采煤专业毕业设计样本

太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）纸

第一章 井田概况及地质特征

第一节 矿区概述

一、地理位置及交通条件 （一）交通条件

本井田位于阳城县西南，距县城15km，经阳（城）——云（蒙山）公路，与晋——韩（城）6.76-8.07公路相连，东达晋城市，西至侯马市。交通运输条件十分便利。井田东西长约3.2km，南北宽约2.5km ,面积约8km2，详见交通位置图（图1-1-1）。

（二）地理位置

井田地处沁水盆地西缘，中条隆起的北东部。地貌划分属侵蚀山地，以低山丘陵为主，区内沟谷发育，最高点位于井田北部的山梁，标高约799.7m，最低点位于井田南部边界处，标高约695m，相对高差104.7m。区内沟谷一般无水流，雨季洪水来猛6.76-8.07去速，向西流入沁河，经沁河流入汾河，最终汇入黄河。

二、矿区的工农业生产建设概况

矿区位于阳城县固隆乡，工业以煤矿为主，主要农作物有小麦、玉米、谷子、大豆等，经济作物有葵花、苹果和桑叶等。该区经济形势良好，矿井建设和生产的劳动力来源充足。砖、石、水泥等建筑材料可就近供应。

三、矿区电力供应基本情况

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矿井现有两回路电源供电，一回引自固隆乡10kV开闭所10kVⅠ段母线。另一回引自固隆乡10kV开闭所10kVⅡ段母线。两回路均采用架空线输送。

四、矿区的水文简况

区内无大的地表水体，地下水属延河泉域岩溶水系统，位于于阳城县马山村沁河河谷西侧，是沁河河谷近20km范围内一系列泉群出露地的最大露对，泉口标高为464m，出露地层为奥陶系厚层石灰岩、呈管状溶洞式排泄，泉水流量约为3.0-4.0m3/s，总量1.1亿m3/年。该泉域内的石灰岩直接降水入渗补给面积约为1700km2。地下水流向为由北向南、由西向东向沁河河谷排泄，在延河泉南部沁河河谷中仍有泉群出露 ，其排泄总流量约为2.2-3.0 m3/s，该泉水质较好，总矿化度0.37g/L，总硬度16.4德国度，属HCO3.SO4-Ca.Mg型水。区域性主要含水层为奥陶系灰岩岩溶裂隙水，岩溶裂隙发育，富水性较强，为良好的工业用水。

五、矿区的地形与气象

本区属东亚季风区温暖带半湿润气候区，大陆型季风型，四季分明。冬冷雨雪少，夏热多雨，年平均气温10.5-12.5℃，一月份气温最低，平均为-3.1℃，七月份气温最高，平均为24.6℃，无霜期为170-195天，年降水量最大为852.3mm，最小为335.2mm，年平均降水量为537.1mm。雨水多集中在7-9月，蒸发量是降水量的2-3倍。气温一般较高，月最高温度达38℃左右，最低湿度22℃左右，平均气温11℃。历年冻结月份为11月至次年3月，冻土深度一般0.3m左右，最大可达0.43m。全年无霜有180天，早霜期一般于10月中旬，晚霜期于4月中旬。风力不大，一般3-4级，最大6级，春、冬季多西北风，

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夏秋季多东南、南风，最大风速21.6m/s，最大积雪厚度7cm，冬季降水量25mm。

历年地震资料及文献记载，一九六五年山西垣曲的5.5级地震及一九六六河北隆尧的6.8级地震，阳城有悬挂物摆动，房屋摇晃等感觉。按GB18306-2001图A1，基本地震加速度0.05g，本区地震烈度为六度。

六、矿区开发史及周边小窑状况

该矿区范围内无小煤矿开采，但井田西邻泽城煤矿，北部过F35断层与四候煤矿相邻，东部与二轻府底煤矿相连。

第二节 井田地质特征

一、地层

矿区出露地层有二叠系下统下石盒子组、二叠系上统上石盒子组以及第四系等。其中第四系在矿区分布较广泛。矿区地层由老到新分述如下：

1、奥陶系中统马家沟组(O2m)

揭露厚度10.00m，为海相石灰岩，含腕足类化石。岩性主要为深灰色厚层状灰岩和灰黄色泥灰岩，为含煤岩系的基底。深灰色，厚层状石灰岩，岩溶发育，底部为含方解石脉的泥质角砾状灰岩。灰岩中有时夹薄层角砾灰岩、泥灰岩。

2、石炭系中统本溪组(C2b)

岩性为铝土质泥岩及铁质泥岩，与下伏奥陶系中统马家沟组呈平行不整合接触。平均厚4.85m。灰色铝土质泥岩中夹砂质泥岩、泥岩、砂岩，底部常见鸡窝状山西式铁矿，本组具丰富的蜓类化石。

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3、石炭系上统太原组(C3t)

为区内主要含煤地层之一。岩性主要为灰-灰黑色砂岩、泥岩、灰岩及煤层。为区内主要含煤地层之一，属一套海陆交互相含煤岩系。底部以K1砂岩底与本溪组分界，与下伏本溪组呈整合接触。本组平均厚81.78m。据岩性组合特征划分为三个岩性段。

一段(C3t1)：K1砂岩底至K2灰岩底。底部为灰-灰白色细粒石英砂岩（K1砂岩）中部为薄层泥岩。顶部为15号煤层，煤层厚度为6.76-8.07m，平均厚为7.47m。为区内主要稳定可采煤层之一。本段厚为10.4m。

二段(C3t2)：K2灰岩底至K4灰岩顶。岩性主要为灰岩、砂岩、泥岩和煤层。本段含岩三层（K2、K3、K4），岩性为深灰色厚层状含燧石灰岩，K4顶部含煤1层（11号）区内不可采。本段平均厚34.9m。

三段(C3t3)：K4灰岩顶至K7灰岩底。岩性主要为砂岩、泥岩、灰岩及煤层。其中含灰岩1-2层（K5、K6），含煤3-5层（5、6、7、8、9号），其中9号煤层可采。该煤层厚7.50-9.60m，平均厚8.35m，为光亮型煤，本段平均厚为36.48m。

4、二叠系下统山西组(p1s)

为区内主要含煤地层之一。岩性主要为灰—灰黑色砂岩、泥岩及煤层。含煤1-3层，其中3号煤为区内稳定可采煤层，煤层厚2.80-4.20m，平均厚4.2m，底部以K7砂岩与太原组分界，与下伏太原组呈整合接触。平均厚52.13m。本组富含植物化石。

5、二叠系下统石盒子组(p1x)

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岩性主要为灰绿—黄绿色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及铝土质泥岩。与下伏山西组呈整合接触。平均厚52.20m。沟谷中有出露，风化后呈灰白、黑灰、杏黄等杂色，地表易于辨认。底部有一层3.85m厚灰—灰黄色中粒砂岩，定为K8。是与山西分界的标识。可与太原西山骆驼脖子砂岩对比。本组上部发育有一层铝土质泥岩，鲕状结构，风化后多小孔，裂隙被铁质充填，呈网络状。色相为鲜艳的桃红色。本组中、下部含丰富的植物化石。

6、二叠系上统上石盒子组(p2s)

岩性主要为灰色泥岩、紫红色泥岩与中、细粒砂岩互层。底部为中粗粒石英砂岩，与下伏下石盒子组呈整合接触。本组地层矿区内在沟谷中出露。平均残留厚为50.0m。

该组砂岩出露处，风化后呈绿色，泥岩为杏黄色，该组地层交错层理及斜层理发育，砂岩发育地段地层加厚。底部K9砂岩，成份以石英为主，硅质胶结，分选性差，稳定性较差。

7、第四系(Q4)

