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1、 贵州大学课程设计 课程设计课程名称： 学 院： 矿业学院 专 业： 采矿工程 姓 名： 学 号： 年 级： 任课教师： 年 月 日目 录第一章 采区地质特征41 采区概况41.1.1采区位置41.1.2采区境界41.1.3 与邻近采区的关系41.1.4 与地面关系41.1.5 采区内煤层厚度与煤系产状42 地质情况及可采煤层情况61.2.1 地质情况61.2.2 煤层81.2.3矿井水文地质条件91.2.4 瓦斯91.2.5 煤的自燃倾向性93 采区储量：（列表）9第二章 采区生产能力及服务年限101 采区生产能力的确定102.1.1采区生产能力102 采区服务年限102.2.1采区服务年限
2、10第三章 采煤方法选择及采区参数选择计算101 采煤方法选择103.1.1采煤方法选择102 采区（或盘区、分区）参数选择计算113.2.1采区斜长及走向长113.2.2回采工作面长度、形式113.2.3 煤柱尺寸113.2.4区段斜长和数目123.2.5 采区通风方式12第四章 采区巷道布置121 采区巷道布置方案的选择124.1.1 采区上（下）山的位置、数目和用途，采区联合形式124.1.2区段平巷的布置方式134.1.3煤层间联系方式134.1.4采区车场型式134.1.5 方案比较选取134.1.6 方案技术比较表134.1.7经济比较172 采区生产系统综述254.2.1 运煤系
3、统254.2.2 运料及排矸系统264.2.3 通风系统264.2.4 排水系统263 采区回采工作面配备和生产能力验算264.3.1回采工作面产量264.3.2 采区内同时回采工作面数目264.3.3 备用回采面及掘进头设置274.3.4 采区生产能力验算274 开采顺序274.4.1开采顺序275 采区准备工作及组织274.5.1 采区巷道274.5.2 采区巷道断面图284.5.3 回采工作面接续安排34第五章 回采工艺341 设计回采工作面概况345.1.1 设计回采工作面概况342 回采工艺的确定365.2.1 回采工艺的确定363 循环方式、作业形式的选择及循环图表的编制395.3
4、.2 工作面技术经济指标表405.3.2 综采工作面作业循环表41第六章 采区设计概算及工作面成本计算411 采区概算416.1.1 巷道工程概算416.1.2 运输及机电设备概算426.1.3 采区总概算442 工作面直接成本446.2.1 工作面直接成本443 采区主要技术经济指示表456.3.1 采区主要技术经济指标45参考文献46附录46总 结4739 贵州大学课程设计 贵州大学课程设计 第一章 采区地质特征1 采区概况1.1.1采区位置 该采区位于贵州省盘县南部，响水镇、大山镇及忠义乡境内，地理座标为：东经10433231044210，北纬252439253228。本采区为响水井田河
5、西矿井的第二采区，本采区位于主副斜井东翼，为主副斜井向东翼开采的首个采区。采区大巷标高为+1000。1.1.2采区境界 开采范围是西面以井口井筒为边界，北面以3号煤层露头线为边界，南以+1000标高为界，东以图中所给的采区边界线为界。1.1.3 与邻近采区的关系 本采区的井巷布置是主副斜井向东翼煤层开采的首个采区的两条大巷的基础上进行巷道网络的布置。根据各种地质因素和矿井开采技术原因，把这个井田划分成三个采区，其中东一拥有独立的一套开拓系统，与东二和东三采区没有联系；东二采区和东三采区共用两条大巷作为运输和轨道通向主斜井和副斜井，轨道大巷和运输大巷连通到东三采区的开采范围。东二采区和东三采区分
6、别独立通风，其通风互不影响。1.1.4 与地面关系 地貌属构造剥蚀地貌，发育单面山。含煤地层与其上覆飞仙关组、下伏峨眉山玄武岩组构成宽缓的单斜谷，其走向与地层走向基本一致。单斜谷前、后两坡冲沟均较发育。局部地段发育滑坡、崩塌及剥落等坡地重力地貌；地形平缓开阔地带属溶蚀构造为主的岩溶地貌，常见溶蚀洼地、漏斗、溶洞及落水洞等岩溶形态。整个井田地貌形态为中部高两翼低的展布形态。1.1.5 采区内煤层厚度与煤系产状 采区内煤岩为单斜构造，地层倾角平均15,赋存较稳定，区内可采煤层4层，自上而下分别为3、5-2、17-1、19号煤层，煤层赋存特征见下表。含煤地层为二迭系宣威组煤系地层，煤岩类型为半亮-半
