采煤工藝模擬設計報告

1、采煤工藝模擬設計報告 設計課題： 采煤工藝模擬設計 專業(yè)班級： 學生姓名： 指導教師： 設計時間： 2014.6.18 - 2014.6.29 工程技術學院前 言在當今科技經濟發(fā)展的新形勢下，煤炭開采技術的研究必須面向國內國外兩個市場，面向經濟建設主戰(zhàn)場，立足于煤炭開采技術的前沿，立足于中國煤炭發(fā)展戰(zhàn)略所必備的技術設備，立足于煤炭工業(yè)中長期發(fā)展戰(zhàn)略所必需的關鍵技術的公關，立足于煤炭工業(yè)工程實際問題的解決，重點從事中場那個氣研究開發(fā)和技術設備，跟蹤產業(yè)科技前沿，開發(fā)有自主知識產權的煤炭開采技術及配套設備的主導核心技術，占領技術制高點。采煤方法和工藝的進步和完善始終是采礦科技發(fā)展的主題。本次設計通

2、過我們到扎賚諾爾礦務局靈泉礦實地實習、搜集、整理的礦井井田地質報告以及靈泉礦七采區(qū)的地質報告和七采區(qū)回采規(guī)程等資料，回校后依據礦產資源法、煤炭法、煤礦安全規(guī)程等技術政策和法規(guī)，運用所學的專業(yè)知識著力解決以下問題：七采區(qū)工作面的設計，回采工藝的設計，破煤方式的選擇，裝煤及運煤方式的選擇，工作面端頭支護的設計以及頂板的管理等內容并最終繪制出工作面布置圖?；夭晒に囌n程設計是學生在校學習煤礦開采方法課程中的重要技能學習環(huán)節(jié)，目的在于通過課程設計鞏固和加強課堂理論知識，并使之與生產實踐緊密結合，以培養(yǎng)學生運用所學知識分析問題與解決回采中各主要工序的基本能力，掌握設計的基本方法和設計技能，并結合生產實踐，

3、鍛煉解決生產所遇到的實際問題，培養(yǎng)學生正確的思維方式和工程技術人員應具備的基本技能。由于本次的采煤工藝模擬設計，涉及學科多，運用知識多，考慮環(huán)節(jié)多，同時需要我們去查閱資料，思考問題，斟酌方案。因此，我們不僅僅把以前所學的知識溫習了一遍，更重要的是把所學的知識融會貫通的運用了一遍，極大地提高了我們的實踐能力和專業(yè)水平，這對于我們以后的工作有著極大的幫助，讓我們更有信心走向工作崗位。目 錄 TOC o 1-3 h u HYPERLINK l _Toc24370 第一章 采區(qū)概況 PAGEREF _Toc24370 1 HYPERLINK l _Toc27718 1.1地理位置、境界、尺寸和面積 P

4、AGEREF _Toc27718 1 HYPERLINK l _Toc11344 1.1.1地理位置 PAGEREF _Toc11344 1 HYPERLINK l _Toc8662 1.1.2井田境界及尺寸面積 PAGEREF _Toc8662 1 HYPERLINK l _Toc7688 1.2 可采煤層 PAGEREF _Toc7688 2 HYPERLINK l _Toc23057 1.3資源儲量及設計生產能力 PAGEREF _Toc23057 5 HYPERLINK l _Toc32580 1.3.1資源儲量 PAGEREF _Toc32580 5 HYPERLINK l _Toc

5、566 1.3.2可采儲量 PAGEREF _Toc566 5 HYPERLINK l _Toc26227 1.3.3礦井設計生產能力 PAGEREF _Toc26227 5 HYPERLINK l _Toc25713 1.3.4服務年限 PAGEREF _Toc25713 5 HYPERLINK l _Toc21639 1.4采區(qū)地質構造 PAGEREF _Toc21639 6 HYPERLINK l _Toc18306 1.5井筒型式、出口及主要用途 PAGEREF _Toc18306 6 HYPERLINK l _Toc24719 1.6礦井工作制度 PAGEREF _Toc24719

6、7 HYPERLINK l _Toc19548 1.7煤層瓦斯及自燃發(fā)火期 PAGEREF _Toc19548 7 HYPERLINK l _Toc32072 第二章 工作面概況 PAGEREF _Toc32072 7 HYPERLINK l _Toc509 2.1工作面位置及井上下關系 PAGEREF _Toc509 7 HYPERLINK l _Toc4130 2.2煤層及頂?shù)装遒x存情況 PAGEREF _Toc4130 8 HYPERLINK l _Toc10452 2.3地質構造 PAGEREF _Toc10452 9 HYPERLINK l _Toc3470 2.4儲量及服務年限 P

7、AGEREF _Toc3470 10 HYPERLINK l _Toc10851 2.4.1儲量 PAGEREF _Toc10851 10 HYPERLINK l _Toc11402 2.4.2工作面服務年限 PAGEREF _Toc11402 10 HYPERLINK l _Toc12045 2.5 影響回采的其它因素 PAGEREF _Toc12045 10 HYPERLINK l _Toc5067 2.5.1工程地質 PAGEREF _Toc5067 10 HYPERLINK l _Toc19242 2.5.2瓦 斯 PAGEREF _Toc19242 11 HYPERLINK l _T

8、oc13556 2.5.3煤塵爆炸性 PAGEREF _Toc13556 11 HYPERLINK l _Toc17874 2.5.4煤的自燃傾向性 PAGEREF _Toc17874 11 HYPERLINK l _Toc28341 2.5.5地 溫 PAGEREF _Toc28341 11 HYPERLINK l _Toc20232 第三章 回采工藝設計 PAGEREF _Toc20232 11 HYPERLINK l _Toc5327 3.1回采工藝選擇 PAGEREF _Toc5327 11 HYPERLINK l _Toc26661 3.2回采工藝方式 PAGEREF _Toc266

