采礦工程畢業(yè)設計（論文）-新田灣煤礦+180m水平零一采區(qū)設計

1、重慶大學網(wǎng)絡教育學院畢業(yè)論文1.礦井概況1.1位置交通新田灣煤礦位于重慶市萬盛區(qū)青年鎮(zhèn)轄區(qū)內(nèi)，地理位置東經(jīng)106401065045，北緯285045285400，地表海拔約+480m+840m，市級國有煤礦。礦井距區(qū)政府直距18km,運距22km，距重慶市130km。該礦交通方便，有區(qū)、村級公路連接鐵路線和省級公路，距三萬鐵路線的谷口河火車站直距4km，運距10km。距川湘公路直距8km，運距16km。全套圖紙加扣 3346389411或30122505821.2自然地理新田灣煤礦地處四川赤色盆地與黔北高原接壤地帶，區(qū)域構造位置屬川鄂湘黔隆褶帶西緣，山脈延伸與地層走向基本一致，大致南北?？傮w地

2、勢由南東向西北逐漸降低，地形標高一般在485840m之間，屬中低山地帶。區(qū)內(nèi)的棲霞組、茅口組、長興組石灰?guī)r一般構成陡峻的單面山和梁狀山脊。龍?zhí)督M、玉龍山組、飛仙關組巖系則多被剝蝕呈串珠狀洼地，植被茂密。嘉陵江組石灰?guī)r則構成較為開闊的侵蝕槽谷或山間凹地，總體而言，礦區(qū)屬構造剝蝕地貌。井田內(nèi)的洗布河發(fā)源于井田南部山區(qū)，蜿蜒于山間槽谷、凹地，相繼入蒲河，并綦江，匯長江，歸大海。1.3氣候特征新田灣煤礦區(qū)屬亞熱帶季風氣候。溫暖濕潤，四季分明，氣候溫和，日照充足，雨量充沛，具夏秋多雨，冬春多霧的特點。據(jù)萬盛區(qū)氣象站資料，多年平均氣溫18.4，最高氣溫44.3(2006年8月21日)，最低氣溫0.3（19

3、82年12月27日）平均相對濕度79%，平均降雨量1038.50mm，歷年最大降雨量1470.20mm(1998年)，降雨多集中在每年的59月，占全年降雨量的66.8372.16%，其中1、2、12月份的降雨量僅占多年平均降雨量的4.235.87%。1.4地震據(jù)重慶市地震局資料，萬盛區(qū)地震震級屬5級，地震烈度為6度。1986年8月16日，萬盛城區(qū)附近發(fā)生了2.8級地震，未造成損失。據(jù)中國地震動參數(shù)區(qū)劃圖(GB183062001)及建筑抗震設計規(guī)范(GB500112001)附錄A的劃分方案，新田灣煤礦地震動峰值加速度為0.05g，地震動反應譜特征周期為0.35s，抗震設防烈度為6度。1.5鄰近礦

4、井新田灣煤礦井田范圍內(nèi)共有六個小煤礦，從北向南分別為爛凼煤礦、均田煤礦、炭窩煤礦、盛達煤礦、黃水凼煤礦和堰口煤礦。除黃水凼煤礦年生產(chǎn)能力為6.0萬噸，其余各礦生產(chǎn)能力為3.0萬噸。爛凼煤礦采礦許可證開采標高為+699m330m,開采新田灣煤礦廟頂背斜西翼接近背斜軸淺部的K1、K2、K3、K4煤層殘留煤柱，目前開采標高為+370m,其礦坑水進入新田灣煤礦+320m一區(qū)。均田煤礦采礦許可證開采標高為+660m330m,開采新田灣煤礦+320m主石門煤柱的K1、K2、K3、K4煤層的殘留煤柱，目前開采標高為+460m,其礦坑水排入新田灣煤礦。炭窩煤礦采礦許可證開采標高為+695m+330m,開采新田

5、灣煤礦+320m主石門煤柱以南K1、K2、K3煤層的殘留煤柱，目前開采標高為+427m,其礦坑水排入新田灣煤礦。盛達煤礦采礦許可證開采標高為+600m+427m,開采新田灣煤礦四六區(qū)接近F17扭褶帶的K1、K2、K3煤層的殘留煤柱，05年曾下到+330m水平，目前開采標高為+450m,其礦坑水排入新田灣煤礦+320m六石門。黃水凼煤礦采礦許可證開采標高為+600m+320m,開采F17扭褶帶原生煤體K1、K2、K3煤層，目前開采標高為+410m,其礦坑水部分排入新田灣煤礦+320m六石門，是新田灣煤礦+320m南茅口的主要水源，平均涌水量為100t/h。堰口煤礦開采云峰山扭褶帶南至板遼河以北K

