《固体矿床地下开采》课程设计说明书.doc

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1、 固体矿床地下开采课程设计说明书绪论设计目的:在前面的几年里我们学完地质学基础、矿山测量爆破及井巷工程、矿山压力及其控制、固体矿床地下开采和矿井通风等专业课程之后，通过此课程设计，巩固和扩大我们所学理论知识并使之系统化，培养运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高计算、识图绘图、查阅资料的基本能力，为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。设计题目:四川达竹煤电集团铁山南煤矿-112采区设计；设计参数：1、采区生产能力：60万吨/a2、设计标高：-100+100 3、可采煤层参数煤层编号倾角（）最小厚度（m）最大厚度（m）平均厚度（m）K213137（35）4.15.35.0K2

2、23137（35）2.43.02.84、两煤层间距：25.0m；5、矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井；6、回采工艺设计煤层：K22。设计资料：除以上给定的参数外，其余地质资料以实习矿井资料为准。设计依据：本设计以达竹煤电集团铁山南煤矿勘察的地质资料为基础，结合我们所学的地质学基础、矿山测量爆破及井巷工程、矿山压力及其控制、固体矿床地下开采和矿井通风等专业课程知识，以及采矿工程设计手册(2003年版)等资料为依据，进行采区设计。第一章 采区地质特征、储量及服务年限第一节 采区的地质特征1.矿井基本情况：主要井筒位置、功能：铁山南井田开拓方式为主平峒暗斜井联合布置，主平硐井筒贯穿铁山背斜东西翼煤层群。延深

3、水平是通过主、副暗斜井和回风斜井井筒形成行人、通风、运输等系统。矿井分东翼、西翼。东翼井筒包括+300主平峒和桐子湾平硐、+100主副暗斜井、-100主副暗斜井、广山河回风井等；西翼井筒包括主平峒、+300水平主副暗斜井、0水平主暗斜井、与大兴厂风机房相连的回风井（名称不详）等。生产水平运输大巷、回风大巷设置情况：每个水平有独立的进风大巷和回风大巷，其大巷均布置在煤层底板25m的稳定岩层中。矿井东翼：运输大巷包括-100水平南大巷和-100水平北大巷， 回风大巷包括+300水平北回风大巷；矿井西翼：运输大巷包括0水平大巷，回风大巷包括+300水平回风大巷矿井主要生产系统：提升系统：矿井提升系统

4、分东翼、西翼提升系统。东翼提升系统现为两级绞车提升系统和胶带输送机运煤系统。一级绞车提升系统为东翼+100m水平至东翼+300m水平。二级绞车提升系统为东翼-100m水平至东翼+100m水平。东翼胶带输送机运煤系统为东翼-100m水平至东翼+300m水平。西翼提升系统现为一级绞车提升系统。+300m水平延伸主暗斜井采用2JK2/30型绞车、22kg/m钢轨、600mm轨距、1t“U”型矿车，双钩串车提升，承担西翼+300m水平以下的原煤、矸石及材料提升任务。排水系统：矿井的排水系统分东翼、西翼排水系统。东翼排水系统分两级排水。一级排水为东翼-100m水平至+100m水平，正常涌水量2235m3

5、/d，最大涌水量3924m3/d。二级排水为东翼+100m水平至+300m水平，矿井正常涌水量为3900m3/d，最大涌水量为6885m3/d。东翼+100m水平和-100m水平设有水泵房，东翼+100m水平有主、副两个水仓，每个水仓容积为1500m，东翼-100m水平有主、副两个水仓，每个水仓容积2415 m。西翼排水系统分一级排水，西翼 0m水平矿井正常涌水量为682m3/d，最大涌水量为1996m3/d。西翼 0m水平设有水泵房，西翼 0水平有主、副两个水仓，每个水仓容积1400米3。西翼+300m水平采取水沟自然排水。供电系统：矿井供电为双回路供电。矿井电源来自达竹煤电（集团）公司渡市