7、暗型，各煤层为中灰低中硫高发热量焦煤或气肥煤，采区内断层落差小于5m。 3号煤层位于龙潭组上段顶部。是井田内唯一稳定煤层，井田内无不可采点，煤层采用厚度变化不大，呈由西向东逐渐变薄趋势，规律性明显。含夹石05层，煤层上部的一层夹石较稳定，单层厚度0.150.50m，岩性为高岭石泥岩；下部夹石不稳定，单层厚度0.050.60m，岩性为泥岩。顶板岩性由西向东作有规律的渐变，西部为煤系地层灰绿色粉砂岩、细砂岩或粉砂质泥岩；东部则逐渐变为飞仙关组下段灰绿色粉砂质泥岩，底部局部地段为厚0.11.3m泥质灰岩；底板岩性按10m统计，顶部0.4m左右为含根泥岩，其下为粉砂岩或泥质粉砂岩。 5-2号煤层位于龙
8、潭组上段中部。煤层采用厚度有一定变化，但规律性明显，由西向东逐渐增厚。井田内共见6个不可采点。偶含一层夹石。顶板岩性：厚度1540m范围内，岩性以泥质粉砂岩、粉砂岩为主，局部粉砂质泥岩夹煤层。底板岩性：西部多为粉砂岩或泥质粉砂岩，东部多为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。 （3）17-1号煤层位于龙潭组中段上部，煤层采用厚度变化较大，局部有突然增厚或变薄现象。井田范围内见2个零点区，另见4个零星不可采区，见4个特厚异常区。总体以井田中部厚度较大，向东及向西厚度逐渐变小。顶板岩性：按厚度15m统计，上部为泥质粉砂岩及粉砂质泥岩，顶部0.100.94m为含根泥岩或粉砂质泥岩。底板岩性：以18号煤层顶界为统计
9、值，厚度一般8m，多为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。顶部0.100.94m为含根泥岩或粉砂质泥岩。（4）19号煤层位于龙潭组中段中部，煤层采用厚度有一定变化，井田东部煤厚较大，厚度大于3.5m的厚煤带主要分布在该区域。井田范围内未见不可采点。含夹石04层。夹石一般位于煤层下部。顶板岩性：以18号煤层底界为统计值，厚度一般10m，上部为泥质粉砂岩及粉砂质泥岩；下部为粉砂岩或泥质粉砂岩，局部粉砂质泥岩。底板岩性：与20号煤层合并时，以5m统计，主要为含根泥岩、粉砂质泥岩，局部粉砂岩、泥质粉砂岩；与20号煤层分岔时，见20号煤层顶板。 煤 层 特 征 表 煤 层 编 号全层厚度（m）采用厚度（m）夹石层数
10、对 比程 度可 采程 度稳 定程 度煤层间距（m）极值均值极值均值极值均值极 值一般31.676.043.141.435.372.67052可靠全区稳定26.058.040.05-20.363.791.700.363.171.62010可靠基本全区较稳定13.030.025.05-30.141.751.130.361.751.110301可靠不可采不稳定6.518.012.5704.061.0203.330.99（1.14）0301可靠不可采不稳定6.522.512.0902.320.8702.320.83（1.02）0301可靠不可采不稳定7.026.015.012-104.471.1203
11、.401.010512可靠不可采不稳定8.033.017.017-1017.93.12017.262.930502可靠基本全区较稳定8.036.020.0190.4710.163.730.479.283.380402可靠全区较稳定2 地质情况及可采煤层情况1.2.1 地质情况 盘县煤田的区域地层，自下而上赋存有：泥盆系（D）、石炭系（C）、二叠系（P）、三叠系（T）、下第三系（E）和第四系（Q）地层。井田位于盘南背斜南东翼西端。地层走向自西向东为N30ENEN80EN60E，倾向南，基本为一单斜构造。西部收敛、东部撒开、向北凸出的弧形。构造行迹以断裂为主，发育NNE和NWW向两组断裂。其中，F
12、7断层与F25F6断层之间的三角地带，断层稀少且对煤系地层影响不大。F25F6断层以西，特别是F25F6断层上盘、F11至F12之间，断层发育。井田内断层发育具有以下规律： 井田内断层以北西西向为主，北北东向次之。 从平面分布看，北西西向断层主要集中在井田中部，北北东向断层分布于井田西部及东部。前者对煤系地层的切割破坏较小，但在断层发育部位，地质构造条件都相对复杂。后者对煤系地层的切割破坏较大。 本井田的构造面貌与燕山运动有关，北北东向断层与盘南背斜轴向基本一致，说明是在燕山运动过程中形成的张扭性断层。北西西向断层为后期顺时针扭动形成的压扭性断层，不难看出后期顺时针扭动构造是对煤层后期改造起主