6、1、K3煤層，目前開采標高為+460m,煤質(zhì)為貧煤。1.6煤田開發(fā)簡史新田灣煤礦于1970年2月建礦，（原為南桐煤礦三井）屬市級國有煤礦企業(yè)，總投資3375萬元，設計能力15萬噸/年，1992年經(jīng)重慶煤炭工業(yè)局重新核定生產(chǎn)能力為12萬噸/年。由于煤炭市場不景氣，企業(yè)長期虧損，于2003年10月8日實行了政策性破產(chǎn)，2004年由市政府和重煤集團，對該礦井進行投資、改制，重組為南桐礦業(yè)有限責任公司新田灣煤礦。新田灣煤礦所開采的煤炭產(chǎn)品主要以原煤運往南桐礦業(yè)有限責任公司南桐選煤廠作洗選用煤。2.采區(qū)地質(zhì)概況2.1概況2.1.1采區(qū)位置及范圍該采區(qū)位于廟頂背斜軸部及東翼，東以距F12斷層50米平距為界

7、，西以 +180m水平一石門以北370米、+110一石門北460米、+40一石門北520米為界。采區(qū)走向長+180m水平為290米，+110m水平為380米， +40m水平為460米，開采標高+42m- +186m。對應坐標位置：X：-4504-3955 Y：-2216-2496。2.1.2四鄰關系該區(qū)上部+320m水平在82年和84年分別試采了1505北四段和1605北四段，93年布置了+235m2605北一段機巷作為探巷后對該區(qū)棄采，現(xiàn)+200m標高以上劃為了全興煤礦的開采范圍，但該礦短期內(nèi)不進入該區(qū)，對我礦無影響。東鄰F12大斷層，南鄰三水平一采區(qū)僅余3501二段未采，其他煤層已回采完畢

8、。下鄰四水平01采區(qū)尚未布置。2.1.3井上下對照關系對應地表為干草埡與潘家灣一帶，對應地面標高+653.9- +572m,為山地丘陵地貌,無大的水體和建筑物,回采后對地表建筑無大影響。2.1.4已有勘探鉆孔資料情況該采區(qū)有25勘探線，平6孔打在+370標高軸部，青14孔布置在廟頂背斜西翼正常區(qū)域，136地質(zhì)隊施工的補勘11號孔布置在26勘探線，其鉆孔資料也不能利用。1994年在+235m2605北一段機巷作為探巷后施工了兩個地質(zhì)鉆孔，資料不詳，其資料也與已揭露資料有很大矛盾，只能作參考之用。2.2相鄰采區(qū)地質(zhì)、水文地質(zhì)情況概述南鄰三水平一區(qū)地質(zhì)構造較為復雜，煤厚及產(chǎn)狀變化較大，構造呈現(xiàn)出各煤

9、層不協(xié)調(diào)性和無規(guī)律性，頂?shù)装逍嬙旆浅０l(fā)育，水文地質(zhì)簡單，4#煤層采后發(fā)生突水，水量達150噸/小時，6#煤層回采有少量底板茅口水，5#煤層掘進回采無水。2.3地質(zhì)構造該區(qū)構造復雜，東鄰F12斷層，在上水平臨近該斷層發(fā)育f304f307等斷層，在+235m6#層探孔有見該斷層， F12斷層為東傾高角度正斷層，落差50米。該斷層除在+320水硐大巷有揭露外，其他巖巷和煤巷尚未揭露。2.4煤巖層情況本采區(qū)據(jù)三水平生產(chǎn)資料與勘探資料對比分析：巖性與整個井田巖性吻合，煤系地層屬二疊系龍?zhí)睹合担≒2l），巖性重要為灰黑色頁巖，砂頁巖，鐵質(zhì)砂巖，少量灰?guī)r和煤等組成。煤系地層下覆地層為二疊系茅口組（P1m）

10、，巖性為棕灰色中厚層、厚層、塊狀灰?guī)r，含有零星和條帶狀燧石，煤系地層上覆地層為二疊系長興組（P2c），巖性為深灰色至黑色灰色灰?guī)r，含瀝青質(zhì)。煤系地層其含煤七層，可采三層。從沉積順序依次為K1（六號煤層），K2（五號煤層），K3（四號煤層），各煤層間距與上水平基本一致，即六號煤層距五號煤層平均14m，五號煤層距四號煤層平均為24m。該區(qū)內(nèi)煤巖層，層序、間距正常，煤層頂?shù)装鍘r性均較穩(wěn)定，易于管理。六號煤層頂板為深灰色鈣質(zhì)頁巖，底板為灰白色鋁土泥巖及角礫巖，因沉積基底不平所致，呈現(xiàn)底突薄化現(xiàn)象。五號煤層頂板為深灰色鈣質(zhì)頁巖，含大量黃鐵礦結核，底板為砂頁巖，含菱鐵礦結核，間夾薄層鐵質(zhì)細砂巖。四號煤層頂