6、选煤发电厂。电压等级10kV，供电线路长0.48km，其供电线路采用电力电缆，型号为YJLV22-3*120mm2，引至地面变电所。矿井主变采用两台S9-2500/10/6kV变压器2台,1台工作1台备用,工作变压器供井下生产用电。矿井主扇通风机以10KV架空线路供电。 矿井井下以6kV电压等级线路分别向东翼、西翼井下中央变电所供电。分别有两回供电线路。东翼采用YJV22-ZR-95交联电缆双回路供至该翼各水平井下中央变电所，井下中央变电所分别以6kV电压等级线路供采区变电所，采区变电所以660V电压等级向各采掘工作面供电。西翼采用YJV22-ZR-50交联电缆双回路供至该翼各水平井下中央变电

7、所。井下中央变电所分别以6kV电压等级线路供采区变电所，采区变电所以660V电压等级向各采掘工作面供电。井下局部通风机采用“三专”电源。40kW以上电动机采用真空开关控制；采区变电所采用高压真空隔爆开关，保护齐全。地面供电系统采用10KV电压等级线路供电。矿井主要变压器容量为2500KVA；矿井设备装机容量为：8212kw；矿井运行设备总容量为4106kw；矿井实际用电容量为3500kw，矿井有功功率3500kw；功率因素cos=0.9；东翼最大用电负荷为2390kw，西翼最大用电负荷为1640kw。2008年矿井综合电耗为36.03kwh/吨，2008年原煤电耗29.23kW/t。地面生产系

8、统：东翼井下原煤经胶带输送机运输至东翼+300m水平煤仓后，由机车牵引列车运输进入地面工业广场翻车机翻车；西翼井下原煤经西翼+300m主暗斜井提升至+300m水平后，由机车牵引列车运输进入地面工业广场翻车机翻车。2010年年底，新作的专用胶带运输巷投入使用后，井下所有煤炭将经过胶带运输机运至TD62-650型胶带输送机401#、402#进入达竹煤电（集团）渡市选煤发电厂贮煤仓。通风系统：矿井通风方式为混合式，通风方法为抽出式。东翼主要通风机反转反风，西翼主要通风机反风道反风，东、西翼风机供电均为双电源、双回路供电。东翼总进风量3360m3/min，总回风风量3620m3/min，负压为1500

9、Pa，等级孔1.86m2，风机效率73.2%。西翼总进风量1570m3/min，总回风风量1685m3/min，负压为1220Pa，等级孔0.96m2，风机效率68%。矿井有效风量率为95.12%。矿井东翼通风系统：+300主平峒和桐子湾平硐新风经过+300上部车场,通过+100主暗斜井和副暗斜井和-100主暗斜井和副暗斜井进入-100水平南大巷和-100水平北大巷，对-211采区、-212采区、-111采区供风，回风风流经过采区回风上山进入采区回风巷，采区回风进入+300水平南大巷和+300水平北大巷,再经过+300水平集中车场，由广山河回风井抽出地面。矿井西翼通风系统：主平峒进新风通过+3

10、00水平主、副暗斜井和0水平主暗斜井到0水平，对401采区供风，其中+200水平的部分风量通过401轨道上山进入401采区，回风风流经过采区回风上山进入采区回风巷，采区回风经+200回风上山，进入+300水平回风大巷，由大兴厂风机房抽出地面。监控系统： 矿井安装KJ73N型安全监控系统一套，地面中心站设在公司调度室，中心站配服务器1台，工作主机2台（备用1台），主机接有LQ-1600K打印机、UPS不间断电源和KJ73N型数据传输接口装置。系统主传输线采用光缆传输，井下信息由分站传输至光端机，光端机通过光缆传输至地面中心站主机，该系统安装井下分站15个，断电器17台，按煤矿安全规程设置了甲烷、

11、一氧化碳、风门开闭、设备开停、风速、烟雾、断电馈电、负压、温度、液位等传感器，地面设监控室，通过监控系统将对矿井井下各作业地点的瓦斯浓度、对主要通风机、局部通风机、风门、电器设施设备等的运行状态以及瓦斯电闭锁、风电闭锁等进行有效监控。2.采区位置、范围:-112采区位于井田东翼F3断层下盘，采区上与112采区毗邻，南以112采区水闸门隔水煤柱向下延深为界，北界位于1号勘探线以南约100米，全长2000米。运输水平为-100水平，回风水平为+100水平，垂高200米，倾斜长度348.7米。3.设计采区周边煤炭资源情况以及开采情况:相邻采区有111采区、-111采区、-121采区、-112采区、-