9、61 12 HYPERLINK l _Toc13649 3.2.1采煤機進刀方式 PAGEREF _Toc13649 12 HYPERLINK l _Toc6325 3.2.2割煤 PAGEREF _Toc6325 12 HYPERLINK l _Toc27777 3.2.3移架 PAGEREF _Toc27777 13 HYPERLINK l _Toc6950 3.2.4推前部輸送機 PAGEREF _Toc6950 13 HYPERLINK l _Toc25936 3.2.5放頂煤 PAGEREF _Toc25936 13 HYPERLINK l _Toc18418 3.2.6拉后部輸送機

10、 PAGEREF _Toc18418 14 HYPERLINK l _Toc21080 3.3工作面設備配備 PAGEREF _Toc21080 14 HYPERLINK l _Toc31542 3.3.1采煤機的選擇 PAGEREF _Toc31542 14 HYPERLINK l _Toc19359 3.3.2液壓支架選型 PAGEREF _Toc19359 16 HYPERLINK l _Toc20426 3.3.3刮板輸送機選型 PAGEREF _Toc20426 19 HYPERLINK l _Toc8131 3.3.4可伸縮帶式輸送機 PAGEREF _Toc8131 19 HYP

11、ERLINK l _Toc9307 3.4破煤、裝煤和運煤 PAGEREF _Toc9307 20 HYPERLINK l _Toc23354 3.4.1破煤 PAGEREF _Toc23354 20 HYPERLINK l _Toc16920 3.4.2裝煤 PAGEREF _Toc16920 20 HYPERLINK l _Toc7874 3.4.3運煤 PAGEREF _Toc7874 20 HYPERLINK l _Toc31206 3.5頂板管理 PAGEREF _Toc31206 20 HYPERLINK l _Toc26177 3.5.1工作面支護設計 PAGEREF _Toc2

12、6177 20 HYPERLINK l _Toc29769 3.5.2液壓支架主要參數(shù) PAGEREF _Toc29769 23 HYPERLINK l _Toc11163 3.5.3特種支架 PAGEREF _Toc11163 23 HYPERLINK l _Toc4436 3.6回采面生產技術管理 PAGEREF _Toc4436 25 HYPERLINK l _Toc27981 3.6.1作業(yè)方式 PAGEREF _Toc27981 25 HYPERLINK l _Toc24931 3.6.2勞動組織 PAGEREF _Toc24931 25 HYPERLINK l _Toc7887 3

13、.6.3主要技術經濟指標 PAGEREF _Toc7887 26 HYPERLINK l _Toc17523 3.7風量選擇及計算 PAGEREF _Toc17523 27 HYPERLINK l _Toc30980 3.8安全技術措施 PAGEREF _Toc30980 32 HYPERLINK l _Toc27974 3.8.1一般規(guī)定 PAGEREF _Toc27974 32 HYPERLINK l _Toc4940 3.8.2頂板管理 PAGEREF _Toc4940 33 HYPERLINK l _Toc11974 第四章 生產系統(tǒng) PAGEREF _Toc11974 35 HYPE

14、RLINK l _Toc12779 4.1工作面運輸 PAGEREF _Toc12779 35 HYPERLINK l _Toc27955 4.1.1運輸方式 PAGEREF _Toc27955 35 HYPERLINK l _Toc23780 4.1.2運輸設備 PAGEREF _Toc23780 35 HYPERLINK l _Toc10876 4.2通風系統(tǒng) PAGEREF _Toc10876 36 HYPERLINK l _Toc6538 4.3供電系統(tǒng) PAGEREF _Toc6538 36 HYPERLINK l _Toc17150 4.4壓風系統(tǒng) PAGEREF _Toc1715

15、0 37 HYPERLINK l _Toc7864 4.4.1空氣壓縮機設備的選擇 PAGEREF _Toc7864 37 HYPERLINK l _Toc3961 4.4.2空氣壓縮機及壓風管路的布置方式 PAGEREF _Toc3961 37 HYPERLINK l _Toc19672 4.5防滅火系統(tǒng) PAGEREF _Toc19672 38 HYPERLINK l _Toc21387 4.6排水系統(tǒng) PAGEREF _Toc21387 39 HYPERLINK l _Toc31214 4.7避災路線 PAGEREF _Toc31214 40 HYPERLINK l _Toc12927

16、4.7.1發(fā)生火災時的避災路線： PAGEREF _Toc12927 40 HYPERLINK l _Toc13328 4.7.2發(fā)生水災時的避災路線： PAGEREF _Toc13328 40 HYPERLINK l _Toc25148 4.7.3發(fā)生瓦斯爆炸及煤塵爆炸時的避災路線： PAGEREF _Toc25148 40 HYPERLINK l _Toc24842 致謝： PAGEREF _Toc24842 40 HYPERLINK l _Toc8926 參考文獻： PAGEREF _Toc8926 41第一章 采區(qū)概況1.1地理位置、境界、尺寸和面積1.1.1地理位置 靈露煤礦位于滿洲

17、里市扎賚諾爾煤田向斜西翼的中部，行政區(qū)屬內蒙古自治區(qū)滿洲里市東湖區(qū)，西距滿洲里29km，東距海拉爾180km，至哈爾濱908km。地理坐標: 東徑1174300-1174533 北緯492500 -4926301.1.2井田境界及尺寸面積 2，開采深度+544m-570m。 本礦井采礦證正在辦理中，采用北京坐標系，井田境界拐點坐標見表1-1-1。 井田境界拐點坐標表 表1-1-1編號緯距（X）經距（Y）編號緯距（X）經距（Y）1547662039551000854755893955469525475889395519879547799539555145354765583955220210547

18、8706395556284547629239552530115480209395537805547613239552482125480090395532026547601439552812135478324395520817547616939552857靈露煤礦露天開采范圍拐點坐標表詳見表1-1-2，井工開采范圍拐點坐標表詳見表1-1-3。露天與井工開采范圍示意圖詳見圖1-1-1，礦井四鄰關系詳見圖1-1-2。露天開采范圍拐點坐標表 表1-1-2編號緯距（X）經距（Y）編號緯距（X）經距（Y）154766203955100045479395395537252547641438551277554