矿区内广泛分布，岩性主要为浅黄-浅红色亚粘土、亚砂土，厚0-14.61m，平均厚为10m。底部可见淡红色粘土，夹有钙质结核，不整合于不同时代基岩之上。

本矿区的地层，经过标识层、古生物、岩性特征、岩相旋回、煤层的物性曲线特征、煤质特征等系列手段，进行岩煤层对比，地层对比划分是可靠的。

二、含煤地层

该矿区含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，含煤地层

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总厚119.91m。含煤7—11层，可采煤层3层(3#、9#、15#)。

太原组(C3t)：

主要含煤地层之一，太原组为典型的海陆交互相含煤建造，岩性主要为灰-灰黑色砂岩、泥岩、灰岩及煤层。本组发育4-6层浅海相灰岩，为地层对比的标识层，自下而上编号为K2-K7，本组厚81.78m。

K2灰岩。太原组标识层，深灰色，致密坚硬，含燧石。含生物化石碎屑。平均厚7.99m，稳定发育，为15号煤顶板，可与太原西山毛儿沟、庙沟灰岩对比。含动物化岩。

K３灰岩。为灰色生物碎屑灰岩。性脆坚硬，含少量燧石结核，发育稳定。含有动物化石。K3厚0—3.80m，平均厚2.10m。K4发育较稳定。有时相变为砂质泥岩、砂岩。含动物化石为。

K5灰岩。为生物碎屑灰岩，发育稳定，平均厚1.50m，可作为控制９号煤层之良好标志。可与太原西山东大窑灰岩对比。含有动物化石。

K6灰岩。局部发育不稳定，有时相变为砂岩或砂质泥岩，顶部为5号薄煤线。当山西组与太原组分界标识K7不稳定时，可作为划分该地层的辅助标识。

山西组(p1s)：

主要含煤地层之一，由灰—灰黑色砂岩与泥岩及煤层组成，含煤1—3层。平均厚52.13m。本组为陆相沉积。砂岩为中、细粒，石英含量较多。砂质泥岩与泥岩层理发育，含植物化石。

K7砂岩。为山西组底界一层灰色细粒砂岩，平均厚5.94m。是山西组与

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太原组分界标识，本层位可与太原西山北岔沟砂岩对比。

含煤地层沿走向变化不大。 三、构造

（一）、区域地质构造基本特征

山西省地处华北古板块内部，属典型的板内构造。该矿区位于华北断块区吕梁――太行断块沁水块坳东部次级构造单元沾尚－武乡－阳城北北东向褶带南段。

（二）、井田地质构造特征

井田内褶曲属宽缓的单斜，南高北低，对井田开拓煤层影响不大。 地层走向东西，倾向南北，倾角4o，构造简单，井田内未发现断层和陷落柱，也无岩浆岩侵入。

四、井田水文地质概况 （一）、地下水类型及特征

根据岩性、各含水层特征，地下水可划分为松散岩类孔隙水、碎屑岩类裂隙水和碳酸盐类岩溶裂隙水等。

1、松散岩类孔隙类

含水层主要为第四系松散沉积物，由亚砂土、砂及卵砾石组成。受大气降水补给，季节性变化大。

2、碎屑岩类裂隙水

主要为二叠系下石盒子组、山西组砂岩裂隙水、石炭系太原组砂岩、灰岩层间裂隙水，由于埋藏条件和节理裂隙发育程度不同，含水性差别很大。

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3、碳酸盐岩类岩溶裂隙水

主要为奥陶系灰岩岩溶裂隙水。为区域性生要含水层，岩溶裂隙发育，富水性较强，为良好的工业用水。

（二）、矿井充水条件

1、奥陶系中统(O2)灰岩岩溶裂隙含水层

本组含水层为煤系地层基底，主要由厚层状灰岩、角砾状灰岩和薄层状泥灰岩组成富水性强的含水层。水质类型为HCO3·SO4--Ca·Mg型。水位标高在600m左右。

2、太原组(C3t)砂岩、灰岩裂隙含水层

岩溶裂隙含水层K2、K3、K4、K5灰岩，沉积稳定，厚度变化不大，为层间裂隙岩溶水。岩溶裂隙的发育随埋深增加而减弱，富水性随深度增加而减少。水质类型为SO4·HCO3--Ca·Mg型。单位涌水量为0.001-0.029L/s.m。

3、山西组(P1s)砂岩裂隙水

主要为3号煤顶板砂岩裂隙水，为开采3号煤主要充水水源，厚度变化不大，含水性差。水持类型为SO4·HCO3--Ca·Mg型。单位涌水量0.05L/s.m。

4、下石盒子组(P1x)砂岩裂隙含水层

K9砂岩及中粗粒砂岩为主要含水层，含水性较差，主要受大气降水补给，水质类型为HCO3--Ca·Mg型。

5、上石盒子组(P2s)砂岩裂隙含水层

含水层以中粗粒砂岩为主，含水性较差，主要接受大气降水补给，水质类型为HCO3--Ca·Mg型。

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6、第四系(Q)孔隙裂隙水

岩性主要为浅红-灰黄色亚砂土，富水性好，水位埋深0.40-17.34m，主要受大气降水补给，水质类型为HCO3--Ca·Mg型。

（三）矿井涌水量

3号煤层上部含水层及水体包括地表水体、水系、冲积层孔隙水、风化壳裂隙水、山西组砂岩裂隙水等。根据井下出水情况，地表水体、冲积层、风化壳潜水等对采煤影响不大。砂岩裂隙水在开采过程中时有渗水淋滤发生，因而3号煤层开采过程中的涌水量主要是砂岩裂隙水。

9号煤层矿坑涌水量包括K5石灰岩含水层水、上部3号煤层采空区积水、小煤矿和古窑积水。

15号煤层开采涌水量包括K2石灰岩含水层涌水、上部3、9号煤层老窑积水渗漏涌水量。

该矿井下平均涌水量192m3/d。最大涌水量约为384m3/d。

第三节 煤层的埋藏特征

一、煤层

本区的含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，太原组为典型的海陆交互相含煤建造，山西组为陆相含煤建造。含煤地层总厚119.91m，含煤7-11层。可采煤层3层(3#、9#、15#)，总厚19.55m，含煤系数16.3%。其中：

（一）、太原组厚81.78m，含煤6—8层，其中15号煤层稳定可采，厚7.47m，

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含煤系数9%；9号煤层较稳定，区内可采，厚8.35m，含煤系数10%；5、6号煤层区域局部可达可采厚度，区内不可采。

（二）、山西组厚52.13m，主要含3号煤层，煤层厚2.80-4.20m，平均厚4.2m，含煤系数7%。

二、可采煤层及围岩性质 （一）、3号煤层

位于山西组中、下部，上距K8砂岩平均37.78m,。下距K7砂岩平均4.88m，下距9号煤层平均34.95m。煤层厚2.80-4.20m，平均4.2m，煤层结构简单，其厚度变异系数(r)为11%，可采性指数(km)为1，属稳定可采煤层。

