.2419.27m，一般在 7m 左右，属较稳定煤层。1.2.3 煤质（一）物理特性和煤岩特性 1、宏观特性：6 井田内煤呈黑色，条痕为黑棕色，沥青及弱沥青玻璃光泽，裂隙不发育，呈细条带状。井田内 6 号煤层上段以暗淡煤和半暗淡煤为主，煤质较差，中段和下段煤质较好，以亮煤为主夹有少量镜煤，镜煤多以条带状，属半亮型煤。8、9上、9 号煤层以暗煤为主，局部夹亮煤、丝炭、煤岩类型为半暗型暗淡型。2、煤的显微特征 本区煤质特征为丝炭含量高，6 号煤层平均值为 37.6%，8 号煤层平均值 29.0%，9上煤层平均值 33.4
24、%，9 号煤层平均值 29.4%。镜煤最大反射率；各煤层在 0.55440.5833 之间，均属变质阶段，相当于长焰煤。（二）煤的其它物理特性 煤的比重和容重（见表 1-2-1）表 1-2-1 各煤层比重和容重测试结果一览表 煤 层编 号 平均灰分Ad(%)比 重(t/m3)容 重(t/m3)煤 层 编 号 平均灰 Ad(%)比 重(t/m3)容 重(t/m3)6 23.25 1.61 1.36 9 26.80 1.66 1.48 8 29.04 1.69 1.50 9上 30.75 1.72 1.52 根据邻区大样测定，静止角 34.337.5 度，摩擦角 24.330 度，散比重 834.
25、41057.5L/m3，抗压强度（两米落法）为 77.580.1 kg/cm2，可磨性 1.1711.314。（三）煤的化学性质及工艺性能 1、煤灰成分与灰熔融性：本区煤灰的熔融性很高，各煤层均属难熔灰分煤,利于煤的气化和燃烧。煤的灰成分：SiO2 44.3650.10%，Fe2O3 3.487.63%，Al2O3 40.4343.22%，CaO 0.500.92%，MgO 0.280.58%，TiO2 1.391.99%，SO3 0.160.54%。2、含及其它有害元素含量 6 号煤含硫 0.812.08%，平均 1.33%，属低硫煤。8 号煤含硫量 0.772.81%，平均 1.56%，属
26、于中硫煤。9上号煤层为 0.342.30%，平均 1.37%，属于低硫煤。9号煤层变化较大，为 0.302.74%，平均值为 1.08%，属于低硫煤。区内硫份主要以硫化物为主，有机硫次之，仅有微量硫酸盐硫。各煤层中磷含量 0.0100.037%，属于低磷煤，氯含量 0.0080.010%，含量低。砷含量较高，且变化大，6、8、9上及 9 7 号煤层平均值分别为 22.1PPM，30.7PPM，23.5PPM，41PPM，不能用于酿酒或食品业燃烧用煤。3、煤的工艺性能：洗煤后精煤发热量（Qnet,d）稳定，可达 29.27MJ/kg；矿区内主要煤层可磨性系数大于 1，属容易磨碎煤。各煤层经低温干
27、馏试验，原煤含油率（Tq）一般低于 7%，属于含油煤，主要煤层碳与氢的比值均大于 16，表明矿区内煤层不利于液化。煤的气化性能测试表明其粘结性、灰分、灰熔融性，均符合“沸腾层发生炉用煤”的质量要求。热稳定性较好，属于一级。（四）煤的可选性及工业用途 1、可选性评价 普查勘探阶段，对小鱼沟矿区 6、9上及 9 号煤层经多次简易筛分，浮沉试验及23 套大样试验表明：6 号煤层上段厚度 6.62 米，灰分高（38.22%），煤质差、精煤回收率低，当精煤灰分为 10%时，回收率仅 21.9%，精煤灰分为 12%时，回收率可达 30.5%，0.1 值很低，分别为 46.9、48.0，属于极难选煤。6 煤
28、下段厚 11.4m，原煤灰分 24.09%，灰分控制在 10%、12%时，精煤回收率分别为 65.0%（良等），74%（优等），0.1 值分别为 32.6（难选）、19.0（易选）。上述表明，6 号煤层下段当灰分控制在 12%时，属易选，控制在 10%时，属于难选。8 号、9上、9 号煤层属难选至极难选煤。2、煤的工业用途 煤种属于长焰煤。6 号煤为低硫、低磷、中灰、高砷、中热值煤。煤的可选性差，属难选煤。煤的热稳定性和煤对二氧化碳化学反应性都较好，煤灰溶融性较高。灰分、硫分等都可满足“沸腾层发生炉”气化用煤指标。煤炭经粗选后可作为火车、船舶等蒸汽机用煤，原煤可用于火力发电，气化和液化用煤。8