13、导作用的构造。就本井田而言，则是构造应力相对集中部位，属于忠义压扭性构造的收敛端。煤层的形变和断裂破坏都较其它地段为甚。 井田地层特征表 地 层 系 统厚 度(m)主 要 岩 性 及 特 征系统组段最小最大平均第四系（Q）015为残积、坡积、洪积及冲积物，岩性为砂土、粘土及砾石组成，分布零星三叠系（T）下统(T1)永宁镇组（T1yn）第二段160为黄色、暗黄绿色泥岩，粉砂质泥岩夹暗紫色砂岩，灰色白云质灰岩第一段281上部第二亚段为灰色微晶至隐晶白云质灰岩，平均厚221m。下部第一亚段为灰紫色、灰色泥质灰岩，薄至中厚层状，厚4085m，一般60m飞仙关组（T1f）上段289406410俗称紫色层
14、，自下而上分为三个亚段，第一亚段为紫红色泥岩、粉砂岩，厚度97190m，一般150m；第二亚段以暗紫及紫色粉砂岩、泥岩为主，夹细砂岩，厚度152280m，一般210m；第三亚段厚度3580m，一般50m。下部20m左右为紫红色泥岩、粉砂质泥岩，上部以灰紫色泥质粉砂岩、粉砂岩为主下段93140115上部为灰绿色夹紫色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及粉砂质泥岩。下部为灰绿色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩。二叠系（P）上统（P2）龙潭组（P2l）上段7311996由北西向南东逐渐增厚，岩性主要为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层中段102150120西南及东南部厚度较大，岩性主要为粉砂岩
15、、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层下段岩性主要为粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层峨眉山玄武岩组 （P2）第三段106185150深灰色、紫色、暗绿色火山角砾岩，偶夹玄武岩第二段283835浅灰色、灰绿色泥质粉砂岩、粉砂岩、泥岩第一段426245灰绿色拉斑玄武岩及玄武岩，致密块状，坚硬下统（P1）茅口组（P1m）400500出露于井田北部外围，主要为浅灰色、灰色厚层灰岩，含白云质团块或白云岩。 根据构造复杂程度，可将本井田分出如下三个复杂块段：F3与F14断层所夹的三角形地带、F11与F12断层之间、F25F6断层上盘。根据含煤地层产状变化及断层、褶曲的发育情况，井田
16、的构造复杂程度属“二类中等”构造。 区域构造：盘江矿区大地构造位置处于六盘水断陷、普安旋扭构造变形区黔西南涡轮构造带上的盘南背斜与下甘河断裂之间，属盘南背斜南东翼西端。区域构造特征表明，井田内构造面貌主要与燕山运动有关。在燕山运动过程中，出现南北向的正反两次直扭构造运动的复合叠加，后期顺时针直扭运动可能为燕山运动中、晚期产物。所以盘南背斜是在先期反时针直扭运动形成的北东向构造行迹的背景上又叠加了顺时针直扭运动。盘南背斜属不对称的复式背斜，轴向N60E，呈一反“S”型褶曲。因此，使盘南背斜南部西端形成一系列向南西收敛的向、背斜褶皱和扭性断裂组成的一个小型压扭性帚状构造，称忠义压扭性帚状构造和马依
17、张扭性帚状构造。忠义压扭性帚状构造向南端雨谷收敛，向北端马依撒开，其旋涡中心在保田向斜的中心部位。 1.2.2 煤层 （一）3号煤层位于龙潭组上段顶部。是井田内唯一稳定煤层，井田内无不可采点，煤层采用厚度变化不大，呈由西向东逐渐变薄趋势，规律性明显。含夹石05层，煤层上部的一层夹石较稳定，单层厚度0.150.50m，岩性为高岭石泥岩；下部夹石不稳定，单层厚度0.050.60m，岩性为泥岩。顶板岩性由西向东作有规律的渐变，西部为煤系地层灰绿色粉砂岩、细砂岩或粉砂质泥岩；东部则逐渐变为飞仙关组下段灰绿色粉砂质泥岩，底部局部地段为厚0.11.3m泥质灰岩；底板岩性按10m统计，顶部0.4m左右为含根