顶部为灰黑色粉砂质泥岩。底部为深灰色泥岩，植物化石丰富，含少量粉砂质。3号煤因其含硫低而有“香煤”之称。

该煤层的控制及研究程度均较高。 （二）、9号煤层

位于太原组中上部，下距K4石灰岩约4m。煤厚7.50-9.60m，平均8.35m。煤层结构简单，其厚度变异系数可采性指数(km)为1，均属较稳定可采煤层。

其控制及研究程度较高。

该煤层为三角洲平原上泥炭沼泽沉积，在支流间湾处形成的煤层较厚，在废弃河道上形成的煤层较薄。

顶板为灰色粉砂岩，间夹泥岩薄层，含植物化石碎石。 底板为灰色粉砂质泥岩。含结核状、团块状黄铁矿。 （三）、15号煤层

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位于太原组底部，K2石灰岩下部，上距9号煤层平均38.90m，上距3号煤层平均74.20m，下距K1砂岩平均１m左右。煤厚6.76-8.07m,平均7.47m。煤层结构简单―较复杂，含煤1-2层夹矸，15号煤硫量较高，俗称“臭煤”。

各煤层特征见表1-3-1。

表1-3-1

煤层厚度 煤层号 最小-最大 平均 3 2.80-4.20 4.2 7.50-9.60 8.35 6.76-8.07 7.47 煤层间距 最小-最大 平均 34.95 1-2 38.90 1-3 稳定 可采 稳定 可采 夹石 层数 稳定性 可采性 顶底板 岩性 砂质泥岩 泥岩 粉砂岩 砂质泥岩 K2灰岩 泥岩 1-2 稳定 可采 9 15 三、煤的性质及品种

（一）、煤的物理性质和煤岩特征

本井田3号煤以光亮型煤为主，半亮型煤为辅。煤为黑色，条痕亦为黑色，断面贝壳状，不染手，金刚－似金刚光泽，坚硬致密。条带结构，块状构造。

应该指出的是，3号煤接近底部常有一层厚约0.50-0.60m的软煤，外观破碎，不见层理、构造，光泽和颜色有别于正常煤，用手或器械轻轻抠或刨即落下，而不成块。

据有关资料：9、15号煤的煤岩特征和机械性能与3号煤相近。但在外观上常见黄铁矿结核和晶体，特别是15号煤。由于灰分的增加，煤变得更加致密，视密度略有增加，而煤的孔隙率略有下降。

（二）、煤的化学性质

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据阳城县产品质检所，产品质量检验报告。依据GB212-91，井田3号煤质特征如下：

原煤水分(Mad) 1.17—2.47% 原煤灰分(Ad) 8.69—17.92% 原煤挥发分(Vdaf) 6.20—6.70% 原煤固定碳(Fcad) 72.91—83.17% 原煤全硫(St,d) 0.40—0.47% 原煤发热量(Qgr,v,d) 27.35—31.06%

据以上资料，该3号煤为低灰—低中灰、特低硫、中高热值的无烟煤。 （三）、煤的工艺性能

1、热稳定性。该矿所处位置3号煤热稳定性闻名全国，远远优于阳泉矿区和北京西山等地的优质无烟煤，热稳定性较好。

2、煤对CO2的反应性低。

3、煤的结渣性。一般煤灰成分中Fe2O3高，灰熔融性软化温度(ST)>1250℃，为中等软化温度灰。

煤的其它性能。3号煤耐磨性较好。耐热强度较高，完全符合化工用煤的要求。

井田内9、15号煤层，因无这两层煤的资料，只能根据３号煤资料从理论上加以分析。

⑴ 热稳定性

从全国看，典型的无烟煤－无烟煤二号的热稳定性最好，另外煤中碳酸盐

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矿物的增高会降低煤的热稳定性。与3号煤相比，9、15号煤中无烟煤二号的份额均有大幅增加，所以推断9、15号煤的热稳定性优于3号煤。

⑵ 煤对CO2的反应性

推断9、15号煤对CO2的反应性会更次一些。 ⑶ 煤的结渣性

煤的结渣性会随着煤中含铁矿物的增多而增强，生于“近海”相的9、15号煤比生于“远海”相的的3号煤的煤灰分中的Fe2O3增加了3倍之多。据此分析，9、15号煤比3号煤更易结渣。

4、煤的可选性及工业用途

3号煤层按1.45比重精煤回收率评定3号煤，属中-良等。 9号煤以中煤含量评价可选（中煤含量8.33%）属易选煤； 15号煤以中煤含量25.56%属难选煤。

按GB5751-86划分煤类，本井田各煤层为无烟煤，为优质化工及动力用煤，15号煤层因含硫量较高，为国家限采煤层。

四、瓦斯、煤尘及煤的自燃 （一）、瓦斯

根据临近生产矿井瓦斯涌出量可以估计该矿3号煤层瓦斯绝对涌出量在0.70m3/min，相对涌出量在3.44m3/t左右，为低瓦斯矿井。CO2绝对涌出量为0.88m3/min，相对涌出量2.22m3/t。

虽然矿区瓦斯含量不高，但本区煤层为高级瓦斯含量区，开采时应注意。 （二）、煤尘和煤的自燃

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对于3号煤，经山西省产品质检所对该矿井下煤炭抽取10kg样品进行自燃倾向性等8项检验结果如表1-3-2：

表1-3-2

真 水分 灰分 挥发 分 硫分 焦渣 容重 特征 T/m3 密 度 TRD 2.0 12.88 6.5 0.41 2 1.45 1.6 火焰 长度 (mm) 煤尘爆炸性 加岩粉 用量 (%) 0 有无 爆炸性 吸氧量 (cm3/g) 1.2886 Ⅲ 不易自燃 自燃 等级 倾向 性质 自燃倾向性 0 无 据邻区竹林山井田详查区资料，本区3、9、15号煤均无爆炸性，煤尘爆炸指数为零，均为不自燃煤。

第二章 井田境界与储量

第一节 井田境界

依据中华人民共和国采矿许可证(证号：1400000221303)给定的拐点座标为准。其拐点座标为：

点号 Ｘ座标 Ｙ座标 1 3935240.00 19617790.00 2 3935240.00 19620990.00 3 3932740.00 19620990.00 4 3932740.00 19617790.00

矿井批准开采3、9、15号煤层，现开采3号煤层，井田水平面积约8km2。

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第二节 地质储量的计算

一、计算方法

本井田主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，故储量估算方法采用地质块段的算术平均法。计算面积采用PLACOM数字式电子求积仪在煤层底板等高线及储量估算图上直接测量三次以上，误差在尾数为3个数内，取其平均值，作为储量计算面积。煤层储量计算厚度按储量块段求取，即块段内各资料点煤层储量计算厚度的算数平均值。并按下列公式求取煤层的块段储量。

计算公式：Q=S×m×d 式中：Q--块段的储量[万t] S—块段的水平面积[m2]

m—块段的煤层储量估算平均厚度[m] d—煤层的视密度[t/m3] 煤层储量为各块段储量之和。 二、地质储量

储量类型划分依据为《固体矿产储量分类》(GB/T17766-1990)和《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2002)。

该矿井3、9、15号煤层视为探明的、经济的，经可行性研究后均属经济的，是未扣除设计、采矿损失的部分。

据此，将储量分为探明的经济基础储量(111b)，可采储量111。

根据该矿地质报告及井田范围，井田内3号煤层经济基础储量（111b）为43036kt，9号煤层经济基础储量（111b）为96860kt，15号煤层经济基础储量

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（111b）为86652kt，

第三节 可采储量的计算 一、永久煤柱的留设

设计对地面井田边界、工业广场、大巷及井筒等均留设保护煤柱，根据地质地形情况，按现行《地面建筑物及主要井巷保护暂行规程》规定设计和计算，表土层移动角按45°计算，基岩层移动角按72°计算，工业广场、井筒留设50m保护煤柱，大巷保护煤柱为20m。