29、、9上、9 号均属富灰煤，低磷、低硫、砷含量高，经可选性试验属极难选煤，可作为火力发电和民用煤。1.2.4 井田水文地质条件（一）地形地貌及气候条件 本区属鄂尔多斯黄土高原，因流水作用的冲蚀，地形变的十分复杂，沟谷纵横交错，沟深壁陡，断面多呈 V 字型、树枝状分布，沟谷中有基岩外露。本井田地形西高东低，海拔标高在 1088m1300m 之间，一般标高 1180m。本区属大陆性气候，冬季严寒而温长，夏季炎热而短暂，寒署变化剧烈，昼夜温差大，气候干燥，蒸发量大，为降水量的四倍多，而降水多集中在七、八、九月，形成集中补给和集中排汇。由于地下水补给主要来源于大气降水，但地表冲沟切割很 8 深，所以不利
30、于地下水富集。（二）含、隔水层特征 1、岩性特征及含（隔）水性：井田位于小鱼沟矿区南部，面积 5.4577km2，井田北部为脑包沟背斜，南部小鱼沟背斜，矿井处于贺家山向斜之中，井田地形标高13001088m，相对高差达 212m。沿北部脑包沟及其支沟、小鱼沟均有泉水溢出，上部地层地下水多以泉水方式排泄。（1）第四系全新统冲洪积层（Qhal+pl）：分布在脑包沟、小鱼沟及其支沟中，以中粗砂、砾为主，厚度不大，水量不丰富，潜水位变化大。（2）上更新统黄土（Q3）：全区分布，厚度达 118m，有少量泉水出露，流量为0.030.1L/s，施工钻探过程中，大多在底部发生严重漏水，为一透水不含水层。（3）
31、志丹群（K1z）：钻孔最大厚度 226m，由砾岩、砂砾岩、粉砂岩及砂质泥岩组成；地表有泉水出露，流量一般在 0.010.1L/s 之间，HCO3Ca 型。根据小鱼沟矿区 ZK14 号抽水孔，该孔水柱高度 4.0m，水位埋深 162.99m，水位标高 1017.43m，因水柱高度不足，未能正式抽水实验。（4）石盒子组（P1-2sh）：出露于小鱼沟中上游，钻孔厚度77m，由砂质泥岩、砂岩、砾岩等组成，在该岩段钻进时严重漏水，未见泉水出露。（5）山西组（P1sx）：地表被覆盖，钻孔中厚度 5372m，由砂岩、泥岩、砂质泥岩、粘土岩夹 15 号煤层组成。井田内 37 号孔属水位观察孔、136 号孔 3
32、8 号孔做了抽水试验，37 号孔水柱高度 14.31m，水位标高 988.10m，136 号孔水柱高度2.55m，水位深度 245.86m，水位标高 993.89m，38 号孔水柱高 0.25m，两孔因水柱高度不足，未能进行抽水试验。地表未见泉水出露，该含水组为 6 号煤层充水含水层。（6）太原组（C2t）：厚度 62.30134.73m，砂岩、泥岩夹 610 煤层，钻孔施工过程中大部分钻孔严重漏水。底部有一层铝土质粘土岩、砂质粘土岩全区发育，是一良好隔水层，该层距 9 煤层 1547m。（7）中下奥陶统（Q1-2）：矿区内有 19 个钻孔揭露或穿过该层，厚度 0.641.55m，岩溶不发育，
33、裂隙多被钙质充填。黄河是迳流矿区东缘唯一地表水体，水位标高 989m，井田内 126 孔孔底标高839.62m，底于黄河 149m，孔内无水位，又无大的断裂与黄河沟通。通过钻探分析，未见黄河水补给井田。通过上述含水层分析，矿区和井田均属于孔隙裂隙岩层为主的水文地质条件简单的矿床，即一类二类一型。9 1.2.5 矿井涌水量预算 在井田外 ZK14 号孔和井田内 38、136 号孔三抽水孔做抽水试验，均因水柱高不足未能正式完成。原报告对矿井涌水量预算采用邻区（窑沟精查区）157 孔抽水资料。该空共计抽了三个试段水；下石盆组、山西组中上部、山西组中下部。下石盆组抽水试验，因抽水时间仅延续 2 小时