11、板為黑色砂質(zhì)頁巖，夾薄層鐵質(zhì)細砂巖，含黃鐵晶粒呈條帶狀分布，且水平層理發(fā)育。底板為黑色砂質(zhì)泥巖間夾薄層鐵質(zhì)細砂巖，直接底為灰白色粘土泥巖，含植物根部化石。采區(qū)內(nèi)煤層結構簡單，四、五號煤層煤厚度均較穩(wěn)定。六號煤層由于受原生沉積變化及次生構造擠壓，常出現(xiàn)頂壓，底鼓現(xiàn)象，導致煤層厚度變化較大。區(qū)內(nèi)平均煤厚分別為：六號煤層1.0m，五號煤層1.0m，四號煤層2.0m。區(qū)內(nèi)各煤層傾角37-47，平均為40。2.5水文由于該區(qū)上部地表無較大水系，水文地質(zhì)條件較為簡單，根據(jù)一采區(qū)涌水量情況預計該區(qū)回采最大涌水量150t/h，一般涌水量80t/h。在該區(qū)進行巖巷采掘和掘進距離F12斷層較近的煤巷時必須對進行探

12、放水工作。3.可采儲量及可采期3.1儲量計算儲量計算為擬定采區(qū)范圍，根據(jù)現(xiàn)有構造煤厚資料分區(qū)域、水平、階段和扣除構造影響面積為塊段計算地質(zhì)儲量，該區(qū)地質(zhì)儲量為45.91萬t，可采儲量37.86萬噸，其中K3煤層地質(zhì)儲量22.95萬t，可采儲量18.36萬t。K2煤層地質(zhì)儲量11.48萬t，可采儲量9.76萬t。K1煤層地質(zhì)儲量11.48萬t，可采儲量9.75萬t。儲量計算結果見表3-1。 表3-1 儲量估算結果煤層編號塊段編號估算標高(m)平面積(m2)傾角(度)容重(t/m3)煤厚(m)地質(zhì)儲量(萬噸)可采儲量(萬噸)K31+180+110m27946401.402010218172+110

13、+40m34860401.402012741019小計6280622951836K21+180+110m27946401.40105.114342+110+40m34860401.401.0637541小計628061148975K11+180+110m27946401.40105114342+110+40m34860401.4010637541小計628061148975合計188418459137863.2儲量計算參數(shù)及方法計算方法采用地質(zhì)塊段法，在煤層底板等高線圖上按地質(zhì)因素的不同，分水平、分勘探線、分儲量等級、分煤類、劃分塊段計算儲量。參數(shù)中：煤層厚度采用鉆探控制和巷道實測煤層厚度并剔

14、除夾矸；煤層傾角直接在煤層底板等高線圖上按儲量計算塊段量取按公式換算而得；投影面積用求積儀在煤層底板等高線上連續(xù)測定三次，誤差不超過3，取其算術平均值。煤層視密度在井下實測取得，其中K1、K2、K3煤層均為1.40t/m3。3.3采區(qū)服務年限及可采期根據(jù)該采區(qū)的開采地質(zhì)條件，結合采煤方法和采煤工藝，經(jīng)初步計算得出采區(qū)的年生產(chǎn)能力為6.3萬t/a。由此可計算出采區(qū)服務年限為：T=Zk/(AK)=37.86/（6.31.1）5.46（a）可采期為： 5.4612=65(月)式中： T采區(qū)服務年限，a；Zk采區(qū)可采儲量，萬t；K儲量備用系數(shù)，取1.1；A采區(qū)生產(chǎn)能力，萬t/a。4.采區(qū)方案設計4.1

15、 采區(qū)布置應考慮的因素4.1.1現(xiàn)有的生產(chǎn)系統(tǒng)礦井現(xiàn)有+180m、+40m水平茅口大巷均為礦井的主要運輸系統(tǒng)， +180m水平零一采區(qū)以上已經(jīng)開采，但還保留有回風系統(tǒng)，最高水平為+235m，考慮回風系統(tǒng)與+235m水平接通，+180m、+40m水平與現(xiàn)有茅口運輸系統(tǒng)相連形成零一采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)。4.1.2 區(qū)段劃分該區(qū)劃分為二個段，劃分為兩個區(qū)段進行開采，區(qū)段垂高為70m，即第一區(qū)段開采標高為+180m+110m，第二區(qū)段開采標高為+110m+40m，采區(qū)巷道布置均在此基礎上進行設計。4.2 采區(qū)布置方案根據(jù)新田灣煤礦+180m水平零一區(qū)的地質(zhì)條件，并結合現(xiàn)有的生產(chǎn)系統(tǒng)、生產(chǎn)部署等實際情況，在遵循

16、新田灣煤礦30萬噸/年擴能方案設計總體原則的基礎上，確定該采區(qū)的開拓開采布置方案為：開拓巷道仍然布置在+180m、+40m水平茅口灰?guī)r內(nèi)，即分別從+180m、+40m水平一區(qū)石門向北掘進茅口運輸大巷到達零一區(qū)石門位置（26#勘探線附近，零一區(qū)北邊界）并布置采區(qū)石門及生產(chǎn)系統(tǒng)，+40m水平布置高、低雙石門，+110m、+180m水平均布置單石門，采區(qū)內(nèi)布置三條上山（+50+120m一條下煤上山，+40+180m一條回風上山，+40+180m一條軌道上山），并實行由北向南單翼開采，俯偽斜掩護支架采煤法（或走向長壁采煤法），放炮落煤，單體液壓支柱（或掩護支架）支護頂板和全部冒落法管理頂板。初步確定了