二、可采储量

计算公式Q采=（Q探-P）K 其中：Q采—可采储量 Q探—探明的经济基础储量

P—永久煤柱（矿界、井筒、断层、大巷储量×50%）；

K—回采率，采用国家规定指标，即：厚煤层：>3.50m K=75%； 经计算，3、9、15号煤可采储量kt。详见可采储量表2-3-1。

表2-3-1 可采储量汇总表

煤层编号 3 9 15 合计 工业储量（kt） 43036 96860 86652 226548 大巷 1564 3520 3149 9233 煤柱损失（kt） 工业场地及井筒 247 555 497 1299 边界 1218 2741 2452 6411 小计 3029 6816 6098 15943 开采损失（kt） 10001 22511 20139 52651 设计可采储量（kt） 30006 67533 60415 157954

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第三章 矿井工作制度及生产能力

第一节 矿井工作制度

矿井设计年工作日300d，每天四班工作（三班生产，一班准备），日净提升时间18h。

第二节 矿井生产能力及服务年限 一、矿井生产能力

根据该矿煤层赋存及资源情况，综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系，本矿设计为3、9、15号三层煤分三个水平开采。

根据现今我国生产水平及规模要求，综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系，确定矿井生产能力为900kt/a。

二、矿井服务年限

本井田可采储量为157954kt，按该矿现有生产规模900kt/a计算，矿井服务年限为：

矿井服务年限=可采储量/生产能力×1.4（资源/储量备用系数） =157954/(900×1.4)=125年 经计算，该矿井服务年限为125年。

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第四章 井田开拓

第一节 井田开拓方式的确定

一、井筒位置、形式、数目及通风方式 （一）、井筒位置、形式及数目

由于本矿井表土层不厚，水文地质情况简单，井筒施工容易，故采用斜井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件以及《煤矿安全规程》的规定，在本井田中部设主副井筒各一个；主井用来提升煤炭，副井用来提升人员、材料、矸石以及通风。

风井井口位置的选择，应满足通风要求。本矿井瓦斯不大，井田走向长为3.2km，故采用中央边界式通风，在矿井东、西部边界中部各打一眼立井风井，担负整个矿井的回风任务。

经以下两种开拓方案的比较，可以得出井筒位置、形式及数目，具体特征如下：

1、主斜井：半圆拱形断面，担负矿井煤炭提升、进风兼作安全出口。 2、副斜井：半圆拱形断面，担负矿井辅助提升、进风兼作安全出口。 3、西回风立井：圆形断面，担负矿井西部采区回风任务兼作安全出口。 4、东回风立井：圆形断面，担负矿井东部采区回风任务兼作安全出口。

井筒特征表4-1-1

序号 1 井筒特征 X Y 井筒名称 主斜井 3933640.000 19619370.000 副斜井 3933637.445 19619404.997 回风立井 3933939.445 19617794.398 井筒坐标 18

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2 3 4 5 6 7 8 9 10 提升方位角 井筒倾角 井口标高（m） 井底标高（m） 井筒斜长（m） 井筒净宽度（m） 井筒净断面（m2） 砌壁 厚度mm 材料 0° 13.5° ＋815 ＋734 347 3.6 10.45 450 锚喷 胶带输送机 0° 16° ＋813 ＋730 300 3.6 9.52 450 锚喷 单滚筒提升机 90° 90° ＋821 ＋721 100 4.5 15.90 450 钢筋混凝土 风机 井筒装备

（二）、通风方式

根据井田开拓布置，矿井采用主、副斜井进风，回风立井回风的中央边界式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。

二、开拓方案

本次设计主要是针对3号煤层的开拓布置进行设计，根据本矿区3号煤层赋存情况及水文地质地貌情况，本次设计提出两种开拓方案：

方案一：采用斜井单水平开拓，在井田中部沿走向向西开掘三条大巷至西部边界与西部回风立井贯通，在大巷南北两翼布置工作面进行长壁式开采。后期向东延伸三条大巷与东部回风立井贯通，并在大巷南北两翼布置工作面进行长壁式开采。

方案二：采用斜井片盘开拓，在井田中部沿倾向向上部边界开掘两条大巷至北部边界与北部回风立井贯通，并沿倾向划分多个片盘，在每个片盘东西两翼各布置1个工作面，采用后退式回采。后期向下部边界延伸大巷，同上部一样划分片盘布置工作面进行回采。

开拓方案的比较：

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开拓方案技术比较表4-1-2。

项目 方案一 便于集中生产和机械化生产，产量大； 单水平开拓，避免了频繁的水平接替； 带区内的准备巷道随带区采完而废弃； 优点 方案二 初期井巷工程量少、投资少、出煤块； 生产管理简单； 运输和回风大巷沿煤层掘进，施工容易，同时又可其它巷道均布置在岩层中，所以巷道维护费用低； 出煤； 巷道布置简单，护巷煤柱少，提高了矿井回采率。 技术装备比较简单。 岩石巷道工程量大，初期投资相对较大，建井时间长。 缺点 片盘服务年限短，需要经常延伸大巷； 由于采用连续式回采，故在遇到断层、褶曲时很难保证正常生产； 产量小，如要加大产量则需在矿区内建设过多的片盘斜井，从而造成矿井分散、管理困难、占地过多。 基本建设费用计算表4-1-3

方案一 工程量/m 主斜井 副斜井 回风立井 井底车场 运输大巷 总计 煤巷不计 347 300 100 200 550 单价/元/m 3000 3000 4000 2400 2000 费用/万元 104 90 40 48 110 392 方案二 工程量/m 300 300 100 100 0 单价/元/m 3000 3000 4000 2400 0 费用/万元 90 90 40 24 0 244 生产经营费用计算表4-1-4

项目 运输费用 巷道维护费用 合计 方案一 3.25元/t 0.525元/t 3.775元/t 方案二 3.75元/t 1.50元/t 5.25元/t 开拓方案经济比较汇总表4-1-5

项目 基本建设费用 生产经营费用 建井时间 储量损失 方案一 392万元 3.775元/t 2.5年 52651kt 百分率% 160% 100% 108% 100% 方案二 244万元 5.25元/t 2.3年 58971 百分率% 100% 139% 100% 112% 经比较，方案一虽然基建费用比方案二高，但方案一生产经营费用相对较

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低，而且根据矿井井型、井田面积和服务年限等条件要求分析方案一更具优势，所以本次设计选择方案一作为矿井井田开拓的最终方案。

第二节 达到设计生产能力时工作面的配备

一、回采工作面长度

回采工作面长度为130m，主要结合本矿煤层赋存条件，考虑工作面刮板输送机铺设长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定。

二、工作面的个数、产量及装备

矿井达到设计生产能力时，在3号煤层中布置一个回采工作面。工作面年推进度为1440m，采煤工作面生产能力按下式计算：

A=M×I×L×r×C

式中：A——回采工作面年生产能力，t/a； M——回采工作面采高，m； I——回采工作面长度，m； L——回采工作面年推进度，m； r——煤的容重，1.45t/m3； C——工作面回采率，85%；