18、泥岩，其下为粉砂岩或泥质粉砂岩。 （二）5-2号煤层位于龙潭组上段中部。煤层采用厚度有一定变化，但规律性明显，由西向东逐渐增厚。井田内共见6个不可采点。偶含一层夹石。顶板岩性：厚度1540m范围内，岩性以泥质粉砂岩、粉砂岩为主，局部粉砂质泥岩夹煤层。底板岩性：西部多为粉砂岩或泥质粉砂岩，东部多为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。 （三）17-1号煤层位于龙潭组中段上部，煤层采用厚度变化较大，局部有突然增厚或变薄现象。井田范围内见2个零点区，另见4个零星不可采区，见4个特厚异常区。总体以井田中部厚度较大，向东及向西厚度逐渐变小。顶板岩性：按厚度15m统计，上部为泥质粉砂岩及粉砂质泥岩，顶部0.100.94
19、m为含根泥岩或粉砂质泥岩。底板岩性：以18号煤层顶界为统计值，厚度一般8m，多为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。顶部0.100.94m为含根泥岩或粉砂质泥岩。 （四）19号煤层位于龙潭组中段中部，煤层采用厚度有一定变化，井田东部煤厚较大，厚度大于3.5m的厚煤带主要分布在该区域。井田范围内未见不可采点。含夹石04层。夹石一般位于煤层下部。顶板岩性：以18号煤层底界为统计值，厚度一般10m，上部为泥质粉砂岩及粉砂质泥岩；下部为粉砂岩或泥质粉砂岩，局部粉砂质泥岩。底板岩性：与20号煤层合并时，以5m统计，主要为含根泥岩、粉砂质泥岩，局部粉砂岩、泥质粉砂岩；与20号煤层分岔时，见20号煤层顶板。 1.2.3
20、矿井水文地质条件 根据地层岩性，大体可分为可溶岩和非可溶岩两大类，栖霞组、茅口组、永宁镇组、关岭组属可溶岩类，岩溶发育，富水性强，补给、迳流、排泄条件良好，是地下水的活跃层位；峨眉山玄武岩组、二叠系龙潭组、三叠系飞仙关组属非可溶岩类，含裂隙水，但充水空间不发育，无明显含水层，根据以往勘探成果和生产矿井实践验证，与矿井开发有关的岩层既是煤矿床充水的弱含水层段，又是茅口组、永宁镇组灰岩岩溶水的隔水层段。一般矿井属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件简单，局部中等偏简单。 采区内水文地质条件中等，无大的涌水水源，地层无强含水层，井下水主要是由于地层裂隙渗透的地表水，因此工作面有少量的
21、裂隙渗水和滴水，对生产有一定影响，但工作面淋水对采面回采不构成威胁，断层透水性较弱。正常涌水量为150m3/h，最大涌水量为650m3/h。1.2.4 瓦斯 井田内主采煤层的瓦斯含量（含重烃）7.4221.35ml/gr，平均13.02 ml/gr。 瓦斯含量由上部向下部煤层增大，瓦斯梯度：煤层埋藏深度每增加28.05m，其瓦斯含量增加1ml/gr；瓦斯增长率：煤层埋藏深度每增加100m，瓦斯含量增加3.56ml/gr。 瓦斯含量的变化规律为不同煤层随埋藏深度的增加瓦斯含量增加，主要在浅部至中深部规律较为明显。同一煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系较为明显，瓦斯含量的等值线与底板等高线的走势基本一致
22、，即由浅入深瓦斯含量增大。1.2.5 煤的自燃倾向性 设计主要可采煤层3、5-2、17-1、19四层，其中：3、5-2、17-1为不自燃煤层，19煤层为不易自燃煤层。3 采区储量：（列表）采区储量计算表煤层编号投影面积（m2）倾角（度）实际面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）煤层采区回采率（%）可采储量（t）备注31138728.8111161968.1632.671.44343436.994802583364.694可采5-21138728.8111161968.1631.621.42635343.794801567434.758可采17-11138728.811116196
23、8.1632.931.44766393.406802834928.298可采191138728.8111161968.1633.381.45498433.349803270326.842可采合计4647872.65310.617243607.5410256054.59注：这里所列表格为参考格式，设计说明书内正式表格应按此表格式以一页篇幅绘列。第二章 采区生产能力及服务年限1 采区生产能力的确定2.1.1采区生产能力按煤矿设计规范有关规定工作制度，充分结合本矿井的实际情况，本矿设计属于中型矿井，所以确定矿井的年工作日为330天；采用四班作业，即是“三班半采煤、半班准备”，每个班每天的工作时间为六