12、122采区。相邻采区留设隔离煤柱40米或以大断层隔离，现生产采区为-111采区，上部112采区、南部-111采区开采揭露，采区内地质构造、煤层变化基本查清，储量可靠。4.采区地质构造: -112采区内一带为单斜构造。煤岩层走向1832，倾向108122，倾角4251，平均45，走向上成一宽松弧形，较稳定，变化不大。采区中未发现中型以上的断裂构造。采区开采煤层位于地下潜水面以下，总的看来，含水空间不发育，涌水量弱，除主要含水层水性强外，基本上无构造涌水。煤层上覆各含水层无水力联系，地表无积水，下伏含水层在煤层以下对开采无影响。地表降水渗透对采区有一定的影响。水文地质条件较为简单。采用类比法预测采

13、区涌水量。最小涌水量：957.94m3/d；一般涌水量：1388.38m3/d；最大涌水量：2563.65m3/d。5.开采煤层厚度、倾角和层间距:煤层厚度： 21号煤层厚度4.15.3米，平均厚度5.0米，22号煤层厚度2.43.0米，平均厚度2.8米；煤层间距： 25.0m；煤层倾角： 21、22煤层倾角均为3137，平均为35，容重1.4t/m3，详见下表。序号煤层名称倾角（）煤层平均厚度（m）层间距（m）容重(t/m3)围 岩性 质121煤层355.025.01.422煤层局部可采， 21煤层为主要可采煤层，含植物化石。两煤层属须家河组第六段第二带（T6-2xj），以厚层的细、中粒砂岩

14、、砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩和煤层等组成。222煤层352.825.01.46.煤层顶底板特征 22煤层直接底板为砂质泥岩，与21煤层间距25米。21煤层的全套顶板就是22煤层的全套底板岩石。22煤层顶板属厚层状中粒石英砂岩（T6-33xj），含大量黑色矿物，质地坚硬，f值大于8。整个顶板与煤层呈冲刷接触，局部呈凹凸不平，致使煤层局部变薄，煤层上面局部地段有一层0.200.80米的砂质泥岩，大多呈薄壳状出现，易于剥落，给煤层开采带来一定困难。21煤层顶板为砂质泥岩23米，局部过渡粉砂岩至细粒砂岩。其上一层12米之细粒砂岩或中粒砂岩。再上即为2米左右的砂质泥泥岩，也就是22煤层的直接底板。21煤

15、层底为1.53米的砂质泥岩、泥岩底部0.40.7米夹大量煤屑、煤条带和煤线。故此21煤层底板松弛，粘结性不好，开采时难于管理。其下16煤层（锡皮）厚0.200.35米。16煤层直接底板为23米的泥岩。再下即为灰白色厚层状中粒石英砂岩（T6-13xj），平均厚40.564.23米。采区内两煤层顶板均较好，比较稳定，22煤层属类型顶板，21煤层属类型顶板。（后附图表）煤岩层特征表 煤层特征2221层位T6-23xjT6-23xj厚度(米)2.43.04.15.3夹矸泥岩砂质泥岩结构简单结构复杂结构顶板中粒石英砂岩砂质泥岩底板砂质泥岩泥岩层间距（米）25.0煤层柱状图7. 设计煤层的其他特征: 22

16、煤层局部可采，从钻孔资料及上部112采区开采情况看，3号勘探线以北430米为0.4米最低可采厚度线，以北变薄至不可采。基本属单一煤层。厚度在0.400.64米。平均0.50米。含夹矸12层，厚00.10米。夹矸岩性为砂质泥岩，有时夹矸过渡至炭质泥岩或高炭质泥岩，大部地段没有夹矸，为单一煤层，煤层煤质较好，呈团块状结构，属半亮型煤和亮型煤。21煤层上距22煤层3.55.5米，21煤层全采区可采，属稳定煤层，厚度在1.011.50米之间，平均1.26米。本煤层为复合煤层，含一层夹矸，矸石为泥岩、砂质泥岩，厚0.10.30米，平均0.25米，属半亮型煤。22、21煤层均属低硫、低磷、低灰中灰的1/3