17、兩套方案，運輸大巷均布置在茅口灰?guī)r內(nèi)，方案一：+180m茅口大巷布置在茅口灰?guī)r911分層中，全長302; +40m水平先在一區(qū)掘一補套回風系統(tǒng)，再在茅口灰?guī)r1112分層中布置茅口大巷，全長539m，+40m 一石門處距離K1煤層44m（水平距離），處于茅口12分層中，在距+40m一石門430m處受一小斷層影響，大巷稍有轉(zhuǎn)向，此處距離K1煤層的水平距離為52m，處于茅口11分層中；方案二：+180m茅口大巷布置在茅口灰?guī)r9分層中，全長236m，開口點距離K1煤層水平距離98m，+180m零一區(qū)石門位置距離K1煤層91m；+40m水平先在一區(qū)掘一補套回風系統(tǒng)，再在茅口灰?guī)r912分層中布置茅口大巷，

18、全長487m，+40m 一石門處距離K1煤層44m（水平距離），處于茅口12分層中，+40m零一石門處距離K1煤層113m，處于茅口9分層中；兩個方案底板生產(chǎn)系統(tǒng)及主干系統(tǒng)有所不同，其方案具體內(nèi)容如下：方案一：單翼開采，采區(qū)布置三條上山（其中：軌道上山+40m+180m），底板系統(tǒng)位于采區(qū)西邊界（即廟頂背斜軸附近）（1）回風系統(tǒng)：在茅口灰?guī)r1213分層中，布置一條+40m-+235m回風上山，+180m水平連接原+235m五石門回入現(xiàn)一采區(qū)回風系統(tǒng)，再進入總回風系統(tǒng)，+40m、+50m、+110m、+180m、+235m石門均通過回風聯(lián)絡平巷與回風上山連接，從而形成采區(qū)回風系統(tǒng)， +235m回

19、風平巷距離K1煤層14m（水平距離），+180m回風平巷距離K1煤層22m，+110m回風平巷距離K1煤層44m，+50m回風平巷距離K1煤層38m，+40m回風平巷距離K1煤層41m。（2）提升系統(tǒng)：在茅口灰?guī)r9分層中布置一條+40m+180m上山作采區(qū)軌道上山，擔負采區(qū)內(nèi)的使用材料和設備提升任務兼作一條行人出口，上山嚴格按“行人不行車，行車不行人”的原則執(zhí)行。軌道上山上部通過繞道連接+180m茅口運輸大巷，距離K1煤層108m（水平距離）；下部通過下車場連接+40m茅口運輸大巷，距離K1煤層94m，在+110m通過甩車場與石門連接，距離K1煤層90m，在+110m甩車道內(nèi)掘進提料小上山與+

20、120m石門連接，作為+120m的材料運輸系統(tǒng)。（3）溜煤系統(tǒng)： 在茅口10-211分層布置一條從+110+50m的溜煤上山，上面連接+110m零一石門距離K1煤層63m（水平距離）處于茅口11分層，下面至+50m連接+40m采區(qū)煤倉、距離K1煤層56m；+40m+50m爬坡溜子道與煤倉相連，低石門與+50m零一石門通過爬坡溜子道連接，+40m儲煤倉及裝車站設在+40m茅口大巷的東側。距離軌道上山下車場以北70m處。（4）抽放巷系統(tǒng)布置：抽放布置在K2與K3煤層之間距K2煤層12m（法線距離）的硅質(zhì)灰?guī)r中，采區(qū)內(nèi)共布置三條抽放巷，分別為+180m、+110m、+40m、抽放巷，在采區(qū)保護煤柱線

21、邊緣布置從+40m+110m+180m的硅質(zhì)灰?guī)r回風聯(lián)絡上山，形成獨立的硅質(zhì)灰?guī)r巷通風系統(tǒng)。另外再根據(jù)生產(chǎn)需要來考慮是否補掘硅質(zhì)灰?guī)r回風聯(lián)絡上山。方案二：雙翼開采，采區(qū)布置三條上山（其中：軌道上山+110m+180m）底板系統(tǒng)位于采區(qū)中部（即廟頂背斜軸部）（1）回風系統(tǒng)：在茅口灰?guī)r912分層中布置一條+40m-+235m回風上山，+180m水平連接原+235m五石門回入現(xiàn)一采區(qū)回風系統(tǒng)，再進入總回風系統(tǒng)，+40m、+110m、+180m、+235m石門均通過回風聯(lián)絡平巷與回風上山連接，+235m回風平巷距K1煤層28m（水平距離）處于茅口12分層；+180m回風平巷距距離K1煤層54m處于茅口