19、800903955320335476558395521556547832439552081井工開采范圍拐點坐標表 表1-1-3編號緯距（X）經距（Y）編號緯距（X）經距（Y）154779953955514585475889395519872547870639555628954765583955220235480290395537801054762923955253045480090395532021154761323955248255479395395537251254760143955281265477346395521551354761693955285775476414395512771

20、45475589395546951.2 可采煤層 1.2煤層:分布于本區(qū)東部，向西抬起被剝蝕，分布面積比1煤層稍大，可采面積1.89km2，煤層厚度1.04m4.55m，平均3.43m；一般為單一結構，局部含12層夾石，巖性為泥巖、粉砂巖，偶見中、細粒砂巖；煤層頂板為泥巖、粉砂巖，局部為中粒砂巖；底板為泥巖或粉砂巖。 2.3煤層:分布于本區(qū)東部，向西抬起被剝蝕，分布面積比2煤層稍大，可采面積2.76km2，與2煤層間距17.6739.52m，平均為27.26m，自西向東間距增大，煤層厚度1.024.58m，平均2.28m；可采厚度為1.504.58m，平均2.80m；結構較簡單，夾石為03層，

21、巖性為泥巖或粉砂巖；頂板巖性以含礫粗砂巖、砂礫巖為主，底板巖性為泥巖、粉砂巖、細粒砂巖。 3.2-11煤層:為本區(qū)局部可采煤層，可采面積5.763km2，厚度0.634.63 m，平均1.68m，結構較簡單，夾石由無到有,最多二層，巖性一般為砂巖或泥巖。煤層在38線以南，34-36線中淺部，37線淺部，29-33線淺部變薄不可采,在走向由南往北變厚，并在27-28線左右與2-12合并為一層，沿傾向由淺入深，煤層逐漸變厚，頂?shù)装鍘r性為細砂巖。 4.2-12煤層:為本區(qū)大部可采煤層，可采面積9.309km2，煤層厚度1.1319.58m，平均8.61m，結構由簡單到復雜，最多為五層，夾矸層巖性一般

22、為泥巖或炭質泥巖。煤層在32-39線中淺部變薄不可采，40線以南不可采，且上與2-11在27-28線左右合并，下與2-13在28-29線左右合并，沿傾向由淺到深煤層增厚，由南向北逐漸增厚；頂、底板巖性均為細砂巖。煤層厚度5.0419.58m，平均11.99m；一般有2層夾石，個別點有4層夾石，夾石多為炭質泥巖或泥巖，沿走向從北向南，夾矸厚度逐漸增厚，煤層逐漸變薄。28-29線以南煤層分岔為三個層，夾石厚度達到4m，巖性變?yōu)槟鄮r、粉砂巖及細砂巖；在傾向上，由淺部向深部煤厚逐漸增加，夾矸減少至一層；頂板一般為泥巖或粉砂巖，底板一般為細粒砂巖及中粒砂巖；屬較穩(wěn)定的厚煤層。 5.2-13煤層:為本區(qū)局

23、部可采煤層，可采面積為2.284km2，厚度0.052.57m，平均1.19m，結構較簡單，有夾石一層；該煤層在37線以南變薄不可采，33-36線中淺部，29-32線淺部不可采，并在28-29線左右與2-12合并為一層，煤層由南向北逐漸增厚，由淺到深逐漸增厚，煤層頂、底板巖性為細砂巖。 6.2-2煤層:全區(qū)大部可采，可采面積3.527km2，煤層厚度1.075.04m，平均3.01m，結構較復雜，夾矸23層，夾矸多為炭質泥巖及泥巖，夾矸由北向南逐漸增厚，煤層變??；25線以南分岔成上、中、下三分層，且厚度變薄，26線以南分層煤厚在1m左右，但多數(shù)點不可采，中下分層逐漸尖滅。在22線以北的深部，煤

24、層結構較簡單，煤層頂?shù)装寰鶠榉凵皫r或泥巖，屬較復雜型中厚煤層。 7.3煤層:為本區(qū)的主要可采煤層，可采面積為9.886km2，全區(qū)發(fā)育，厚度3.9525.92m，平均14.69m，為一厚特厚煤層，煤層結構較簡單，夾石最多四層，巖性為泥巖或炭質泥巖，煤層穩(wěn)定性好，規(guī)律性強，由南向北，由淺到深煤層變厚，煤層頂、底板巖性為中砂巖。露天區(qū)：全區(qū)可采，煤層厚度8.2425.92m，平均14.48m，煤層下部一般有一層夾矸，結構簡單。在走向上煤厚變化不大，在傾向上，由淺入深煤層逐漸增厚，煤層頂板為泥巖，底板為細砂巖，屬穩(wěn)定型厚煤層。 8.1煤層：全區(qū)大部分地區(qū)發(fā)育，可采面積為9.514km2，煤層厚度2.

25、747.85m，平均厚度5.92m。在傾向上由淺入深逐漸變薄并分叉為34個分層，在走向上由北向南，從29線淺部開始分叉，至33線的淺部全部分開，分叉前，為一穩(wěn)定至較穩(wěn)定煤層。頂板為泥巖、砂質泥巖，底板為粉砂巖，細砂巖。 9.1煤層:井田內大部地區(qū)發(fā)育，可采面積為9.723km2，煤層厚0.208.40m之間，平均厚度6.30m，夾矸07層，在傾向上，淺部沉積邊緣煤層分岔變薄至尖滅，夾矸多達7層，中、深部煤層厚度大且穩(wěn)定，夾矸02層；在走向上，由北向南從23線的深部開始分叉，至26線的淺部全部分開，分為1、1-2兩層，分叉前夾矸02層，分岔后夾矸03層，厚度由北向南逐漸變薄。因此 1煤層屬較穩(wěn)定