24、小时。每天净提升时间为16h。由于一个矿井的设计生产能力决定于储量、开采条件、技术装备水平和安全生产条件等诸多因素，所以，不可能在设计之初就能确定一个矿井的合理的井型和服务年限。然而一个矿井的开拓系统和采煤方法与井型的大小及服务年限的长短又有密切的关系。所以在设计之初应用本章第一节所计算出的“工业储量”以及煤炭工业矿井设计规范有关井型及服务年限的规定，初算矿井的生产能力和服务年限，初算结果作为设计的开拓系统和采煤方法的参考。响水该采区工业储量为1724.04万吨，由于本矿地质条件较为简单，煤层较稳定，煤层厚度在1.623.38m之间，开采相对容易，所以初步假设矿井的年生产能力为120万吨。 2
25、 采区服务年限2.2.1采区服务年限 为了保证采区均衡生产，采取服务年限应在35年以上比较合理。本采区服务年限是 采区工业储量为17243607.54t,该采区的生产能力为120万t/a,由此可以确定该采区的服务年限为11.5年。第三章 采煤方法选择及采区参数选择计算1 采煤方法选择3.1.1采煤方法选择采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。 A.采煤系统采用单一走向长壁式采煤法。采区
26、内煤岩为单斜构造，地层倾角平均11,赋存较稳定，区内可采煤层4层，自上而下分别为3、5-2、17-1、19号煤层。在国内采煤方法基本都是壁式采煤法。根据煤层厚度分类的不同分为，厚煤层多用分层开采，或放顶煤整层开采；薄及中厚煤层基本采用单一长壁式采煤法，又分为走向长壁和倾斜长壁煤法。由于走向长壁式采煤法在技术和设备上已经很成熟，加之本矿煤层厚度基本都属于中厚煤层，其煤层倾角为缓倾斜煤层，因此，本采区采用单一走向长壁式采煤法。B.采煤工艺为综合机械化采煤 根据该矿山企业的经济水平和技术条件。以及瓦斯情况： 井田内主采煤层的瓦斯含（含重烃）7.4221.35ml/gr，平均13.02 ml/gr。可
27、知该矿井瓦斯浓度较高，根据国家政策及煤矿安全规程要求。因此本矿采用综合机械化采煤。2 采区（或盘区、分区）参数选择计算3.2.1采区斜长及走向长 由于本矿井采煤工艺采用综采，年产量为120万t/a，根据煤层赋存条件和采矿设计手册及设计规范规定为了保证采区均衡生产，采取服务年限应在35年以上比较合理；采区走向长度单翼开采在1000米以上，双翼开采在2000米以上。因为各种条件的限制，所以采区走向长度为1544米；倾斜长度为944米。3.2.2回采工作面长度、形式 本矿是120万t/a的大型综采矿井，整个矿井用23个采区保产；运输设备采用连续运输的胶带机，参考采矿设计手册，及采区斜长等综合因素考虑
28、，工作面设计长度为180米，倾向布置走向推进。3.2.3 煤柱尺寸按该采区地质状况及参阅采矿设计手册及设计规范以及采区地质条件等因素决定，以采区回风上山、轨道上山和运输上山为中心，采区北面风氧化带留设煤柱为30m；东面、西面，南面是采区边界，考虑到采区采动影像，故留15m的边界煤柱。区段之间不留煤柱，上区段运输顺槽作下区段回风顺槽使用。3.2.4区段斜长和数目 采区为走向长壁采煤法，采区工作面长度为180米，区段平巷净宽为5米，区段之间不留煤柱，沿空留巷，开采下区段时上区段运输平巷作为下区段回风平巷。区段斜长为183米。根据采区边界状况，以轨道上山为中心，采区分为4个区段。左翼右翼分别布置两个
29、综采工作面，其余剩下煤体用炮采工艺回收。3.2.5 采区通风方式 由井田地质状况，煤层赋存状况，该矿井矿井通风方式为分区抽出式，各采区独立风井回风。第四章 采区巷道布置1 采区巷道布置方案的选择4.1.1 采区上（下）山的位置、数目和用途，采区联合形式 大巷位于19号煤层底板20m，为轨道大巷、运输大巷公开布置，运输大巷采用DTL1000/2250型皮带输送机运输煤炭，轨道大巷采用XK8-9/120-1A井下特殊防爆蓄电池电机车牵引3t固定式矿车辅助运输。 方案一： 采区上山：采区上山离主副斜井738米，大巷通过764m主石门连通三条上山，上山位于3号煤层底板下部22米处，位于5-2号煤层顶板