所以：A=3.7×130×1440×1.45×0.85=854kt/a

考虑加上掘进出煤，可满足矿井设计生产能力900 kt/a的需求。

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第五章 矿井基本巷道及建井计划

第一节 井筒、石门与大巷

一、井筒布置及装备

1、主斜井：半圆拱形断面，净宽3.6m，墙高1.5m，净断面积为10.45m2，倾角13.5°，斜长347m，锚喷支护，装备DX5-B=1200型胶带输送机。

2、副斜井：半圆拱形断面，净宽3.6m，墙高1.5m，净断面积为9.52m2，倾角16°，斜长300m，锚喷支护，装备JK2.5—30提升机。

3、回风立井：圆形断面，井筒直径4.5m，净断面积为15.90m2，井深100m，钢筋混凝土支护。

4、风速验算：所选定的主、副井作为进风井，风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。经风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。

二、巷道断面及支护形式

主要开拓巷道除总回风大巷外其它如运输大巷、轨道大巷、井底车场等均布置于底板砂岩之中。由于其服务时间长，为便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱形，并采用锚喷支护。总回风大巷为便于通风布置在煤层中，其断面采用矩形，支护采用锚杆支护。

各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》第19条、第20条有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，符合要求。

三、井底车场各硐室

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主要硐室均采用半圆拱形断面，荒料石砌碹。在副井井底车场设有：中央变电所、中央水泵房、水仓、及消防材料库等，在轨道运输大巷南侧设有爆破材料发放硐室。井底车场巷道支护形式采用锚喷支护。

第二节 井底车场

本矿井设计年产量为900kt/a，运煤系统全部采用皮带运输直接出口，所以井下只设计副井轨道车场，在轨道运输巷道中采用双轨无极绳矿车运料。副井底车场选用折返式井底车场。为了保证矿井生产及安全的需要，井底车场设有各种硐室。并与主井井底巷道相通。

第三节 建井工作计划

一、井巷开拓掘进进度指标

巷道掘进进度以满足回采工作面正常接替为原则，根据《煤炭工业矿井设计规范》，巷道掘进进度指标采用如下数值：

立井井筒：80m/月；斜井井筒：90m/月； 煤 巷：280m/月；岩 巷：230m/月； 硐 室：500m3/月

二、矿井移交生产时的井巷工程量计算

移交生产时，矿井井巷工程总量为6993m，其中：煤巷5396m，占总工程量的77%；岩巷1597m，占总工程量的23%。

矿井移交生产时的井巷工程量汇总见表5-3-1。

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矿井移交生产时井巷工程量汇总表5-3-1

项目 井筒 井底车场 大巷 巷道长度m 煤巷 1500 3896 5396 岩巷 747 200 550 100 1597 小计 747 200 2050 3996 6993 开拓工程 准备及回采工程 总计 第六章 采煤方法

第一节 采煤方法的选择及依据

本采区可采煤层的特征如下表所示：

表6－1 可采煤层特征表

煤层名称 煤层厚度 倾角 稳定性 硬度 煤层牌号 伪顶 岩性 厚度 岩性 厚度 岩性 厚度 M ° M M M 3 4.2 4 稳定 中硬f=2.0 FM 深灰色泥岩 0.1 沙泥岩 1.6 长石石英砂岩 9.0 直接顶 老顶 根据可采煤层的特征表，3号煤层为倾角为4°的近水平厚煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。综合考虑分层综采采煤法和综采放顶煤采煤法的优缺点，决定选用倾斜长壁全部垮落一次采全高综采放顶煤采煤法。

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第二节 确定盘区巷道布置和要素

一、分带巷道布置

3号煤层开拓巷道采用分带布置，在井田中部沿走向平行布置两条大巷，分别为运输大巷和回风大巷，垂直于大巷巷道布置回采工作面巷道。回采工作面巷道采用两条巷布置，即运输顺槽和回风顺槽，两顺槽掘进至边界时，掘开切眼形成工作面。工作面之间煤柱宽度为15m，工作面回采巷道采用双巷掘进，即同时掘进上一工作面的回风巷和下一工作面的运输巷。

二、回采工作面长度的确定

影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、地质构造影响、煤层中瓦斯的涌出量及其防治措施、采区通风的条件及存在问题、机械装备及技术特征、巷道布置等。该区煤层赋存条件好，煤层倾角较小，地质条件简单，无大的地质构造影响，煤层走向起伏不明显，相对瓦斯涌出量为3.44m3/t，瓦斯含量相对较低，通风条件良好，工作面生产能力大 。该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。一般倾角小、煤层厚度大的工作面长度范围为100～150m，本设计选择工作面的长度为130m。

三、工作面的推进方向和推进度

由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向确定为后退式。

综放工作面的连续推进长度一般不宜小于800～1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，结合矿井设计生产能力和

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所选用滚筒采煤机技术参数，可得出综放工作面的推进度为：

V0=C。×X×T 式中：V 0；工作面推进度 C。；滚筒截深 X；日循环刀数 T；年工作日

V0=0.8×6×300=1440m/a

四、移交生产及达到设计产量时分带数目及位置

矿井移交生产和矿井达到设计生产能力时共布置一条分带一个综采工作面。为减少工期，尽快投产，首采面就近布置在井田中部主井附近。

第三节 回采工艺与劳动组织

一、工作面采煤、装煤、运煤、支护方式及配套设备选型

根据矿井生产能力以及本矿井煤层赋存条件，结合本矿开采技术水平，3号煤层采用综采工艺方式，工作面采用刮板输送机运煤，运输顺槽采用胶带输送机运输。

综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。

综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转，做到互不影响，互为依存。采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。

工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、

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平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，通常按富裕20﹪考虑。为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。

其设备设备选型及配套应遵循以下原则：

（1）液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。

（2）采煤机选型的原则

①、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。

②、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。

③、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。 ④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。 （3）、刮板输送机的选型原则

①、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。 ②、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。

③、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。

根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》,选用配套编号ZC140—ZZPF33的配套设备。

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三机标准型号见表6-3-2；

ZZPF4800/17/33型液压支架主要技术特征见表6-3-3； MXA-300/3.5D型采煤机主要技术特征见表6-3-4； SGZ—764/500型刮板输送机主要技术特征见表6-3-5；

三机标准型号表6-3-2

液压支架 ZZPF4800/17/33 采煤机 MXA-300/3.5D 刮板输送机 SGZ—764/500 ZZP4800/17/33F型放顶煤支架的技术特征表6-3-3

项目 型号 放煤形式 高度 宽度 中心距 初撑力 工作阻力 支架 支护强度 对底板比压 适应倾角 供液泵压 运输尺寸 重量 技术特征 ZZPF4800/17/33 双输送机、插板、低位放顶煤 1700～3300 1420～1580 1500 3958～5274 4800 0.65 1.98 <15° 31.5 5.0×1.42×1.7 15.98 mm mm mm KN KN Mpa Mpa Mpa M T 单位 MXA-300/3.5D型采煤机技术特征表6-3-4

技术特征 型号 采 高 适应煤质硬度 煤层倾角 截 深 滚筒直径 牵引方式 牵引力 牵引速度

单位 m kg/cm2 ° mm m kN m/min 规格 MXA-300/3.5D 2～3.5 f=2～4 0～40 806 1.8 液压、双牵引、无链 400 0～8.35 28