26、煤層，煤層頂、底板主要是砂質泥巖和粉砂巖，局部為細砂巖。 10.3煤層:井田內大部分地區(qū)發(fā)育，可采面積為9.655km2，煤層厚度0.307.80m，平均厚度4.20m，結構由簡單到復雜，夾矸06層；在傾向上，淺部沉積分岔變薄至尖滅，夾矸多達6層，深部合為一層，厚度穩(wěn)定，夾矸02層，在走向上，從北向南煤厚逐漸變薄。因此，3煤層屬較穩(wěn)定煤層，煤層頂板多為粉砂巖及泥巖，局部為細砂巖；底板多為粉、細砂巖，盆地邊緣相變?yōu)榈[巖。4煤層:井田內大部分地區(qū)發(fā)育，可采面積6.465km2，煤層厚度0.304.50m，平均厚度2.40m，結構較簡單，夾矸02層；大部分地區(qū)為上下兩層同時出現(xiàn)，在傾向上，向淺部變薄

27、至尖滅，中深部厚度較穩(wěn)定，再向深部亦有變薄現(xiàn)象；在走向上，從北向南煤厚逐漸變薄。因此，4煤層屬較穩(wěn)定煤層，煤層頂板多為粉砂巖及泥巖，局部為細砂巖；底板多為粉、細砂巖，盆地邊緣相為砂礫巖。1.3資源儲量及設計生產能力1.3.1資源儲量根據內蒙古自治區(qū)滿洲里市扎賚諾爾煤田靈露煤礦煤炭資源儲量核實報告提供，截止2008年6月底靈露煤礦保有資源量為693.951Mt，其中：露天停采線以上，供露天開采的資源量為12.455Mt；露天停采線以下，供井工開采的資源量為681.496Mt。1.3.2可采儲量 礦井設計可采儲量匯總表見表1-2-1。 依據有關規(guī)程、規(guī)范的相關規(guī)定計算礦井設計可采儲量，經計算全礦井

28、工業(yè)場地等煤柱及開采損失合計為177.828Mt，扣除上述損失后，全礦井可采儲量為278.289Mt，其中，采區(qū)回采率按厚煤層取75%。 礦井設計可采儲量匯總表 單位：10kt 表1-2-1煤 層名 稱設計儲量工業(yè)場地等煤柱及開采損失設計可采儲 量專用線工 業(yè)井筒及開 采小 計場 地大 巷損 失2-1212755.87 2210.40 184.70 385.60 2493.79 5274.49 7481.37 2-22349.99 186.80 39.50 48.00 518.92 793.22 1556.77 316494.05 1847.60 505.80 1084.20 3264.11

29、6701.71 9792.34 15658.94 547.10 257.70 125.40 1182.19 2112.39 3546.56 13415.38 208.30 305.80 42.30 714.75 1271.15 2144.24 33453.15 322.50 102.60 35.00 748.26 1208.36 2244.79 41484.36 25.00 42.20 0.00 354.29 421.49 1062.87 合計45611.73 5347.70 1438.30 1720.50 9276.31 17782.81 27828.9 1.3.3礦井設計生產能力 靈露煤礦

30、設計生產能力為300萬t/a（3.00Mt/a）。1.3.4服務年限礦井可采儲量278.289Mt，儲量備用系數(shù)1.3。采區(qū)服務年限采區(qū)可采煤量/（采區(qū)生產能力儲量備用系數(shù)）278.289/（3.001.3）71.35年。1.4采區(qū)地質構造二采區(qū)開采的層組煤層總厚度26.31m，層組含3個主要可采煤層，分別為2-1、2-2、3煤層，其中2-1、3煤層均屬厚煤層，全區(qū)發(fā)育，賦存穩(wěn)定。二采區(qū)首采煤層為層群的2-1 煤層，煤層厚度為8.83-15.97米，夾矸最多為3層，夾矸厚度為0-0.32米，夾矸巖性為泥巖、粉砂巖或炭質泥巖。2-1煤層頂板巖性主要為泥巖、砂質泥巖、其次為粉砂巖、細砂巖，底板巖性

31、主要為砂質泥巖、粉砂巖，局部見有泥巖、細砂巖。二采區(qū)層群煤層之上主要有三個含水層。從下至上依次為：第四系沖積孔隙含水層（第三含水層）、號煤層群砂巖含水層（第二含水層）、2-1煤層頂板砂巖含水層（第一含水層）。1.5井筒型式、出口及主要用途 根據開拓布置，礦井移交生產時建成三條井筒，分別為主斜井、副斜井、風井。 主斜井：擔負煤炭的提升任務并兼作輔助進風及安全出口。井筒坡度1347，提升方位角32430,井筒全長1199.555m；井筒凈寬3.7m，凈斷面：表土段12.4m，基巖段13.1m。掘進斷面：表土段19.9m，基巖段18.7m。表土段采用鋼筋混凝土支護，基巖段采用鋼支架+噴射砼支護。井筒

32、內布置鋼絲繩芯強力膠帶運輸機，設置臺階、扶手，敷設消防灑水管路、通信電纜、信號電纜、照明電纜等。 副斜井：擔負升降人員、運輸材料及設備的提升任務并兼作主進風井及安全出口。井筒坡度為1336，提升方位角32430,全長920.720m；井筒凈寬4.2m，凈斷面：表土段14.0m，基巖段14.6m。掘進斷面：表土段22.4m，基巖段21.2m。表土段采用鋼筋混凝土支護，基巖段采用鋼支架+噴射砼支護。井筒內布置JK-3.0/20(E)提升機一臺，設置臺階、扶手，敷設消防灑水管路、壓風管路、以及動力、通訊、信號、照明等電纜。風 井:井筒坡度25，方位角32430,全長486.254m；井筒凈寬4.2m