30、10米处。平面位置为整个采区的中间。 采区采用3号煤层布置的准备方式。在采区中部布置3条采区上山，从西向东依次为：回风上山、轨道上山和运输上山。 回风上山：布置在采区的最西侧，作为采区的专用回风上山。斜长955m，倾角11；斜巷层位位于5-2号煤顶板，下距5-2号煤顶板间距10m左右。回风上山下部与+1000大巷石门相通，采区回风经两大巷至采区回风上山，至地面风井。回风上山通过各区段回风石门与各区段岩石轨道巷相通。 轨道上山：位于回风上山东侧，与回风上山平行布置间距30m。设计安装提升绞车，作为采区的辅助运输、排水用。上山斜长960m，倾角11。层位位于5-2煤顶板，与5-2煤间距为10m，轨
31、道上山通过采区车场与大巷石门相通，通过各区段轨道石门与各区段岩石轨道巷相通。 运输上山：位于轨道上山东侧，与其他两条上山平行布置，间距轨道上山30m，上山设计安装胶带运输机，作为采区的主运输和辅助进风用。斜长858m，倾角11。为便于皮带机的安装，采区下部位设计40m的平巷起坡。上山层位位于5-2煤顶板，下距5-2煤底板间距为10m，上山上部与轨道上山相通。下部由采区煤层连通运输石门，有绕道连通轨道石门。 方案二： 采区上山：采区上山离主副斜井650米，大巷通过98m主石门连通三条上山，上山位于19号煤层底板下部22米处，平面位置为整个采区的中间。 采区采用3、5-2、11-7、19号煤层联合
32、布置的准备方式。在采区中部布置3条采区上山，从西向东依次为：运输上山、轨道上山和回风上山。 回风上山：布置在采区的最东侧，作为采区的专用回风上山。斜长1020m，倾角11；斜巷层位位于19号煤底板，上距19号煤顶板间距22m左右。回风上山下部与+1000大巷石门相通，采区回风经两大巷至采区回风上山，至地面风井。回风上山通过各区段回风石门与各区段岩石轨道巷相通。 轨道上山：位于回风上山西侧，与回风上山平行布置间距30m。设计安装提升绞车，作为采区的辅助运输、排水用。上山斜长1029m，倾角11。层位位于19号煤底板，与19煤间距为22m，轨道上山通过采区车场与大巷石门相通，通过各区段轨道石门与各
33、区段岩石轨道巷相通。 运输上山：位于轨道上山西侧，与其他两条上山平行布置，间距轨道上山30m，上山设计安装胶带运输机，作为采区的主运输和辅助进风用。斜长937m，倾角11。为便于皮带机的安装，采区下部位设计30m的平巷起坡。上山层位位于19煤底板，上距19号煤底板间距为22m，上山上部与轨道上山相通。下部由采区煤层连通运输石门，有绕道连通轨道石门。4.1.2区段平巷的布置方式 方案一： 首采面回风顺槽和运输顺槽沿煤层布置，区段斜长为183m，回风顺槽通过108m回风石门与回风上山连通，运输顺槽通过113m运输石门和轨道上山与运输上山连通，两个掘进头通过石门与三条上山连通，运输石门设置溜煤眼与运
34、输上山相接。四条区段石门只为3号煤层服务。 方案二： 首采面回风顺槽和运输顺槽沿煤层布置，区段斜长为186m，回风顺槽通过928m回风石门与回风上山连通，运输顺槽通过929m运输石门和轨道上山与运输上山连通，两个掘进头通过石门与三条上山连通，运输石门设置溜煤眼与运输上山相接。四条区段石门初期为3号煤层服务。后期兼职做5-2、11-7、19号煤层的区段石门。4.1.3煤层间联系方式 方案一：3号煤层开采完毕后，由其他开采煤层掘进区段石门连通采区三条上山。 方案二：3号、5-2号、11-7号、19号煤层通过首采掘进的区段石门连通三条上山。同时联系其他煤层。4.1.4采区车场型式 两种方案采区都只设
35、下部车场，其形式为绕道装车式，绕道为顶板绕道形式。4.1.5 方案比较选取 （1）技术比较 方案一 优点：上山布置在3号煤层底板及5-2号煤层顶板，相比于另一个方案，该方案上山所受的采动地压较小，上山支护较另一方案容易。通风线路短，阻力小，可以选用小功率的局部通风机用于掘进；排水线路较短，也不需要大功率的电机和水泵，减少设备的投资费用。且首采3号煤层运输距离与方案二相比，要短很多，有利于初期投产和回收效益。缺点：相比较于另一个方案，本方案在后期的生产经营巷道管理要复杂，需要从其他煤层重新开设运输回风石门，通风系统较复杂，风量调节较困难。 方案二 优点：上山布置在最底部煤层19号煤层的底板，相比