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链条规格 主油泵形式 油马达形式 调高泵形式 辅助泵形式 滚筒中心距 机面高度 卧底量 型号 电 动 机 功率 台数 电压 冷却方式 喷雾灭尘方式 控顶距 最大不可折卸件 总重 设计单位 制造厂家 mm mm mm mm kW 台 V mm mm/t t 齿销 125EV-2XP1-V1300S变量泵 125EX-8XP1定量马达 定量柱塞泵 定量柱塞泵 9056 1636 163 DMB-300S 300 1 1140 水冷 内、外喷雾 2578 3605×1151×309/2.37 37.3 西安煤矿机械厂 西安煤矿机械厂 SGZ-764/500型前部刮板输送机技术特征表6-3-5

型 号 设计长度 出厂长度 运输能力 链速 型号 电动机 功率 转速 电压 液力耦合器型号 减速器速比 布置方式 中部槽规格 圆环链规格 刮板链形式 刮板间距 与采煤机配套牵引方式 制造厂家

SGZ-764/500 200 150 900 0.96 KBYD-680-250/125 2×250/125 1480/740 1140 TV-600 1：38.44 平行布置 1500×764×222 2×30×108-C 准中双链 1080 有链、无链 西北煤矿机械总厂一厂 29

单 位 M M t/h m/s Kw Rpm V mm mm mm

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SGZ-764/400型后部刮板输送机技术特征6-3-6

型号 设计长度 出厂长度 运输能力 链速 型号 电动机 功率 转速 电压 液力耦合器型号 减速器速比 布置方式 中部槽规格 圆环链规格 刮板链形式 刮板间距 与采煤机配套牵引方式 制造厂家 SGZ-764/400 200 150 900 1.05 KBKYSS-200/100-4/8 2×200/100 1480/740 1140 TVA-560 1：38.44 平行布置 1500×764×222 2×30×108-C 准中双链 920 有链、无链 西北煤矿机械总厂一厂 单位 M M t/h m/s Kw Rpm V mm mm mm 2）液压支架的校核 （1）支架工作阻力校核

工作面顶板为Ⅱ级顶板，根据《放顶煤开采技术与放顶煤液压支架》一节说明，工作面阻力可按支撑顶煤和跨落带岩重计算，并乘以一个动压系数，见式6-1。

P=K[La(rhLZ＋∑r1ih1i L1Ki)cosa] 6－1 式中： K——动压系数，一般取1.5-2.0，此处取1.8； La——支架宽度，1.5m/架； r——放煤平均容重，1.45KN/m3； h——放煤厚度，1.0m；

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LZ——顶煤跨落步距，6.2m；

r1i——跨落带中第I层老顶分层容重，18 KN/m3； h1i——跨落带中第I层老顶分层及附加岩层厚度，5.2m； L1Ki——跨落带中第I层老顶分层的岩块长度，12m； a——煤层倾角，4°。 带入数据得：

P =1.8×[1.5×(1.45×1.0×6.2＋18×5.2×12)× cos4°] =3048KN

根据ZZPF4800/17/33型放顶煤支架的特性表可知，工作阻力为4800KN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。

（2）支架初撑力校核

对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作面阻力的75%为宜。则

P0=75%×3048=2286（kN/架） 6－2

由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为3958KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。

（3）支架的结构参数校核

支架的结构参数，主要是取定支架的最大最小高度，一般确定支架高度按式6-3与式6-4计算。

Hmin=Mmin-S2-a 6－3

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Hmax=Mmax-S1 6－4

式中： Mmin、Mmax——与煤层相应的最小最大采高，m； Hmin、Hmax——支架的最小最大结构高度，m；

S2——掩护式支架的顶梁尾端最大下沉量其值为：S2=d×Mmax×R2 ； d——顶板级别系数，取0.025；

R2——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，m；

S1——前柱处的最小下沉量，即移架后还未形成循环下沉量以前前柱处顶板下沉量，其值为：S1 = d×M min×R1；

R1——前柱到煤壁的距离，m；

A——支架在前移时的可缩余量，本设计取0.05m；

将有关的数据代入式6-3与式6-4得（由于工作面采用放顶煤开采，割煤高度为2.7m，因此，Mmax、 Mmin均为2.7m）：

S1 =0.025×2.7×1.972=0.133 m S2=0.025×2.7×2.722=0.187 m Hmin=2.7-0.197-0.05=2.463 m Hmax=2.7-0.133=2.567 m

据上述可知，支架高度范围在Mmin 、Mmax之间，可见支架的高度符合控顶设计的要求。

3）采煤机的工作方式

采煤机主要技术特征见表6-3-4所示。 (1)工作方式

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由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后先移架后推移刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒5～10m和10～15m。

(2) 进刀方式

采煤机采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，其进刀过程见图6-1。 进刀过程如下：

a. 当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤（见图6-1a）；

b. 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见图6-1b）；

c. 再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见图6-1c）； d. 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（见图6-1d）。

该采煤机适用条件为： a. 顶板较为稳定；

b. 回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。

优点：

a. 采煤机切入煤壁的阻力小； b. 操作简单，容易实现。

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缺点：

a. 工作面两端空顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理； b. 采煤机往返斜切距离长，故辅助时间较长。 二、工作面端头支护

综放工作面和综采工作面端头支护方式基本上相同，主要有以下三种： 1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的该方式端头支护相同。该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工费时。

2）自移式端头支架。移动速度快，但对平巷条件实用性差。

3）用工作面液压支架支护端头，适应于煤层能够倾角较小的综采面，通常在机头（尾）处要滞后与工作面中间支架一个截深。

根据支架选型要求，本设计选用ZTF6500－19/32型端头支架，其主要技术特征见表6-3-7

ZTF6500－19/32型端头支架技术特征表6-3-7

型号 工作阻力（kN） 初撑力（kN） 最小支撑高度（m） 最大支撑高度（m） 支护强度（MPa） 中心距（mm） 底板比压（MPa） 支护面积（m2） ZTF6500－19/32 6577 6157 1.9 3.2 0.75 1570 2.05 9.28 三、循环图表、劳动组织、主要技术经济指标 1）组织循环作业并编制循环图表 （1）循环作业

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工作面实行“四六”作业制，即三班采煤一班检修。采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.8m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.8m。

（2）循环产量的确定 工作面原煤日产计算公式为： V。= n×x×d 6—5 A。=L×X×d×m×r×C。 6—6 式中：L ----- 回采工作面长度，130m； V。——工作面进度， m/a； m —— 煤层厚度， 3.7m； r ——煤的容量， 1.45t/m3； C。——回采工作面回产率，取0.85； X ——每天循环进刀数， 取6刀； d ——截深， 0.8m； 把以上参数代入6-5，6-6两式得； V。=300×6×0.8=1440 m/a；

A。=130×6×0.8×3.7×1.45×0.85 =2845t 2）劳动组织 (1）作业方式

由于每天进6刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一

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个班，这样作业方式可确定为三班采煤，一班准备的四六工作制（循环作业图表布局图）。

(2）工序安排

综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护方式和滞后支护方式。

①及时支护方式

采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。

②滞后支护式

割煤后输送机实现逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。这种配合方式在底座前端和机械之间没有一个截深富裕量，比较适应周期压

力大及直接顶稳定性好的顶板，但直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前筒筒割过后将护帮板伸开，护住直接顶，随后推移输送机，移架。

由于本设计中煤层顶板属沙泥岩，属于中等稳定顶板，为防止假冒顶板事故发生，必须采用先移支架后移输送机的“及时支护”方式。

3）综放工艺 （1）放煤步距

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放煤步距的大小与顶煤的厚度有关：顶煤厚度较小时，通常以一采一放较为合理；顶煤厚度较大时，则放煤步距应适当增大，可采用两采一放或三采一放。结合该煤层顶板的冒落和运动特点，本矿井放煤步距选用两采一放。在本设计中综放面每班进2刀放一次是能够实现的。