33、，凈斷面：表土段14.0m，基巖段14.6m。 掘進斷面：表土段22.4m，基巖段21.2m。表土段鋼筋混凝土支護，基巖段采用鋼支架+噴射砼支護。井筒內設置臺階、扶手，敷設有防火注砂管路及消防灑水管路，作為全礦井的專用回風井并兼做礦井的安全出口1.6礦井工作制度礦井設計年工作日為330d，每天四班作業(yè)，其中三班生產、一班準備，每班工作6h，每天凈提升時間為16h。1.7煤層瓦斯及自燃發(fā)火期 根據內蒙古自治區(qū)煤炭工業(yè)局文件內煤局字2012490號文件關于扎來諾爾煤業(yè)有限責任公司所屬井工煤礦瓦斯等級鑒定結果的批復，本井為瓦斯礦井，經測定2012年度靈露礦CH4絕對涌出量為0.389m3/min，C

34、O2絕對涌出量為1.309 m3/min，CH4相對涌出量為0.498 m3/t，CO2相對涌出量為1.676 m3/t，根據以上數(shù)據可知，本礦井無煤與瓦斯突出危險。煤塵有爆炸性，煤層自燃發(fā)火傾向等級為類，屬容易自然煤層，自燃發(fā)火期為36個月。第二章 工作面概況2.1工作面位置及井上下關系 工作面位置及井上下關系 表2-1-1位 置北二采區(qū)三區(qū)段地面標高范 圍工作面北邊以開拓巷道保護煤柱為界，南邊以工作面切眼保護煤柱為界，東邊以靈露礦工業(yè)廣場保護煤柱為界。+545.00m工作面標高+316.1+404.3面 積559492m2走向長度2270m傾斜長度197.5m傾 角58地 面情 況地面有1

35、40戶居民住宅、公路、耕地、排土場、荒地?；夭蓪Φ孛嬖O施的影響及沉陷范圍回采后地面會產生裂縫、形成不同程度沉陷，預計最大下沉值為7-8m，對居民住宅及耕地有一定影響，需要對受采動影響的居民住宅進行動遷，對受采動影響的公路進行改道或原地恢復。沉陷范圍是首采工作面對應地表外擴73m-98m。儲 量（萬T）工業(yè)儲量可采儲量回采率回采損失644.5483.3575%161.125頂、底板 巖性煤層頂板頂板巖性主要為粉砂巖、泥巖、其次為砂質泥巖、細砂巖等。煤層底板底板巖性主要為泥巖、砂質泥巖、粉砂巖，局部見有細砂巖。鉆 孔情 況此工作面內有9個鉆孔，分別是77-20、77-23、77-32、77-91（

36、此孔為一層群鉆孔，孔深為43.4米）、63-72、77-52、64-56、77-89、66-2號鉆孔，要求在回采時，要提前制定過鉆孔的安全技術措施。水 文根據鉆探及物探資料，2-3煤層頂板以上影響開采的主要有三個含水層，即是第含水層、第含水層及第含水層。補 充說 明1、2-3煤層頂板上覆有砂巖含水層，回采前必須通過井下仰上鉆孔對含水層的水進行超前疏降，要求達到安全水頭值并經公司相關處室驗收后，方可回采。2、回采期間，加強頂板管理，避免出現(xiàn)掉頂、冒頂現(xiàn)象發(fā)生。2.2煤層及頂?shù)装遒x存情況工作面煤層情況及特征表 表2-2-1煤層厚度/m12.0m煤層結構較簡單煤層傾角58開采煤層2-3煤種褐煤穩(wěn)定程

37、度穩(wěn)定煤層走向NE10-55煤層傾向SE80-35普氏系數(shù)/2.5煤層層理發(fā)育煤層節(jié)理較發(fā)育灰分16.96%揮發(fā)分43.87%容重1.25 g/cm3自燃發(fā)火期36個月絕對瓦斯涌出量0.389m3/min 煤塵爆炸指數(shù)39.11%發(fā)熱量14.10MJ/kg煤層情況描述靈露煤礦含煤地層分兩個煤組，上部為伊敏組，下部為大磨拐河組;本工作面煤層較穩(wěn)定，局部賦存夾矸12層，平均煤層厚度12m。頂?shù)装迕Q巖石名稱厚度（m）巖性描述基本頂泥巖3.8灰色、塊狀，含碳屑，膠質較好直接頂粉砂巖26.2灰色深灰色，塊狀，膠質較好直接底砂質泥巖0.9灰白色，砂質結構交接程度一般夾有劣質煤和細砂巖基本底砂質泥巖0.9

38、灰白色，砂質結構交接程度一般夾有劣質煤和細砂巖 煤層頂、底板巖性表 表2-2-22.3地質構造 靈露煤礦礦建工程共揭露兩條斷層為FA 、F43具體描述如下： 1、三條下山和一片車場實際揭露的斷層為FA，根據右零片和右一片順槽實測剖面推測該斷層在首采面內延伸至600m處尖滅（停采線以里190m處）。FA斷層可能造成在北二采區(qū)三區(qū)段的局部地段出現(xiàn)半土半煤情況，回采時應采取過斷層安全技術措施。 2、在北二采區(qū)三區(qū)段的零片順槽內實際揭露F43斷層（距右零片順槽開口2590m處）。該斷層在揭露以后，因導通含水層曾經出現(xiàn)涌水、潰砂現(xiàn)象。經施工單位采取加強支護和封閉的安全技術措施后F43斷層的涌水、潰砂情況

39、已得到了有效的控制。 北二采區(qū)三區(qū)段回采初期應注意防范由于綜放開采形成的導水裂隙帶使零片順槽（開切眼前12米處）的F43斷層再次出現(xiàn)涌水、潰砂現(xiàn)象。 表2-3-1斷層編號產狀落差（米）可靠程度活動范圍控制程度走向傾角F43NE10-3055-6520-25可靠26線以南鉆孔控制及礦建工程實見。FANE44-6658-681-19較可靠19-20線以北鉆孔控制及礦建工程實見。（附：北二采區(qū)三區(qū)段地層柱狀圖）2.4儲量及服務年限儲量 （1）工作面工業(yè)儲量：ZcL走L傾h 式中：Zc工作面工業(yè)儲量，萬噸； L走工作面走向長度，； L傾工作面傾向長度，； h工作面采放煤總厚度，； 煤容重，/m3； Z