34、45 分，其精度较低；山西组中上部的抽水试验仅一次降深，延续时间 12 小时 5 分钟，其精度也较低。故上述两个试段，在计算中未采用，以山西组中下部抽水资料为依据。设计综合考虑了小鱼沟矿区 25.7km2最大涌水量为 202m3/d 以及邻近矿井牛连沟曾发生突水事故，确定矿井正常涌水量按小鱼沟矿区最大涌水量 202m3/d 计算排水设备能力。1.2.6 工程地质 井田绝大部被第四系黄土所覆盖，厚度大，固结性差，基岩仅出露在沟谷之中。矿区和井田内有工程地质孔两个，即 38 号和 112 号钻孔，经岩石物理力学性质试验表明，大部分岩石属半坚硬坚硬岩石，只有煤层、泥岩等抗压强度低于 100kg/cm
35、2。顶底板特征见表 1-2-2。表 1-2-2 顶底板岩石特征 顶、底板 岩石类别 岩 厚 性 质 顶 板 老 顶 黑色炭质岩石 平均厚度 0.3m 加煤线或煤屑 直接顶 风化粘土 平均厚度 3.16m 上部为棕色,下部为黑褐色,主要矿物成分为粘土矿物含大量黑色有机质,岩石松软。底板 炭质泥岩 平均厚度 0.85m 黑色,主要成分为粘土矿物含炭质较高污手阶梯状断口,水平薄层节理发育 井田工地程地质类型属类二型三型，即层状岩类，工程地质条件中等复杂。1.2.7 瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温 1、瓦斯 矿区和井田内瓦斯含量均不高，通过井田北部外围 8 线共 11 个瓦斯样化验，6号煤层瓦斯平均含量
36、0.13ml/g，瓦斯成分 CH4 0.18，CO2 17.94%，N2 87.51%；9号煤层瓦斯含量 0.13 毫升/克燃，瓦斯成分 CH4 0%，CO2 7.2%，N2 91.74%；为二氧化碳氮气带，通过邻井访问从未发生过瓦斯爆炸事故。井田属瓦斯风化区。2、煤尘 通过对矿区 6 号煤层煤尘爆炸样测定，火焰长度300mm，岩粉填加量 30%；9 10 号煤层火焰长度为 100mm，岩粉填加量 50%，区内煤的挥发分较高，具有煤尘爆炸危险性，应加强通风管理，可以避免事故的发生。3、煤的自燃 井田煤种属长焰煤，挥发分含量高，丝炭含量高都是煤的自燃内在因素，经试验表明属“很易自燃煤”，见表 1
37、-2-3。表 1-2-3 煤的燃点试验表 煤层 挥发分 Vad(%)还原样 着火点 氧化样 着火点 To 倾向等级 6 38.06 330 281 49 很易自燃(1)9 38.80 330 284 46 很易自燃(1)据相邻煤矿资料表明，自燃发火期为一年。4、地温 经钻探施工，300m 以内尚未发现高温值，均处于正常地温值中。11 第二章 采区储量及生产能力 2.1 采区尺寸及储量 2.1.1 采区范围 图 2-1-1 采区划分 按照井田内采区划分的基本原则，将井田划分为五个采区，如图 2-1-1 所示。二采区最大走向长度 2236.4m，最小长度 1841.6m；倾斜方向最大长度 1249
38、.2m。煤层最大倾角 10，最小倾角 0，平均倾角 4。S=LHCos 式中，S采区水平面积,km2 L井田平均走向长度,km H井田倾斜长度,km 因此，S=LHCos=（2236.4+1841.6）/21249.2Cos4=2.541 km2 参加储量计算的煤层为 6 号煤层，煤容重取 1.36 t/m3。2.1.2 储量计算 工业储量 Zg 计算公式如下：ZgSMD10-4 12 式中，Zg工业储量，Mt S-面积，Km2 M-煤厚，m D-容重，t/m3 因此，ZgSMD10-4=2.54110612.781.3610-6=44.16Mt 可采储量 Zk=(Zg-P)C 式中，Zk可采
39、储量，Mt Zg工业储量，Mt P-永久煤柱损失，按工业储量 5计算 C-采区采出率，厚煤层按 0.75 计算 因此，Zk=(Zg-P)C=44169575=31.47 Mt 2.2 采区生产能力及服务年限 2.2.1 采区生产能力 根据矿井生产能力及配采的需要，确定 6 煤层的生产能力为 1.2Mt/a。2.2.2 服务年限 采区服务年限可采储量/（年产量备用系数）=31.47/(1.21.4)=18.73（年）13 第三章 采区布置 3.1 采区巷道布置 方案一：巷道布置方式如图 3-1-1 所示。优点：工作面运输、回风巷服务时间短，维护工程量较小，采空区遗失煤炭的自燃发火危险较低，防火防