因此，回采工作面作业过程如下：

割煤→移架→推前溜→拉后溜→割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜 （2）采放比

该煤层割煤高度为2.7m，则采放比为：2.7：（3.7－2.7）=1：0.37 （3）放煤方式

根据我国综放面的普遍放煤方式，本矿采用多轮顺序低位放煤。 （4）工艺要求

割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.8m。割煤时煤机速度要适宜，且必须保证顶底板平整，煤壁齐直。不得出现割底留伞檐现象，工作面采高应控制在2.7±0.1m。

移架：采用及时移架支护方式，移架滞后煤机后滚筒3--9m，追机作业，并及时伸出伸缩前梁打出护帮板，需要时可于煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.8m。

推前溜：在移架后顺序推移前部运输机，滞后移架10—15m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.8m，推前溜时必须依顺序进行，严禁相向操作。推溜后溜子必须保持平、直。

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放煤：采用多轮顺序低位放煤，两刀一放，采煤机割第二刀时采放平行作业。放煤时需注意以下问题：

①见顶板矸石占放出物的1/3时停止放煤。

②若遇到大块煤不易放出时，可反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使顶煤破碎后顺利放出。

③放煤结束后应关好放煤口，并确保过煤高度不小于500mm，放煤与移架间距不小于20m。

拉后溜：后溜在放完顶煤后拉移，拉移步距为0.8m，必须依次顺序进行，严禁相向操作，杜绝误操作，后部运输机拉移滞后放煤架10～15m，并确保弯曲段不小于30m，确保拉移到位。停机时不得移溜；拉移后应保证其平、直。

4）劳动组织

工作面的劳动组织采用追机作业方式。

劳动组织表6-3-8

工种 班长 采煤机司机 刮板机司机 转载机司机 胶带机司机 支架工 放煤工 泵站工 电站工 浮煤清理工 工具管理工 端头维护工 防尘工 运料工 油脂工 一班 2 3 1 1 2 2 3 1 1 4 1 5 1 2 二班 2 3 1 1 2 2 3 1 1 4 1 5 1 2 三班 2 3 1 1 2 2 3 1 1 4 1 5 1 2 检修班 2 3 4 2 4 3 0 1 6 0 1 8 0 2 合计 8 12 7 5 10 9 9 4 9 12 4 23 3 8 3 38

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材料工 地面装料工 技术员 区长、书记 合计 3 3 4 2 138

5）工作面吨煤成本

回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接发生于回采工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电力费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。

（1） 材料费(C3)

材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其他材料费用，综采面材料费(C3)一般为5.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项）。

（2）工资费

吨煤用工=138/2845=0.048工/t

工作面工人平均日工资按80元/天计算，则吨煤工资成本为： 吨煤工资成本=日工资×吨煤工资用工 6－8 =80×0.048 =3.84 元/t

（3）工作面设备折旧费

机电设备基本折旧吨煤成本=1.285 6－9 其中：实际计算中取值分别为： ① 设备残余值按原始价格的5％计算 ② 拆除清理费按原价格的3％计算；

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③ 服务年限取10a；

④ 产量按前面计算的4847t/d。 各种设备的年折旧费见表6-3-9

机电设备折旧表6-3-9

设备名称 液压支架 采煤机 前部刮板机 后部刮板机 顺槽转载机 顺槽胶带机 乳化液泵站 采煤机喷雾泵站 隔爆移动变电站 单体液压支柱 合计 型号 ZZPF4800/17/33F MXA-300/3.5D SGZ-764/500 SGZ-764/400 SZZ-764/160 SSJ-1200/400 XRB2B80/35.0 XPB250/55 KSGZY-500/6 DZ22-24.5/100Q 数目 83 1 1 1 1 2 1 1 1 60 折旧费（元/t） 0.698 0.206 0.06 0.06 0.017 0.121 0.006 0.002 0.11 0.005 1.285 （4）电费(C4) a.动力用电消耗

动力电耗=电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量 循环产量=L×M×r×d×K 6－10 式中：L——工作面长度 130m； M——煤平均高度 3.7m； r ——煤平均容重 1.45t/m3； d——循环进尺 0.8m； K——回采系数； 则

循

环

产

量

=130×3.7×1.45×0.8×0.85=

474

t

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其中，电机容量总和取2100kw，循环开动小时数取1.5小时代入得： 动力电耗=2100×1.5×2×0.9/474=11.96 kwh b.照明用电消耗耗

照明用电耗=照明用电总功率×循环照明时数/循环产量 6－11

其中，照明用电总功率——包括工作面及上下顺槽照明用电，取200KW，代入得：

照明用电单耗电力费=200×1.5/474=0.63 kwh c.电费总消耗(C4)

电力费=单价×（动力用电单耗＋照明用电单耗） 6－12 式中：单价——单价为0.35元/kwh。 代入得：

电力费=0.35×（11.96＋0.63）=4.4元/t 则工作面的吨煤成本为：

工作面吨煤成本(C) =设备折旧费(C1)＋工资(C2)＋材料消耗费(C3)＋电费(C4)

=1.258＋3.84＋5＋4.4 6－13 =14.52元/吨 6）工作面效率

工作面效率=2845/138=20.6t/工 6－14 7）主要技术经济指标

主要技术经济指标6-3-10

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序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 名称 煤层厚度 煤层容重 工作面走向长 工作面倾斜长 煤层倾角 采煤机采高 工作面回采率 循环进度 日循环进刀数 日进度 循环产量 日产量 日出勤人数 回采工效 月产量 单位 m t/m3 m m o m % m 刀 m t t 个 t/工 t 指标 3.7 1.45 130 1200 4 2.7 85 0.8 6 4.8 474 2845 138 20.6 85350 备注 平均 平均 平均 平均 平均 每月按30天计 四、综合机械化采煤过程中应注意事项

1) 综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自然发火倾向和矿山压力等因素，编制设计，报矿务局总工程师批准；

2) 运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式，安装质量，拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；

3) 综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前方放炮松动1.5m厚的老顶；

4) 采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤；

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5) 严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得小于支架允许的最小采高；

6) 综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架；否则，必须增设其他形式的支护；

7) 由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止人员进入；

8) 综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的安全措施；

9) 乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求；否则，不得使用。

第七章 井下运输

第一节 运输系统和运输方式的确定

一、带区运输

带区运输方式：主运输大巷采用胶带输送机，轨道运输大巷采用无极绳绞车运输。工作面轨道顺槽采用调度绞车辅助运输，工作面运输顺槽采用可伸缩胶带输送机，回采工作面采用可弯曲刮板输送机。

二、带区运输系统 运煤系统：

综放工作面（刮板输送机）—→运输顺槽（胶带输送机）—→带区溜煤眼

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—→运输大巷（胶带运输机）—→主斜井（胶带运输机）—→地面。