17、JM，粘结性能良好。属易选中等可选。精煤回收率高（54%），为优质的炼焦配煤。借鉴-111采区实测和铁山南2009年瓦斯等级鉴定报告资料，CH4一般为0.120.1%，CO2一般为0.040.2%。22、21煤尘均具有爆炸可能性和，爆炸指数为34.78%34.91%。煤层自燃发火倾向为三类，为不易自燃煤层。第二节 采区的储量及服务年限1.采区边界煤柱：查采矿工程设计手册（2003版）（第一篇 第七章 保护煤柱留设）得采区上部边界保护煤柱取20米，下部边界保护煤柱取10米。2.采区地质储量、工业储量、可采储量：地质储量：根据-112采区地质报告，知采区内获得资源储量104.0万吨，其中基础储量(

18、122b)：55.0万吨，资源量(333)：49.0万吨。采区工业储量： 由 Zg=HL(m1+m2) 式中： Zg- 带区工业储量，万t； H- 带区倾斜长度，348.7m； L- 带区走向长度，2000m； - 煤的容重，1.40t/m； m1- K21煤层煤的厚度，为5.0m； m2- K22煤层煤的厚度，为2.8m；Zg21=348.720005.01.4=488.2万tZg22=348.720002.81.4=273.4万tZg=348.72000（5.0+2.8）1.4=761.6万t可采设计储量： 由 ZK =ZgC 式中： ZK-设计可采储量，万吨；C-矿井回采率（一般厚煤层0

19、.75，中厚煤层0.80，薄煤层0.85）；ZK21 = Zg21 C=488.20.75=366.15万吨ZK22 = Zg22 C=273.40.80=218.72万吨ZK = ZK21 + ZK22 = 366.15 +218.72 = 584.87万吨3.采区服务年限：由 T= Zk/（Ak） 式中： T 采区服务年限，a;A 采区生产能力，60万t；Zk 设计可采储量，584.87万t；K 储量备用系数，取1.4；T=584.87 /(601.4) =7.0 a故采区服务年限7年。4.采区采出率的验算：对于k21煤层：由 C=(Zg21-p21)/Zg21 式中： C 采区采出率，%

20、 ； Zg21 k1煤层的工业储量，万t ； P21 k1煤层的永久煤柱损失，万t ； 说明：采区上部边界保护煤柱取20m，下部边界保护煤柱取10m，区段煤柱10m； Zg21=348.720005.01.4=488.18万t； P21=（302000+10348.7-3010）1.45.0 =44.23万t； C=( Zg21- P21)/ Zg21=（488.18-44.23）/488.18=90.9%75% ；满足要求。对于k22煤层：由 C=(Zg22-p22)/Zg22 式中： C 采区采出率，% ； Zg22 k2煤层的工业储量，万t ；P22 k22煤层的永久煤柱损失，万t ；

21、说明：采区上部边界保护煤柱取20m，下部边界保护煤柱取10m，区段煤柱10m； Zg22=348.720002.81.4=273.3万t； P22=（302000+348.7103010）1.42.8=24.7万t；C=( Zg22- P22)/ Zg22=（273.3-24.7）/273.3=90.9%80%；满足要求。5.采区工作制度采区“三八”制作业方式，两个半班采煤半班准备。第二章 采矿方法的选择 不同的矿山地质及技术条件，可有不同的采煤系统与采煤工艺相配合，即多种多样的采煤方法。根据现行的煤炭行业技术政策、规定，结合设计采区的具体地质情况和煤层特征（详见第一章 第一节 采区的地质特征

22、），以及所学理论知识和现场实习所得实际资料，本着“安全上可靠，技术上先进，经济上合理”三原则，对铁山南煤矿-112采区K22煤层的采煤方做作出如下假设：K22煤层的特征如下煤层名称K22煤层厚度,平均厚倾角35稳定性稳定煤层瓦斯等级高瓦斯直接顶岩性沙质泥岩厚度2.03.0m直接底板岩性沙质泥岩厚度1.53.0m1. 单一走向长壁采煤法： 这种采煤法主要用于缓斜、倾斜薄及中厚煤层或缓斜3.55.0m厚的煤层，走向较长，回采工作面沿煤层倾斜方向布置，沿走向方向推进，工作面长度较长，其巷道布置比较简单，适合用于煤层倾斜较大，且稳定的煤层。2. 倾斜长壁采煤法： 由于倾斜长壁采煤法工作面的回采巷道可以