22、10-1分層；+110m回風平巷距離K1煤層41m，+40m回風平巷距距離K1煤層66m；從而形成采區(qū)回風系統(tǒng)。（2）提升系統(tǒng)：在茅口10-1分層布置一條+110m+180m上山作采區(qū)軌道上山，擔負采區(qū)中部的使用材料及設備的提升任務兼作一條行人出口，上山嚴格按“行人不行車，行車不行人”的原則執(zhí)行。軌道上山上部通過繞道連接+180m茅口運輸大巷距離K1煤層80m（水平距離），下部通過甩車場與+110m石門連接，距離K1煤層72m；上下區(qū)段均采用一個低石門布置（即+110m零一石門、+40m零一石門）。（3）溜煤系統(tǒng)： 在茅口灰?guī)r910-2分層中布置一條從+110m+50m的溜煤上山，上面連接+1

23、10m零一石門距離K1煤層70m（水平距離）處于茅口10-2分層中，下面至+50m連接+40m采區(qū)煤倉、距K1煤層87m處于9分層中，+50m抬高石門與煤倉相連，低石門通過運輸平巷+爬坡溜子道連接煤倉，+40m煤倉及裝車站設在+40m茅口大巷的西側。抽放巷系統(tǒng)布置：抽放布置在K2與K3煤層之間距K2煤層12m（法線距離）的硅質(zhì)量灰?guī)r中，采區(qū)內(nèi)共布置三條抽放巷， 分別為+180m、+110m、+40m、抽放巷，在采區(qū)F12斷層以西保護煤柱線邊緣布置從+40m+110m+180m的硅質(zhì)灰?guī)r回風上山，形成獨立的硅質(zhì)灰?guī)r巷通風系統(tǒng)。另外再根據(jù)生產(chǎn)需要來考慮是否補掘硅質(zhì)灰?guī)r回風上山。方 案 一方 案 二

24、序號巷道名稱長度（m）序號巷道名稱長度（m）1+180m茅口大巷3021+180m茅口大巷2362+180m+40m軌道上山2982+180m+110m軌道上山1493零一區(qū)+40m+235m回風上山及聯(lián)絡巷5963零一區(qū)+40m+235m回風上山及聯(lián)絡巷4194零一區(qū)溜煤上山、爬坡溜子道及+40m煤倉1974零一區(qū)溜煤上山、爬坡溜子道及+40m煤倉1685+40m、+110m、+180m硅質(zhì)灰?guī)r抽放巷及鉆場11335+40m、+110m、+180m硅質(zhì)灰?guī)r抽放巷及鉆場10476 +40+110+180m硅質(zhì)灰?guī)r回風上山2386 +40+110+180m硅質(zhì)灰?guī)r回風上山3497+40m茅口運輸

25、大巷5397 +40m茅口運輸大巷4878+180m/+110m/+50m/+40m零一石門及+40m變電所、通道4628+180m/+110m/+40m零一石門及+40m變電所、通道6659 +180m上車場及繞道、+110m甩車場、+40m下車場2019 +180m上車場及繞道、+110m下車場8510信號硐室、躲身硐4410信號硐室、躲身硐4011+40m一區(qū)提料上山1911+40m一區(qū)提料上山1912+50m一石門4712+50m一石門4713+40一區(qū)回風平巷及下矸眼7313+40一區(qū)回風平巷及下矸眼7314+40m、+50m提料上山平巷4614+40m、+50m提料上山平巷4615

26、+40m一區(qū)煤倉1315+40m一區(qū)煤倉1316+40m一區(qū)提料上山躲身硐216+40m一區(qū)提料上山躲身硐2工程量合計4022工程量合計3806 4.3 方案比較及選擇4.3.1 工程量統(tǒng)計及比較工程量統(tǒng)計及比較，見表4-1。表4-1 井巷工程比較表4.3.2綜合比較（見表42）綜合比較結果見表4-2。 表4-2 綜合比較表方 方案優(yōu) 點缺 點方案一1、系統(tǒng)較為完善，有利于增加區(qū)段劃分。2、采區(qū)為單翼采區(qū)，工作面連續(xù)推進，與方案二相比減少工作面的搬家次數(shù)。 1、井巷工程量大，投產(chǎn)時間與方案二相比較長;2、增加了巷道掘進的工程量和采區(qū)輔助設施的經(jīng)濟投入。方案二1、采區(qū)為雙翼采區(qū)，有利于集中生產(chǎn)。

27、2、巷道工程量較一方案小。3、系統(tǒng)環(huán)節(jié)簡單。1、不利于采區(qū)東翼工作面的回采與收尾。2、采區(qū)兩翼走向短，煤炭資源的損失量較大。3、增加了工作面的搬家次數(shù)。經(jīng)過比較，雖然方案一工程量較大，經(jīng)濟投入高于方案二，但從系統(tǒng)的全面性、安全、技術等綜合考慮，方案一具有采區(qū)布置更符合該區(qū)總體布局，故推薦采用方案一。5.采煤工藝5.1采煤方法及工藝5.1.1煤層概況該采區(qū)煤層結構簡單，煤層穩(wěn)定，可采煤層有三層，分別為K1煤層、K2煤層和K3煤層，其中K2煤層為設計開采煤層（保護層），K3煤層為主采層，K1、K2煤層平均厚度1.0m，K3煤層平均厚度2.0m，煤層傾角為越靠近背斜軸越緩、呈3747變化，平均傾角4