辅助运输系统：

地面副斜井—→井底车场—→轨道运输大巷—→工作面斜巷—→回风顺槽—→工作面

通风系统：

地面新鲜风流—→副斜井、主斜井—→井底车场—→运输大巷—→进风斜巷—→工作面运输顺槽—→工作面—→工作面回风顺槽—→总回风巷—→回风立井—→地面。

掘进工作面采用局扇压入式通风，局扇型号为JBT52—2、功率为52KW。

第二节 运输设备的选择和计算

带区运输设备主要包括回采工作面、轨道大巷及运输大巷等的主要运输设备。其选择需根据矿床地质特征、开拓系统、开采方法、运输倾角、运距、运量和瓦斯等级等情况来决定。

本设计以设计首带区为例进行带区运输设备的选型。

注：根据要求，本设计对运输设备只作选型，不做具体计算和校核。 一、工作面运煤设备的选型

设计回采工艺时已经选定MXA-300/3.5D型采煤机与配套的支撑掩护式液压支架。因此,只需对运输顺槽内运煤系统的转载机、破碎机、可伸缩胶带输送机等设备进行选型即可。

1）转载机的选型原则

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（1）转载机的运输能力应大于工作面输送机的额能力，它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机。

（2）转载机的机型，即机头传动装置及电动机和溜槽类型及刮板链类型，应尽量于工作面输送机机型一致，以便于日常维修及配件管理。

（3）转载机机头搭接胶带输送机的连接装置，应与胶带输送机机尾结构以及搭接重叠长度相配，搭接处的最大机高要适应巷道动压后的支护高度；转载机高架段中部槽的长度，即要满足转载机前移重叠长度的要求，又要考虑工作面采后超前动压对巷道顶底移近量的作用大小。通常对于超前动压影响距离远且矿压显示剧烈的巷道较底的平巷，转载机应该选用较长机身（架空段）及较大的功率，巷道易低鼓变形时，采用不直接骑在输送机机尾导轨上，而选用跨在两侧的专用地轨上。

据以上原则，所选刮板转载机的型号为：SZZ—764/160，输送能力1100t/h，速度1.28m/s，功率160kw。

2）可伸缩胶带输送机的选型原则

（1）胶带输送机的带宽和带速及其转动功率的选择，必须大于转载机饿运输能力，一般应为1.2倍。

（2）胶带运输机的单机许可铺设长度与综采面的推进长度相适应，尽量减少铺设输送机的台数。

（3）选型要考虑巷道顶板和地板的条件，对于没有淋水或地板没渗水、底版无底鼓的巷道，选用H架型落地式可伸缩胶带输送机，否则易选用绳架吊挂式。

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据上述原则，运输顺槽选择SSJ1200/M型伸缩式带式输送机，输送量1200t/h，带宽1200mm，带速2.5m/s，功率3×160kw。运输大巷选择SSJ1200/2×250型带式输送机，输送量1200t/h，带宽1200mm，带速2.5m/s，功率2×250kw。

二、带区辅助运输设备的选型与设计

1）设备选型

本带区煤层赋存稳定，带区内没有大的起伏及地质构造，带区走向长度为1600m。根据轨道大巷轨道形式，带区轨道大巷选用一部JWB75BJ型无极绳绞车运输，功率为75kw。轨道斜巷采用JKY2/1.5B型矿用防爆液压提升绞车提升，功率为160kw。

2）矿车选型及数量

轨道大巷运输中所选材料车与平板车的型号与数量为：1t固定式矿车30辆；1t材料车60辆；各种平板车80辆。

第八章 矿井提升

第一节 主井提升

本矿井设计井型为90万t/a，主斜井担负全矿井的煤炭运输任务，选择采用DX5-B=1200型钢丝绳芯固胶带输送机运输。主斜井斜长347m，倾角13.5°向上运煤，设计运输生产率为1300t/h，煤的松散密度为0.9t/m3，堆积角为20°，最大块度为300mm。DX5-B=1200型胶带输送机有关技术数据如下：

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采用GX2000型钢丝绳芯阻燃胶带，带宽B=1.2m；每米质量qd=40kg/m；带速v=3.15m/s。输送能力Q=1500t/h；输送倾角3°～18°。总围包角α=370°（6.46弧度）。上、下托辊间距分别为L'g=1.2m；L''g=2.4m。电动机功率P=2×300kw。

一、验算胶带宽度

DX5-B=1200型输送机，在带宽B=1200m，带速v=3.15m/s，输送倾角在3°～18°范围内的输送能力为Q=1500t/h，大于设计运输生产率1300t/h，所以带宽满足要求。

对带宽进行块度校核（原煤） B≥2amax＋200=2×300＋200=800mm 所以带宽满足要求。 二、胶带运行阻力计算 1、胶带每米长度上载货的质量 q=QS÷3.6v=1300÷3.6×3.15=114kg/m

2、换算到每米长度上的上、下托辊转动部分的质量 q'g=G'g÷L'g=20÷1.2=16.67kg/m q\g=G\g÷L\g=20÷2.4=8.33kg/m 重段运行阻力：

Wzh=10（114＋40＋16.67）×347×0.04cos13.5°＋10（114＋40）×347sin13.5°

=147783N

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空段运行阻力：

Wk=10（40＋8.33）×347×0.034cos13.5°－10×40×347sin13.5° =－26858N 三、胶带张力计算

1、按逐点计算法列出F1和F6的关系式 F1=Fmin F2=1.04F1 F3=1.04F2=1.042F1 F4=F3＋Wk=1.042F1＋Wk F5=1.04F4=1.043F1＋1.04Wk

F6=F5＋Wzh=1.043F1＋1.04Wk＋Wzh=1.12F1＋119850 2、按摩擦传动力条件列出F1和F6的关系式 F6=F1（1＋（eμα－1）÷k0）=F1（1＋3.3）=4.3F1 3、解出：F1=37688N F2=39196N F3=40764N F4=13906N F5=14462N F6=162245N 四、带垂度与强度验算 1、垂度验算

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按垂度要求，重载段上允许的最小张力为：

[Fzh·min]=5g（q＋qd）L'gcosβ=5×10（114＋40）×1.2cos13.5°=8984N [Fzh·min]＜F5=14462N，所以胶带垂度满足要求。 2、强度验算

m=SdB÷Fmax=2000×1200÷162245=14.8＞10 胶带强度满足要求。 五、牵引力及电动机功率计算 1、传动滚筒牵引力 W0=F6－F1＋0.04（F6＋F1）

=162245－37688＋0.04（162245＋37688）=132554N 2、电动机功率

P=k[（W0·v）÷（1000·η）]

=1.15×[（132554×3.15)÷(1000×0.85）]=565kw P=565＜2×300=600，所以符合要求。

通过以上计算，证明主斜井所选DX5-B=1200型胶带输送机可以满足要求。

第二节 副井提升

一、技术资料

1、副斜井斜长300m，倾角16°。 2、矿井设计年产量90万吨/年。

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3、提升方式为斜井串车单钩提升。

4、根据提升条件选择JK-2.5/30型单滚筒提升机。 5、钢丝绳最大直径31mm，

二、提升机选择计算（只做粗略计算） 1、提升机滚筒直径验算 Ds≥80d=80×31=2480mm Dx=2500≥2480，所以符合要求。 2、提升机滚筒宽度验算

Bs=[（L＋30）÷（πD）＋3]（d＋ε） =[（350＋30）÷（3.14×2.5）＋3]（31＋2） =1696mm

Bx=2000≥1696，符合要求。

经计算所选JK-2.5/30型提升机符合要求。

第九章 矿井通风与安全

第一节 风量计算

矿井采用综采放顶煤的采煤方法，全矿只布置一个综采工作面，两个掘进工作面，工作面日产量为2845吨。矿井通风主要供风硐室有：机电泵房，充电峒室、采区火药库、绞车房、采区变电所等。

本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量约为3.44m3/t，煤尘无爆炸性。

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本文来源：https://www.bwwdw.com/article/3zyo.html