23、沿煤层掘进，有能够保持固定方向，可保持采煤工作面的长度不变，给工作面创造了优良的开采技术条件，有利于综合机械化采煤。巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低，准备时间短、投产快。运输系统简单，占用设备少，运输费用低。通风线路短，通风构筑物少，漏风少，通风效果好。对地质条件的适应性较强。技术经济效果好，工作面单产、巷道掘进率、煤炭采出率、劳动生产率和吨煤成本等指标，都比走向长壁采煤法有明显的提高和改善。而这种采煤法的煤层倾角在12以下时开采效果更好。 结合K22煤层的地质特征，故本设计采用单一走向长壁采煤法，综采一次采全高。 K21也采用单一走向长壁采煤法，综采一次采全高。 第三章 采区巷道布置第一节

24、 采区的布置方案1. 采区上山的巷道布置： 根据所给地质条件及采矿工程设计规划，采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单，煤层倾斜高瓦斯含量，且k22煤层局部可采、K21和K22煤层相距较远的条件，减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾和提高经济效益，把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在K22煤层底板下方的稳定岩层中，在采区下部和上部分别掘出采区运输石门和采区回风石门进入到该煤层。采区石门是位于采区走向长度的中央，分别与运输大巷和回风大巷相垂直的水平岩石巷道。 该矿井属于高瓦斯矿井，应布置三条上山，一条轨道上山，一条运输上山，一条回风上山；而增设的上山专做通风用，也可兼做行人和辅助提升（临时）用，煤

25、运输由溜煤眼和区段运输平巷组成。 根据三条上山的布置方法，综合各方面因素，共有两种方案供选择。 方案一：三条岩石上山 在距K22煤层底板10m处岩石中布置一条岩石上山轨道上山，为了运输方便，将运输上山布置在轨道上山下方层位5m处，且在此层位布置回风上山，三条上山沿煤层走向相距15m。石门联系各煤层，回风上山直达采区回风大巷。通风路线为，新风从采区运输大巷采区下部车场轨道上山中部车场区段轨道平巷联络巷区段运输平巷采煤工作面；污风由采煤工作面区段回风平巷回风石门（回风上山）回风大巷排入大气。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风。方案二：两岩一煤

26、上山在距K22煤层底板10m处岩石中布置一条岩石轨道上山，石门联系各煤层；回风上山是由区段石门从煤层开掘直达采取回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但回风上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。比较：第一种方案不需要留设保安煤柱，岩层稳定性好，支护简单，维护费用低，但巷道开拓没有煤巷简单，费用大。第二种方案开拓巷道布置在煤层中，开凿费用少，但服务年限为4年，维护费用高，且对于高瓦斯煤层，维护不易，通风不易。相比之下对于高瓦斯煤层而言第一种方案更适用。方案一如图所示：2. 采区方案技术比较：如表所示 方案项目方案一三岩上山方案方案二两岩一煤上山方案1.掘进工程量工

27、程量大工程量小2.工程难度困难较容易3.煤柱损失小较大4. 受采动影响较小较大5.巷道维护维护工程量少，维护费用低煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高6.运输能力大较小7.工程期岩石上山掘进速度较慢，约需16个月才能投产煤层上山掘进快，约9个月可投产3. 采区方案经济比较：由于两种方案均有两条岩石上山，主要比较回风上山布置在煤层和岩层中的差异。如表所示 方案项目方案一 三岩上山方案二 两岩一煤上山1.上山长度 /m473.2473.2掘进单价 /元m-115781292费用 /元746773.2611374.42.维护巷道长度 /m473.2473.2单价 /元m-1a-1

28、60130维护时间 /年77费用 /元1987444306123.项目费用合计 /元945517.21041986.4 通过以上技术比较，可以看出岩石上山虽其掘进工程量多，工程难度高，工程期长，但煤炭损失少，巷道维护工程量小，受采动影响小，运输能力大，在技术上多方面比煤层上山优越；同时该矿井属于高瓦斯矿井，将上山布置在煤层底板可以有效防治瓦斯灾害；并且岩层上山虽巷道掘进费比煤层上山高，但所需的总费用要比煤层上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理。 故选择方案一。4. 采区上山具体布置：轨道上山：位于砂质泥岩中，距K22煤层地板垂直距离为10m，倾角25，采用直墙半圆拱断面，宽度取4.5m，