40、c2270197.511.51.25=644.5萬噸 （2）工作面可采儲量：工業(yè)儲量回采率=644.5萬噸75%=483.35萬噸 （3）回采率：工作面回采率75%。工作面服務年限靈露礦設計年產量300萬噸。 工作面平均每月產量：300萬噸12個月=25萬噸 /月。 工作面服務年限為：483.35萬噸300萬噸/年=1.61年。2.5 影響回采的其它因素 2.5.1工程地質本區(qū)煤層頂?shù)装鍘r石力學強度低，均為軟弱巖石，巖石節(jié)理較發(fā)育，穩(wěn)固性差，在回采過程中可能會發(fā)生煤層頂板冒落的情況。瓦 斯 經測定2012年度靈露礦CH4絕對涌出量為0.389m3/min，CO2絕對涌出量為1.309 m3/m

41、in，CH4相對涌出量為0.498 m3/t，CO2相對涌出量為1.676 m3/t，根據以上數(shù)據可知，本礦井無煤與瓦斯突出危險。因此，本礦井為瓦斯礦井。煤塵爆炸性 根據各煤層的煤塵爆炸測試結果，均有爆炸性?，F(xiàn)開采的2-3煤層，煤塵爆炸指數(shù)39.11。因此，本礦井煤塵有爆炸危險性。煤的自燃傾向性 根據煤炭科學研究總院沈陽研究院所作煤自燃傾向性鑒定檢驗報告本煤層為容易自燃煤層。地 溫井田內恒溫帶深度為73m,恒溫溫度為4.3/100m，平均地熱增溫率2.2C/100m，無地熱異常，礦井目前或者深部開采都不會出現(xiàn)熱害問題。第三章 回采工藝設計3.1回采工藝選擇根據采區(qū)煤層特征及地質條件，可選擇分層

42、綜采工藝、綜采放頂煤工藝和大采高一次采全厚回采工藝，這三種工藝各有優(yōu)缺點，下面對其進行比較：1） 分層綜采工藝的特點優(yōu)點：分層綜采工藝技術成熟，設備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應各種條件的采煤設備；液壓支架及配套的采煤機設備小、輕便，回采工作面搬家方便。采高一般為2.0-3.5m，回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩(wěn)定，生產環(huán)節(jié)良好；工作面采出率高，可達到93-97%以上。缺點：巷道掘進較多，萬噸掘進率低；工作面單產低，單產提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網勞動強度大，費用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩(wěn)定后才可采下分層。2）綜采放頂煤工藝特點優(yōu)點：有利于合理集中生產，

43、實現(xiàn)高產高效，單產和效率高，具有顯著的經濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；工作面搬家次數(shù)少；對地質條件、煤層賦存條件有更大的適應性。缺點：煤損多，工作面回收率低；煤塵大，放煤時煤和矸界線難以區(qū)別，使得煤炭含矸率提高，影響煤質；自然發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大 。3）一次采全高工藝特點優(yōu)點：工作面產量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；萬噸掘進率高；工作面搬家次數(shù)少，節(jié)省搬遷費用，增加了生產時間；材料消耗少。缺點：煤炭損失大，對于煤厚比采高大的煤層，一次不能采完；控頂較困難，煤壁容易偏幫；采高固定，適應條件單一。通過對

44、以上三種采煤工藝的比較可以看出，由于設計煤層為12m特厚煤層，為實現(xiàn)礦井生產的高產高效宜采用綜合機械化放頂煤回采工藝方式。頂板管理方式為全部跨落法。3.2回采工藝方式 北二采區(qū)三區(qū)段回采工作面采用走向長壁后退式綜采放頂煤回采工藝，采煤機進刀方式為端部斜切進刀割三角煤方式，進刀段長度為30m，截深0.8m，割煤方式為雙向割煤。采高3.5m，放煤高度8m，采放比1：2.29。3.2.1采煤機進刀方式 工作面采用MG450/1040-WD型采煤機落煤，采用ZF12000/23/37型低位放頂煤液壓支架放煤，并采用端部斜切進刀方式，自開切口進刀長度為30m，雙向往返割煤，截深為0.8m。(附：進刀方式

45、示意圖)3.2.2割煤 采用雙向割煤，采煤機前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，往返兩刀，利用滾筒旋轉裝煤，剩余的煤由鏟板在推輸送機時自行裝入前部輸送機。 （1）采煤機割透端頭煤壁后，推移前部輸送機，輸送機彎曲段不少于20m，將兩個滾筒的上下位置進行調換，繼而反向割煤，使得采煤機達到正常截深后（截深0.8m），按要求推移彎曲段的輸送機至平直狀態(tài)。 （2）采煤機將兩個滾筒的位置調換，反向割三角煤至割透端頭煤壁。 （3）割完三角煤以后，將兩個滾筒的上、下位置調換，采煤機空機返回，進入正常割煤狀態(tài)。3.2.3移架 采用追機及時移架支護形式，移架滯后采煤機后滾筒46m，移架步距0.8m,由于本工作面煤層節(jié)理較

46、發(fā)育，頂煤易破碎，采用依次順序移架方式。操作液壓支架順序為: 降前梁（收前伸縮梁）降主梁移支架升主梁（伸前伸縮梁）升前梁。接班后，支架工首先進行安全確認,當確認作業(yè)現(xiàn)場設備、環(huán)境等符合安全生產條件后，方可開始移架作業(yè)。移支架以能使支架前移為宜，主梁下降量控制在200mm以內，防止咬架或漏頂煤。3.2.4推前部輸送機 在移架后順序推前部輸送機, 前部輸送機采用跟機分次推入法。移架后支架工跟機推移前部輸送機，分23次推移到位，滯后移架6-15m左右,其彎曲段長度不少于于20m,推溜步距為0.8m,推輸送機時不得出現(xiàn)急彎,避免出現(xiàn)齒軌掰碎現(xiàn)象。3.2.5放頂煤 (1)初次放頂煤 工作面初采推過開切眼