36、于方案一，该方案后期工程量较小，首采层采完后其他煤层可公用区段石门。缺点：相比较于方案一，本方案在前期投资较多，通风和排水费用较高。 4.1.6 方案技术比较表方 案优 点缺 点 方案一（上山布置在3号煤层底板5-2号煤层顶板）1、施工相对容易，投产快， 初期投资少；2、系统简单，费用低；3、首采煤层煤炭运输方便，运输距离小。4、巷道工程量少；5、排水和通风线路短，无需大功率的设备，所以排水和通风的费用也较低。 1、 后期工程量大，后期投资费用高2、 3号煤层采完后需要重新掘进其他煤层的区段石门。方案二（上山布置在19号煤层底板）1、 后期工程量小，后期投资小。2、几个煤层可以共用区段石门，无
37、需重新掘进。1、 施工相对困难，投产较慢， 初期投资大，建井工期长；2、初期采区通风路线长，阻力大；4、巷道工程量大；5、上山相对一方案更容易受采动影响。 由技术比较分析两个方案，两个方案在技术上均可行，通过技术比较，不能确定孰优孰劣，所以对方案一和方案二进行经济比较。 4.1.7经济比较方案一井巷工程费用表顺序工程项目断面（米2）长度（米）数量（米）总工程量（米）掘进单价（元/米）掘进费用（元）1采区回风上山20955195520000191000002采区轨道上山20960196020000192000003采区运输上山20858185820000171600004采区总石门2076417
38、6420000152800005区段平巷195452109010000109000006区段运输石门1911311132000022600007区段回风石门1910811082000021600008工作面切眼1918311831000018300009瓦斯抽放巷10150621506100001506000010采区煤仓17301301000030000011采区车场20841841000084000012其他硐室501501000050000013小计104590000 方案二井巷工程费用表顺序工程项目断面（米2）长度（米）数量（米）总工程量（米）掘进单价（元/米）掘进费用（元）1采区回风
39、上山2010201102020000204000002采区轨道上山2010291102920000205800003采区运输上山20937193720000187400004采区总石门20981982000019600005瓦斯抽放巷石门107662153210000153200006区段平巷195222104410000104400007区段运输石门19929192920000185800008区段回风石门19928192820000185600009瓦斯抽放巷10150621506100001506000010工作面切眼19186118610000186000011采区煤仓17301301
40、000030000012采区车场20881881000088000013其他硐室501501000050000014小计143180000 顺序工程项目断面（米2）长度（米）数量（条）维护年限（年）维护总工程量（年、米）维护单价（元/年、米）维护费用（万元）1采区回风上山20955112114604349.2782采区轨道上山20960112115204349.5363采区运输上山20858112102964344.27285采区运输总石门2076411291684339.42246瓦斯抽放巷1015062460242024.0967区段平巷195452443608034.888区段运输石门1911314452562.53129区段回风石门1910814432562.419210采区煤仓1730112360431.54811采区车场20881121056434.540812其他硐室5019450431.93513小计254.4594方案一巷道维护费用表方案二巷道维护费用表顺序工程项目断面（米2）长度（米）数量（条）维护年限（年）维护总工程量（年、米）维护单价（元/年、米）维护费用（万元）1采区回风上山201020112122404352.6322采区轨道上山201029112123484353.09643采