29、喷射混凝土支护，上部设绞车房，用于运送材料和矸石，下部和运输大巷相连，作为进风巷，给采区供风。运输上山：位于砂质泥岩中，距K22煤层地板垂直距离为15 m，沿煤层走向距轨道上山15m。倾角25，直墙半圆拱断面，宽4.5m，喷射混凝土支护，中部开区段回风石门，用于区段供风。回风石门：与运输上山位于同一层位，沿煤层走向距运输上山15m，倾角25。5. 采区车场布置：采区上部和中部车场的选择：由于煤层倾角平均35，属于倾斜煤层，上山眼集中布置在K22煤层中，布置上部和中部车场可以甩车场。采区下部车场选择：由于该采区煤层倾角为35，上山倾角为35 12，上山眼通常提前下扎，并在采区运输石门底板变平，底

30、板围岩稳定，因此选用大巷装车顶板绕道式下部车场。其优点是车场布置紧凑，工程量省，调车方便，但绕道出口交岔点距装车站近，线路布置困难，绕道维护条件较差。6. 采区硐室：6.1采区煤仓： 煤仓采用垂直式，断面为圆形，容量根据采煤机连续作业割一刀煤的产量计算Q=Q0+LMbC0k=418.3t； Q0为防空仓漏风煤量，取5t； M是采高；b是进刀深度；是煤的密度；C0是工作面采出率；L为工作面长度，m； k是同时生产工作面系数，取1； 所以煤仓设计高度为20米，半径为2.5米，容积为400立方，总装煤量为460560吨。煤仓设在灰岩中，比较稳定，采用锚喷支护，下口漏斗采用双曲线斗仓。6.2采区绞车：

31、 采用JT12001000-24的绞车，左侧人行道宽700mm，走侧人行道宽950mm，净宽为4700mm，半圆拱形断面，墙高800mm,拱高2350mm，净高3150mm，净长6米。 在煤层地板灰岩中，采用锚喷支护，两个安全出口，钢丝绳的、通道和轨道上山相通，风道和总回风巷相连。6.3采区变电所：采上区段的煤时，设在中部车场的采区石门与运输巷相连的联络斜巷里面，采下区段时，在下部车场绕道石门开凿硐室。都设在稳定的灰岩层中，采用锚喷支护，地板采用混凝土铺底，高出临近巷道300mm，且具有0.3%的坡度，防止水进入硐室，采用半圆拱断面，高3米。第二节 采区内的划分1. 区段划分：1.1 确定区段

32、数目和区段斜长及选择采煤工作面长度：影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械装备及技术特征、巷道布置。该采区的煤层特征如煤层柱状图所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单。该矿井开采倾斜煤层，根据延深水平煤层赋存条件，采用走向长壁采煤法，中厚煤层上综采。根据矿井生产能力的需要及采区巷道布置，结合矿井的生产管理能力，考虑煤层分布的具体情况，倾斜综采工作面长度不宜过长。由已知条件知：该采区倾斜长度348.7m，巷道宽度为5m,且采区生产能力为60 万t/a，最终划定2个区段。故工作面长度为： L=（348.730）2-52= 149.35(m)工作面长度取整，工作面L=145m；区段斜长分别为160m

33、和155m。1.2 区段煤柱尺寸的确定：采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段护巷煤柱。为防止采空区矸石的冒落，需在采区一边留设20m的采区边界煤柱，区段留10米的保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无断层、褶皱、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造，所以采区内不留设此类煤柱。为防止采区内的水涌入下一阶段，需在采区下部边界留设10m的隔离煤柱。采区煤柱留设方法见下表：采区煤柱尺寸煤柱采区边界煤柱边界煤柱区段护巷煤柱宽度（m）2010 102. 采区内区段巷道布置：该采区开采中厚煤层，煤层厚度平均为2.8m，区段平巷布置在煤层中。为达到设计产量，尽量集中生产，区段依次接替。由于采区的涌水量正常，煤层赋