28、0，屬傾斜煤層。5.1.2采煤方法根據(jù)上水平的開采經(jīng)驗，結合采區(qū)煤層的賦存情況，因大部分區(qū)域達到45，故對采區(qū)后續(xù)開采設計采用俯偽斜柔性掩護支架采煤法為主，在軸部若遇煤層傾角較緩時，采用走向長壁采煤法為輔。工作面回采方式均采用后退式，即從采區(qū)東（北）翼向西（南）翼方向回采，最后在采區(qū)石門邊界收尾。勞動組織方式采用“三八”作業(yè)制度，三采三準，班內(nèi)準備。5.1.3采煤工藝由于礦井屬于突出礦井，由此對采區(qū)選擇采煤工藝：（1）K1、K2煤層較薄，采用炮采，工作面采用塘瓷溜槽（在廟頂背斜軸部采用刮板運輸機運煤）自溜運煤；運輸巷采用刮板運輸機或皮帶輸送機運煤。（2）K3煤層為中厚煤層，因技術設備的限制，未

29、考慮機采，根據(jù)長期的開采經(jīng)驗，也采用炮采，工作面采用塘瓷溜槽（或刮板運輸機運煤）自溜運煤；運輸巷采用刮板運輸機或皮帶輸送機運煤。5.1.4采煤工作面主要設備根據(jù)采煤工作面所選擇的采煤方法和工藝，配備相應的工作面設備。K2煤層采煤工作面設備見表5-1。表5-1 35001一段工作面設備 設備名稱規(guī)格型號單位數(shù)量備 注帶式輸送機SPJ-B650臺2運輸巷、石門用乳化泵XRB2B（A）臺21臺備用煤電鉆ZMS-12臺1工作面打鉆用回柱絞車JH-14臺2刮板輸送機SGB-40T臺1工作面5.1.5、采區(qū)及工作面回采率按煤礦安全規(guī)程及相關規(guī)范規(guī)定，結合礦井煤層賦存條件和工作面布置方式，采區(qū)回采率K1、K

30、2煤層按85，K3煤層按80%，工作面回采率K1、K2煤層按97，K3煤層95%。5.2 采面頂板管理與支護設計5.2.1 采煤工作面頂板管理根據(jù)不同的采煤方法和采煤工藝，分別采用相應的頂板管理方式。（1）走向長壁采煤法（炮采）工作面的頂板管理支護方式：設計采用單體液壓支柱配合鉸接頂梁支護頂板，“四五”排控頂，最大控頂距為5排支柱4.0m，最小控頂距為4排支柱3.2m。采空區(qū)處理：采用直線切頂，全部垮落法管理頂板。工作面隨采煤回柱放頂，讓頂板自然垮落充填采空區(qū)，兩巷則用回柱機拉廂放頂。（2）掩護支架采煤法（炮采）工作面的頂板管理支護方式：采用多邊型掩護支架配單體液壓支柱支護頂板。（掩護支架的型

31、號：K1、K2煤層為1.0m，K3煤層為2.0m，采用11#礦用工字鋼自制加工）采空區(qū)處理：工作面隨采煤后支架移動，頂板自然垮落充填采空區(qū)，兩巷則用回柱機拉廂放頂。5.2.2 采煤工作面支護設計根據(jù)不同的采煤方法和采煤工藝，分別采用相應的頂板管理方式,采用掩護支架采煤時,按現(xiàn)生產(chǎn)采區(qū)各煤層使用的成功支護技術進行配備。（1）K2煤層工作面支護設計（走向長壁炮采）礦壓資料參考本煤礦相鄰同一煤層礦壓觀測資料，預計本工作面礦壓參數(shù)表，見下表5-2。 表5-2 預計本工作面礦壓參數(shù)表 序號項 目單位本面預計1頂?shù)装鍡l件老頂厚度m0.7直接頂厚度m2.9 直接底厚度m7.42直接頂初次垮落步距m153初次

32、來壓來壓步距m1216最大平均支護強度kN/m2200最大平均頂?shù)装逡平縨m120來壓顯現(xiàn)程度不明顯4周期來壓來壓步距m912最大平均支護強度kN/m2190最大平均頂?shù)装逡平縨m100來壓顯現(xiàn)程度不明顯5平時最大平均支護強度kN/m2160最大平均頂?shù)装逡平縨m206巷道超前影響范圍m1520 （2）支護密度確定合理的支護強度計算：Pt =9.81hrk=9.811.02.54=98.10KN/m式中 Pt工作面合理的支護強度，KN/m2；h采高，1.0m；r直接頂巖石容重，2.5t/m3；k工作面支柱應該支護的上覆巖層厚度與采高之比，取4。單體液壓支柱實際支護能力Rt=KgKzKbK