40、煤炭自燃成本减少。缺点：初期开拓工程量大，投资高。方案二：巷道布置图如图 3-1-2 所示。优点：开拓系统布置与施工难度小，初期开拓工程量小，投资少。工作面推进长度较大，工作面搬家次数减少。缺点：由于工作面推进长度大，准备巷道工程量大，巷道服务年限较长，巷道维护工作量增加，相应的维护成本高。由于工作面服务时间较长，采空区长时间暴露，而本煤层有自燃发火倾向，发火期约为一年，有自燃的危险。工作面直接连着运输大巷，有灾害发生时不宜隔绝。图 3-1-1 采区巷道布置方案一 图 3-1-2 采区巷道布置方案二 综合考虑各种因素，最终选取方案一作为采区巷道布置方案。3.1.1 采区准备巷道布置 按照选取的
41、最优方案，在运输大巷与轨道大巷内接近二采区边界处掘出采区轨道、运输大巷，至采区中央位置是开掘采区运输、轨道上山，并继续掘出区段运输、回风平巷和开切眼，采用综和机械化放顶煤采煤法开采。采区运输上山和采区轨道上山端头出开掘相应的绞车房，采区上部、中部车场和变电所。14 在工作面交替过程中，由于工作面推进长度较大，在布置掘进下一工作面回采巷道时，会有一部分巷道在上一工作面采空区内掘进，此时采用沿空掘巷的技术，提高煤炭资源回收率，但巷道维护工程量相应。沿空掘巷，就是把巷道布置在位于靠采空区一侧的低应力场，便于巷道维护，减少变形量。本设计中采用留小煤柱法，将巷道与采空区通过小煤柱隔离，从而防止采空区的水
42、与有害气体串入巷道，危及安全生产。3.1.2 巷道断面及支护 1 巷道断面 巷道服务年限、岩石性质等因素决定巷道断面形式。本设计中采用拱形断面布置。2 巷道支护方式 由于工作面开采时间较长，巷道支护要求大。阶段运输、回风大巷以及采区运输、轨道上山采用锚喷支护，工作面进回风巷采用 U 型钢抬棚支护方式。这种支护方式具有施工速度快，支护强度高，而且工作面开采结束后支架可回收循环利用。表 3-1-1 二采区巷道一览表 序号 巷道名称 断面形式 支护方式 断面尺寸 巷道 长度（m）巷道 坡度（）净宽（mm）净高（mm）净 面 积（m2）1 阶段运输大巷 拱形 锚喷 4000 3000 10.49 11
43、00 0 2 阶段轨道大巷 拱形 锚喷 4000 3000 10.49 1100 0 3 采区运输上山 拱形 锚喷 3200 2400 6.6 1290 4 4 采区轨道上山 拱形 锚喷 3200 2400 6.6 1290 4 5 区段轨道平巷 拱形 U 型钢 2600 2500 5.6 1100 0 6 区段运输平巷 拱形 U 型钢 2600 2500 5.6 1100 0 7 联络巷 拱形 U 型钢 2600 2500 5.6 20 4 15 3.2 采区设备 表 3-2-1 采区设备配备一览表 序号 设备名称 型号 数量 1 采煤机 XMG-375W 1 2 可弯曲刮板输送机 SGZ7
44、64/400 2 3 转载机 SZZ764/200 1 4 破碎机 PCM764/160 1 5 放顶煤支架 ZF4800/17/28 103 6 过渡支架 ZFG4000/17/30 4 7 端头液压后架 ZFDT11520/17/30 1 8 端头液压前架 ZFDT4700/17/30 1 9 乳化液泵 DRB200/31.5 1 10 泵箱 RX-200/16 2 11 喷雾泵 WPZ320/10 1 12 喷雾泵 WPZ320/6.3 1 13 水泵 BSQ30-15 2 14 设配列车 SCL-4.5 1 15 煤电钻 MSZ-155 6 16 发爆器 BSQ30-15 3 17 单