34、存稳定，且煤层采用综合机械化开采，工作面不等长布置，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，区段平巷采用双巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，既好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。这样布置虽然下区段风巷受采动影响，维护时间比较长，但是掘进，通风容易；进、出掘进面有两个出口，回采时避灾出口多；风巷可超前勘探煤层变化，利于为机巷定向；泄水方便；易送物料到机巷（安装、维修）；为上、下采面及时接替创造条件。区段平巷均采用圆弧拱形，锚网支护。3. 确定工作面的生产能力：矿井年工作日330天，采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工

35、作面长度和推进度。K22煤层一个采煤工作面的生产能力可由下式计算： A0=LV0MC0式中： L工作面长度，m；V0工作面年推进度，m/年； M煤层厚度，m ； 煤层容重，tm3； C0采煤工作面回采率，由于K21煤层为厚煤层，则取C00.93，K22煤层为中厚煤层，取C00.95；则K21煤层A1=14511885.01.40.93=112.14万t/a则K22煤层A2=14511882.81.40.95=64.14万t/a4. 确定采区同采工作面个数及工作面接替顺序，并列出接替顺序表回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁采煤法开采。由于采区生产能力为60万t/a,且K22煤层

36、工作面生产能力为64.14万t/a，并且采用综采采区同时生产的采煤工作面只需要1个。采区内工作面的接替顺序为单翼开采，采用后退式开采，区段接替采用由上往下依次接替。对K22煤层,2个区段工作面具体接替顺序如下表所示：K1工作面接替顺序图区段编号工作面编号区段110011002区段210031004对于K22煤层两个综采工作面便可以满足生产设计的要求。K22煤层：区段1（1001）区段1（1002）区段2（1003）区段2（1004）。(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。) 第三节 采区生产系统1. 采区巷道掘进顺序：由运输大巷到采区下部车场，车场向上沿岩层分别掘轨道上山、运输上山和回风上

37、山，三条上山沿煤层走向相距15m，至采区上部车场后，开采和采区回风石门连通，并向两翼开采运输平巷和回风平巷以及连通，在中部车场开采石门及运输平巷和回风平巷连通等。2. 采区煤、矸运输和辅助运输方式：煤炭运输：回采工作面的煤炭由运输平巷的刮板输送机、刮板转载机和固定式带式输送机运至溜煤眼，通过运输上山到煤仓上口，经采区下部车场由机车、矿车通过运输大巷和提升系统运出地面。矸石运输煤巷矸石的运输：顺槽综掘面配备带式输送机，其掘进煤和小部分矸石采取直接进入煤流系统运输出井，在地面选矸楼进行选矸处理，再运至矸石山。岩巷矸石的运输：区段石门、上山等掘面的掘进矸石通过上山绞车提升、大巷机车运输送至矸石车场，

38、经矿车运输到地面排矸场。材料、设备运输及人员行走材料设备采用专用平板车、材料车从采区运输大巷，运到采区轨道上山下车场，再通过上山和石门到使用地点。人员从运输大巷乘平巷人车到采区轨道上山下车场，步行进入各工作地点。下班可以步行到各乘车地点，再出井。3. 采区通风：新风从采区运输大巷采区下部车场轨道上山区段轨道平巷工作面区段回风平巷回风上山采区回风大巷。采掘工作面、采区变电所等均为独立通风。4. 供电系统：双回路供电，井下中央变电所分别以6KV电压等级线路供电变电所，采取变电所以660KV电压等级向各采掘工作面供电。5. 排水系统：采区巷道均设有水沟，各巷道的水自流到采区放水石门，经采区运输大巷流

39、到矿井水仓。 第四章 回采工艺 第一节 回采工艺方式的确定1.工作面采、装、运煤方式及设备选型1.1 采煤机的割煤方式：本矿井开采中厚倾斜煤层，针对矿井的煤层赋存条件和开采技术条件，结合矿井实际应用情况，选用MG200490-W型电牵引双滚筒采煤机，电机功率620kW，电压1140V，截深0.8m，能力700t/h。1.2 工作面运煤设备：综采工作面选用SGB-730/160型刮板输送机，铺设长度200m，160kW，6601140V，能力400t/h1.3 顺槽运煤设备：DTII-B650，带宽650mm，输送量127t/h，功率7.5kW，带宽650mm1.4 采区辅助运输设备： 掩护式液