33、hKaR =0.990.950.91.00.9100=76.18kNKg支柱的工作系數(shù)，0.99；Kz支柱本身的增阻系數(shù)，0.95；Kb不同支柱承載不均勻系，0.9；Kh采高系數(shù)，1.0；Ka傾角系數(shù)，0.9；R支柱額定工作阻力，100kN（支柱型號：DW1230/100X）支護密度n=1.29（根/）柱排距的確定根據(jù)南桐礦業(yè)公司近年來的支護經(jīng)驗，決定選用HDJA-800型金屬鉸接頂梁，為此，排距a=0.8m，則柱距為：b=0.78（m）為保證安全和滿足支護的允許偏差，在實際中柱距確定為0.60m。其支護密度：n/=1.671.29（根/）為此，柱、排距最終確定為ba=0.600.8m，最大控

34、頂距為4.0m，最小控頂距為3.2m，放頂步距為0.8m，炮道為0.6m。5.3 采區(qū)巷道掘進及支護5.3.1采區(qū)主要底板系統(tǒng)的掘進+180m大巷及其軌道上山、回風上山、溜煤上山、+40m大巷均布置在底板茅口灰?guī)r中。（1）+180m、+40m茅口運輸大巷掘進：采用炮掘，YT-29風鉆打眼，三級煤礦許用乳化（含水）炸藥和煤礦許用（15段）毫秒電雷管爆破，巷道斷面為三心拱，裸巷支護（巖石破碎地帶采用錨（網(wǎng)）噴支護）。選用ZYP-17型耙斗機裝矸。運輸巷采用CTL8/6G-110型蓄電池機車運輸。（2）軌道上山、回風上山、溜煤上山掘進:采用炮掘，YT-29風鉆打眼，煤礦許用巖石乳化（含水）炸藥和煤礦

35、許用（15段）毫秒雷管爆破，巷道斷面為三心拱，裸巷支護（巖石破碎地帶采用錨（網(wǎng)）噴支護），自溜裝矸。運輸巷采用CTL8/6G-110型蓄電池機車運輸。（3）各區(qū)段石門在K1、K2、K3煤層前后5m采用等腰梯形廂支護，其它與茅口大巷相同。5.3.2采區(qū)硐室及煤倉掘進（1）采區(qū)變電所采用炮掘，YT-29風鉆打眼，三級煤礦許用乳化（含水）炸藥和煤礦許用(15段)毫秒電雷管爆破，巷道采用噴射混凝土支護，噴射厚度為100150mm。（2）采區(qū)煤倉采用炮掘，YT-29風鉆打眼，三級煤礦許用乳化（含水）炸藥和煤礦許用(15段)毫秒電雷管爆破，巷道采用鑄石塊鋪底，厚度為200mm。5.3.3各區(qū)段煤層巷道、矽

36、灰?guī)r抽放巷及小石門掘進（1）煤層巷全采用炮掘，YT-29風鉆打眼，三級煤礦許用乳化（含水）炸藥和煤礦許用(15段)毫秒電雷管爆破，巷道采用梯形廂支護。人工裝煤矸，人力推車。（2）矽灰?guī)r抽放巷（平巷和上山）全采用炮掘，YT-29風鉆打眼，三級煤礦許用乳化炸藥和煤礦許用(15段)毫秒電雷管爆破，巷道采用錨桿支護，異形（或梯形）斷面。（3）小石門全采用炮掘，YT-29風鉆打眼，三級煤礦許用乳化（含水）炸藥和煤礦許用(15段)毫秒電雷管爆破，巷道采用錨桿支護，異型斷面。5.4 采區(qū)生產(chǎn)能力5.4.1生產(chǎn)能力計算：由于該采區(qū)采煤工藝均為炮采，故在計算生產(chǎn)能力時應分每層煤中的1個工作面分別計算，然后計算單

37、面平均產(chǎn)量得出其生產(chǎn)能力。根據(jù)本章第一節(jié)內(nèi)容：該采區(qū)設計有K1煤層炮采工作面2個，K2煤層炮采工作面2個，K3煤層有炮采工作面2個。結合采區(qū)布置的實際情況，采區(qū)按同時只布置1個工作面回采考慮，故采區(qū)設計生產(chǎn)能力計算如下。回采工作面設計生產(chǎn)能力按下式計算： QLbmrc 式中：Q采煤工作面年產(chǎn)量, t/d L采煤工作面平均長度, K1、K2為110m，K3為93m b采煤工作面年推進度, m（年工作天數(shù)按330d，K1煤層炮采推進度按1m/d，一個工作面平均劃分為三個作業(yè)點，兩個作業(yè)點相距37m，每個小班的一個作業(yè)點各采12.3m，K2煤層炮采推進度同K1煤層按1m/d，K3煤層炮采按1.5m/

38、d）m煤層平均開采厚度, m(K1煤層按1.0m、K2煤層按1.0m、K3煤按2.0m計算)r煤的視密度，（均為1.40t/m3）c工作面回采率,K1、K2煤層按97%，K3按95%K1煤層炮采工作面生產(chǎn)能力為：Q1=1103301.01.40.974.93萬t/aK2煤層炮采工作面生產(chǎn)能力為：Q2=1103301.01.40.974.93萬t/aK3煤層炮采工作面生產(chǎn)能力為：Q3=933302.01.40.958.16萬t/a則該采區(qū)采煤工作面的平均年生產(chǎn)能力為（按加權平均計算）：Q均（4.93+4.93+8.16）36.01萬t/a該采區(qū)掘進工作面產(chǎn)煤量按采煤工作面產(chǎn)量的5計，則采區(qū)平均年