47、20m后，如果工作面頂板涌水及頂板壓力均無變化，采用逐漸放煤，放煤同時指派專人觀察頂板水和頂板壓力的變化情況，推進至70m后按作業(yè)規(guī)程的規(guī)定正常放煤。 (2)正常放頂煤 放煤方式一采一放、連續(xù)、順序、多次、均勻放煤方法。 放煤方向為：由下至上或由上至下逐架放煤。放煤標準見矸停放，放煤步距0.8m。 放煤作業(yè)前，放煤工首先進行安全確認。當確認現(xiàn)場設備、環(huán)境等條件符合本崗位安全確認標準后，方可開始放煤作業(yè)，每個放煤工相距1020架支架，跟機順序等量放煤。放頂煤工序和割煤工序采用平行作業(yè)方式。放煤過程中，放煤工應互相配合好，盡量不讓頂煤流出刮板輸送機外。當有大塊煤卡在放煤口影響放煤時，應反復動作尾梁

48、，利用插板使大塊煤破碎。達到放煤要求后，及時升起尾梁伸出插板，防止矸石混入煤中?？拷瞬康姆琶汗じ鶕蟛枯斔蜋C上的煤量適當控制放煤量。 （3）噴霧降塵 放煤時，隨著操作支架尾梁，尾梁上的噴霧裝置自動開啟，隨放煤隨噴霧降塵。 （4）工作面末采 當工作面推進到距離停采線20m時不放煤，留頂煤維護工作面。工作面末采的安全技術措施另行專門制定。3.2.6拉后部輸送機 后部刮板輸送機在放完頂煤后拉移，拉移步距為0.8m，必須依次順序拉移由機頭向機尾（或由機尾向機頭）順序拉回，已拉完的后部刮板輸送機應呈一條直線，嚴禁相向操作，杜絕誤操作，確保彎曲段不小于20m，確保拉移到位。3.3工作面設備配備3.3.1

49、采煤機的選擇綜采放頂煤工作面生產能力3.00Mt/a，采煤機割煤能力應達到0.20Mt/a左右；設計考慮一定富裕，采煤機割煤能力按0.6Mt/a計算，即日割煤1818.2t；設計確定工作面長度197.5m，平均采高3.5m；綜采放頂煤采煤機組開機率確定為60，則采煤機的平均切割速度為：1、采煤機小時生產能力計算工作面按年產3.00Mt，每年按330d計算，工作方式為“四六制”，即三班出煤，一班檢修，工作面長度按197.5m計算，要求采煤機平均落煤能力為：式 中：Qm采煤機平均落煤能力，t/h；Qr采煤機平均日產量，1818.2 t/d；L工作面長度，197.5m；Ls輸送機彎曲段長度，20m；

50、Lm采煤機兩滾筒中心距，12.81m；煤層實體煤容重，1.25t/m3；工作面回采率，75%；Td采煤機返向時間，1min；B采煤機截深，0.8m；H平均采高，3.5m；K采煤機平均日開機率，0.45。帶入參數(shù)計算得采煤機平均落煤能力為： 2、采煤機平均割煤速度工作面是否達到預定的產量，主要取決于采煤機的切割速度。 3、采煤機最大割煤速度和最大生產能力采煤機最大割煤速度： 采煤機最大生產能力： 式 中：采煤機最大割煤速度，m/min；采煤機最大落煤量，t/h；采煤機割煤不均衡系數(shù)，取1.45。Vmax1.451.591.97 m/minQmax1.45285.512413.99t/h 4、采煤

51、機截割功率按采煤機單位能耗計算采煤機的截割功率為：式 中：N采煤機截割功率，kW；備用系數(shù)，取=1.25；采煤機割煤單位能耗，按鐵法、扎萊諾爾等礦區(qū)實測，=0.550.85kWh/m3，取=0.7kWh/m3,則工作面采煤機截割功率為：N=601.250.83.51.970.7=289.59kW根據煤層賦存條件、煤層硬度及夾矸情況，本次設計移交的二采區(qū)工作面，選用性能可靠、大功率電牽引的采煤機，其型號為MG450/1040-WD，電動機總功率1040 kW，牽引力為748kN，牽引速度為07m/ min，截深0.8 m，采高為2.54.3 m,最大生產能力2050t/h。液壓支架選型綜采放頂煤

52、液壓支架的選型是放頂煤技術的關鍵，綜采放頂煤液壓支架不同于普通綜采液壓支架，其作用不僅是支護頂板、推移支架和刮板運輸機，還起到回收和破碎頂煤、隔離矸石的作用。支架按放煤口位置分為高、中、低位放頂煤支架。從實際使用情況看，低位放頂煤液壓支架具有連續(xù)、無脊背損失、回采率高、產量高、煤塵小、放煤速度快、采煤和放煤可平行作業(yè)、工人勞動強度低等特點，是目前普遍使用的架型，故設計選用綜采低位放頂煤液壓支架。1、支架工作阻力的確定（1） 根據上覆巖層壓力計算：綜采工作面液壓支架受力，主要是受上覆可垮落下位巖層(直接頂)的靜壓力和上位巖層(老頂)來壓時的動壓力的影響。為安全起見，煤層開采后，可及時垮落的上巖層