40、压支架，ZYS3600/14/32，支撑高度1.4m3.1m；端头液压支架ZTHJ11400-15/32，支撑高度1.8m3.2m；单体液压支柱DZ35，支撑长度2.65m3.5m等等。 采煤工作面主要设备配备详见表序号设备器材名称型 号 及 规 格1采煤机MG200/490-W 电机功率620kW、1140V 截深0.8m，能力700t/h2刮板输送机SGB630/264，铺设长度200m，160kW，6601140V，能力400t/h3掩护式液压支架ZYS3600/14/32，支撑高度1.4m3.1m4端头液压支架ZTHJ11400-15/32，支撑高度1.8m3.2m5单体液压支柱DZ3

41、5，支撑长度2.65m3.5m6金属绞接顶梁HDJA-1200，长1.2m7刮板转载机SZD730/110， 160kW，660V，能力700t/h8破碎机PCM110，110kW、660V，能力1000t/h9可伸缩带式输送机DSP-1010/800，带宽800mm，输送量400t/h，10乳化液泵站PRB7B-200/31.5 132kW 660V 流量200L/min 两泵一箱11喷雾泵站WPZ320/6.3 45kW 流量320L/min两泵一箱12调度绞车JH14，牵引力140kN，18.5kW，660V，用于牵引设备列车2. 工作面顶板管理方式及支架设备选型2.1 工作面顶板管理方

42、式根据煤层顶底板的开采技术条件及工作面采煤配套设备要求，结合矿井的实践经验，设计确定回采工作面仍采用全部陷落法管理顶板。2.2 液压支架选型根据煤层顶底板岩性较差的特性，工作面选用掩护式液压支架。液压支架的选型计算如下：支护强度计算 （1）估算法计算P=Mncos9.8103 /（K-1）=2.82.42.0cos359.8103/（1.4-1）=43.15MPa式中：P支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），Pa；K顶板岩石碎胀系数，取1.4；n考虑支架受力不均衡的安全系数，取2.0；M煤层平均采高， 2.8m；顶板岩石平均容重，取2.4t/m3；煤层综采平均倾角（）。（2）经验公式计算

43、P=NMcos9.8103=（68）2.82.4cos359.8103=323.62431.49MPa式中：N支架荷载相当于采高岩重的倍数，对中等稳定顶板取68；煤层倾角；其它参数同上。结论：支架支护强度应不小于上述两式计算结果的最大值。（3）工作阻力P=NMF9.8103=6.02.83.11.52.49.8103=1837kN式中：F支架的支护面积，F=LbL支架控顶距，m；b支架中心距，m；经计算，综采面采煤机配用过风断面较大，性能参数适应本矿条件的ZYS9600/14/32型掩护式液压支架（支撑高度1.53.6m、工作阻力3600kN）和ZTHJ11400-15/32型端头支架（支撑高

44、度1.8m3.2m、工作阻力7000kN），DZ35（支撑高度2.653.6m，额定工作阻力300kN，初撑力142190kN）型单体液压支柱，配用HDJA-1200型金属绞接顶梁（长度1200mm、梁体许用荷载3000kN），以满足顺槽的端头超前加强支护需要。3. 防滑采煤机防滑依托输送机，输送机防滑主要依托液压支架，由于工作面倾角为35度，所以三个头支架，每两架底座间前后各设一个防滑千斤顶，两顶梁间设一个防倒千斤顶；工作面支架的每架底座上设一调架梁，调架梁前后端各设一个千斤顶，同过它上下移动底座前端或后端来调整。在支架和顶梁和掩护梁上均有弹簧，起防倒防滑的作用，下部端头支架顶梁朝向采煤工作面，与工作面支架垂直布置，顶梁前端有一个伸缩量为1米的活动顶梁。4. 工作面回采方向本采区为倾斜煤层，采区内各区段的回采采用区内下行式，工作面采用后退式，即工作面自采区边界开切眼往采区上山方向回采。5. 工作面的循环方式，作业方式和劳动图表采用“三八”制作业方式，即：两班半采