45、体液压支柱 DZ35 200 18 铰接顶梁 HDJA-1200 40 19 铰接顶梁 HDJA-800 40 20 铰接顶梁 HDJA-600 40 21 型梁 大于 12 号 30 22 慢速绞车 JM-14 2 23 可伸缩胶带 SSJ1000/2200 1 24 轨道顺槽绞车 JD-40 2 3.2.1 主要设备技术参数 1、采煤机 XMG-375W 技术参数 16 总装机功率：2150+75=375KW 电压：1.14KV 截割电机功率 2150KW 最大牵引力：350KN 最大速度 6m/min 采高：1300-3000mm 滚筒直径：1250mm、1400mm、1600mm 截深
46、：0.8m 2、可弯曲刮板输送机 SGZ764/400 技术参数 输送量：800t/h 装机功率：2315KW 卸载方式：端卸式 刮板链速：1.28m/s 3、转载机 SZZ764/200 技术参数 输送量：1000t/h 4、破碎机 PCM764/160 技术参数 破碎能力：2000t/h 最大输入块度：600mm*780mm*长度不限 传动型式：窄 v 带传动 5、放顶煤支架 ZF4800/17/28 技术参数 高度：1700-2800mm 中心距：1500mm 宽度：1430-1600mm 初撑力：3956KN 工作阻力：4800 KN 平均支护强度：0.7Mpa 平均支护低压 1.8
47、Mpa 6、过渡支架 ZFG4000/17/30 技术参数 支撑高度：1700-3000mm 中心距：1500mm 工作阻力：4000 KN 17 支架重量：18.5t 7、端头支架 ZTF6500/19/40 技术参数 型式：支撑掩护式 高度：1.9-4.0m 宽度：1.49-1.66m 中心距：1.75m 初撑力：6157KN 工作阻力 6577 KN 支护强度：0.70Mpa 重量 23.78t 8、单体液压支柱 DZ35 技术参数 额定工作阻力：200 KN 额定工作液压：25.5 Mpa 初撑力：118-157 KN 泵站液压：15-20 Mpa 最大/最小高度：3500/2700m
48、m 适应采高：2.0-3.8m 9、乳化液泵 DRB200/31.5 技术参数 公称压力 31.5 Mpa 公称流量：200L/min 10、泵箱 RX-200/16 技术参数 有效容积：1600L 额定卸载压力：31.5 Mpa 11、可伸缩胶带 SSJ1000/2200 技术参数 输送量：800t/h 带宽：1000mm 带速：2.5m/s 最大输送长度：1000mm 储带长度：50m 18 3.3 采煤工艺 3.3.1 采煤工作面布置 本采区布置一个工作面，采用综合机械化放顶煤采煤法开采。工作面布置如图 3-3-1 所示：图 3-3-1 工作面布置图 3.3.2 综放工作面参数 1、工作
49、面长度确定 对于综采工作面，为了延长工作面服务年限，减少搬家次数，应尽量加大工作面的推进长度，国内其它矿区的综采工作面一般都在 1000m 以上。为了减少初期巷道掘 19 进量及投资，尽量早出煤，矿井长壁综放工作面布置在井田中部的北冀，本采区化分为左右两翼开采，首采工作面走向推进长度为 1100m，工作面长度为 150m。2、工作面割煤与放煤高度 工作面割煤高度除要考虑通风行人运料的要求外，设备投入量和机道上方顶煤和煤壁的稳定性也必须考虑在内。工作面采高越大，煤壁越容易片帮，且较严重；同时支架的初期投入大。但采高增大时，采放比缩小，有利于提高工作面回采率。综合考虑各因素，确定工作面采煤机割煤高
50、度为 2.5m。首采面煤层厚度平均为 12.78m，放顶煤高度 10.28m，因而采放比约为 1:4。3、采煤机截深与放煤步距 根据矿井年产量 120 万 t 目标，按照当前国内综放工作面生产水平，该目标较容易实现。当前高产高效矿井工作面截深一般为 0.8m1.2m，本矿井采煤机截深取为0.8m。当采煤机截深为 0.8m 时，采用 1 刀 1 放或 2 刀 1 放循环作业方式较为合理；根据厚煤层放顶煤开采实践，在顶煤较厚的情况下采用 1 刀 1 放平行作业方式，即放煤步距与截深一致。所以本次设计选取放煤布步距为 0.8m。4、工作面长度及日循环数 本矿井属改造新建的矿井，为确保综放工作面设备配