53、形成對支架的靜壓力一般按煤層開采后所需的垮落高度來計算。煤層開采后，上位巖層最大可垮落高度為：式中：可及時垮落的上覆巖層厚度(m)；直接垮落后未經壓實的碎脹系數(shù)，取=1.45；煤層最大采高，=11.5m。（2）盡管直接頂和部分老頂能夠隨采隨冒，但是上位巖層的周期性斷裂時，仍然對支架有一定的動載荷。支架支護強度可按下式估算：式中：老頂來壓時動載荷系數(shù)，k=1.2；可及時垮落的上覆巖層厚度，H1=25.56m；巖層容重，=21.3kN/m3。（3）確定支架的支護強度之后，即可根據支架的控頂范圍和支架的結構型式，確定支架的工作阻力。P=nLmin Bp/(12)=1.250901.750.653/(

54、0.950.95)7734kN/架式中：B架間距，B1.75m；1支護效率，取10.95；2安全閥波動系數(shù)，取2=0.95；p支護強度，0.653MPa；Lmin最小控頂距，5090mm；n安全系數(shù)，取1.2。本次設計征求了扎煤公司對液壓支架選型意見，扎煤公司認為基本支架工作阻力以提高到7734kN對生產更為有利，考慮扎煤公司意見和一定的富裕系數(shù)，確定本井支架工作阻力為12000kN。為了使支架對煤厚變化有較大的適應性，支架調高范圍根據經驗取2.33.7m，同時借鑒國內綜放液壓支架使用經驗，本次設計正常段選擇ZF12000/23/37型四柱支撐掩護式低位放頂煤支架，工作阻力12000kN，初撐

55、力10128kN，中心距1.75m，支護強度1.39MPa，平均底板比壓3.77Mpa，重量約36.5t。端頭支架選擇為ZTZ30356/20/42型，過渡支架選擇為ZFG13000/23/37、ZFG13000/23/40型，超前液壓支架選擇為ZTC40000/23/42、ZW30400/23/37型。刮板輸送機選型工作面前、后可彎曲刮板輸送機分別采用SGZ1000/1400（前）、SGZ1000/1400（后）各一臺，運輸能力為2500t/h，牽引方式為齒軌式，長度為200m，功率2 700kW。可伸縮帶式輸送機運輸順槽內鋪設DSJ120/160型可伸縮帶式輸送機2臺，帶寬B=1200mm

56、,帶長L=2000m，運量Q=1600/h，電機功率為2500kW。工作面設備配備情況表 表3-3-4序號名 稱型 號單位數(shù)量B備 注1超前支架ZTC40000/23/42組42超前支架ZW30400/23/37架43端頭支架ZTZ30536/23/42組1三架一組4過渡支架ZFG13000/23/37架75過渡支架ZFG13000/23/40架16基本支架ZF12000/23/37架1067采煤機MG450/1040-WD臺1QJZ-1800/3.3-8八組合開關控制8前刮板輸送機SGZ1000/1400臺1QJZ-1800/3.3-8八組合開關控制9后刮板輸送機SGZ1000/1400臺1

57、QJZ-1800/3.3-8八組合開關控制10轉載機SZZ1200/700臺1QJZ-1800/3.3-8八組合開關控制11破碎機PLM3500臺1QJZ-1600/1.14（0.66）-8八組合開關控制12乳化液泵站BRW400/31.5套2QJZ-1600/1.14（0.66）-8八組合開關控制13膠帶輸送機DSJ120/160/2*500臺2用BPJ-630/660變頻器控制14移動變電站KBSGZY4000/10/3.45臺215移動變電站KBSGZY1600/10/1.2臺316移動變電站KBSGZY500/10/1.2臺217無極繩絞車SQ-80（110）P臺2BPJ3-250/6

58、60變頻器控制3.4破煤、裝煤和運煤3.4.1破煤 采用采煤機割煤，該工作面割煤方式設計為工作面端部斜切割三角煤進刀方式，機組雙向割煤。3.4.2裝煤 由采煤機滾筒螺旋葉片旋轉裝入工作面前刮板運輸機，后部由放煤口直接落入后刮板運輸機，工作面少量浮煤由人工裝入刮板運輸機。3.4.3運煤 工作面采用刮板運輸機，順槽采用轉載機和皮帶運輸機運輸。3.5頂板管理工作面支護設計 北二采區(qū)三區(qū)段工作面設計長度197.5m，工作面采用綜放液壓支架支護，采用全部垮落法管理頂板。 一、液壓支架選型設計 1、工作面液壓支架數(shù)計算工作面傾斜長197.5m，每臺液壓支架支設寬度按1.75m計算。工作面液壓支架數(shù)（197

59、.55.5+4）-3.66-1.5-1.75/1.75 =114。加入一臺端頭液壓支架，共115臺 。其中，工作面上端頭設有ZTZ30536/23/42型端頭支架3架一組，在端頭支架與基本液壓支架之間設1臺ZFG13000/23/40型過渡液壓支架和3臺ZFG13000/23/37型過渡液壓支架，工作面設ZF12000/23/37型基本液壓支架106臺，基本液壓支架到下順槽處設ZFG13000/23/37型過渡液壓支架4臺,綜放工作面總共設液壓支架115臺。(附：工作面布置圖) 2、靈露礦液壓支架主要參數(shù)的確定 （1）支架工作阻力的確定 = 1 * GB3 * MERGEFORMAT 根據上覆

60、巖層壓力計算： 綜采工作面液壓支架受力，主要是受上覆可垮落下位巖層(直接頂)的靜壓力和上位巖層(老頂)來壓時的動壓力的影響。為安全起見，煤層開采后，可及時垮落的上巖層形成對支架的靜壓力一般按煤層開采后所需的垮落高度來計算。煤層開采后，上位巖層最大可垮落高度為： 式中： 可及時垮落的上覆巖層厚度(m)； 直接垮落后未經壓實的碎脹系數(shù)，取=1.45； 煤層最大采高，=11.5m。 盡管直接頂和部分老頂能夠隨采隨冒，但是上位巖層的周期性斷裂時，仍然對支架有一定的動載荷。支架支護強度可按下式估算： 式中： 老頂來壓時動載荷系數(shù)，k=1.2； 可及時垮落的上覆巖層厚度，H1=25.56m； 巖層容重，=