39、生產(chǎn)能力為6.01（1+0.05）6.32萬t /a。故將采區(qū)年設計生產(chǎn)能力確定為6.3萬t/a。6.采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)6.1通風系統(tǒng)新鮮風流：+180m茅口大巷軌道上山階段石門機巷采掘頭面（單段開采掩護支架工作實行上行通風，上下段同采實行“W”型通風）；泛風流：采掘頭面風巷階段石門回風聯(lián)絡巷回風上山；6.1.1 風量計算與分配（1）按采區(qū)同時工作的最多人數(shù)計算風量（m3/min）。Q=4NK m3/min式中： 4每人每分鐘的供風標準。N井下同時工作的最多人數(shù)，依據(jù)設計的年產(chǎn)量，取56個人。K風量備用系數(shù)， 取1.20。即：Q=4NK=4561.20=269m3。（2）按采煤、掘進、硐室等處實際需

40、風量計算：Q=(Q采Q掘Q硐Q其它)K漏式中：Q采采煤工作面實際需要風量總和，m3/minQ掘掘進工作面實際需要風量總和，m3/minQ硐獨立硐室實際需要風量總和，m3/minQ其它除采掘硐室外其它需風量總和，m3/min K漏漏風系數(shù)，取1.20采煤工作面需風量計算 1）按瓦斯涌出量計算 Q采100q采Kc 式中：Q采采煤工作面需要風量，m3/min q采采煤工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min。根據(jù)2007年的瓦斯鑒定結果，K1按1.3m3/min， K2按1.72m3/min，K3按1.95m3/min進行考慮。 Kc工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，?。?.0 K1采煤工作面：Q采=

41、1001.32.0=260m3/minK2采煤工作面：Q采=1001.722.0=344m3/minK3采煤工作面：Q采=1001.952.0=390m3/min2）按工作面溫度計算 Q采60VcScKi 式中： Vc回采工作面適宜風速，m/s Sc回采工作面平均有效斷面，m2,為2.0m2 Ki工作面長度系數(shù)，?。?.1 Q采=600.52.01.1=66m3/min3）按炸藥使用量計算 乳化炸藥不作為風量計算依據(jù)4）按工作面人員數(shù)量計算 Q采4nc式中：4每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min nc采煤工作面同時工作的最多人數(shù)。 Q采42080 m3/min5）按風速驗算 根據(jù)煤礦安全規(guī)

42、程規(guī)定，回采工作面風量應滿足： 15ScQ采240ScSc回采工作面平均有效斷面，m2,為2.0 m2 30Q采480根據(jù)上述算得知，按瓦斯涌出量計算風量最大，故該礦井回采工作面需要風量取390m3/min。設計正常開采一個采煤工作面。因此Q掘3401340m3/min。（3）掘進工作面風量計算按瓦斯涌出量計算Q掘100q掘Kd 式中： Q掘掘進工作面需風量，m3/min q掘掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min。煤巷按1.50m3/min，半煤巷按0.8m3/min，巖巷按0.4m3/min進行考慮。 Kd掘進工作面因瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，?。?.0煤巷Q掘1001.502.030

43、0 m3/min半煤巷Q掘1000.82.0160 m3/min巖巷Q掘1000.42.080 m3/min按炸藥使用量計算 乳化炸藥不作為風量計算依據(jù)按工作人員數(shù)量計算 Q掘=4nj 式中：nj掘進工作面同時工作的最多人數(shù)。 Q掘=41248 m3/min按風速驗算 煤巷、半煤巷掘進面風量應滿足： 15ScQ掘240ScSj掘進工作面巷道過風斷面，m2，平均取5 m2 75Q掘1200巖巷掘進面風量應滿足： 9ScQ掘240ScSj掘進工作面巷道過風斷面，m2，平均取7.1 m2 64Q掘1704根據(jù)上述計算得知,按局部通風機吸入量計算風量最大。再考慮20%的富余風量，故煤巷掘進工作面取42

44、0m3/min，半煤巷或巖巷掘進工作面取420 m3/min，巖巷掘進工作面取360m3/min。礦井設計正常開采時為3個掘進工作面,巖巷、半煤巷、煤巷掘進工作面各一個，因此Q掘420+420+3601200m3/min。（4）硐室需風量計算由于該采區(qū)機電硐室只設有一個采區(qū)變電所，且采用串聯(lián)通風，因此不必另外配風。（5）井下其它巷道需風量計算井下其它巷道（包括抽放巷）需風量按300 m3/min考慮。綜合上述計算結果：采煤工作面需風量按最大(K3煤層)計算采區(qū)總風量：Q=(Q采Q掘Q硐Q其它)K漏（3901200300）1.22268m3/min取Q其37.8m3/s6.2 運輸系統(tǒng)6.2.1

45、 煤炭運輸該采區(qū)的煤炭運輸系統(tǒng)：前期：（1）對于+110m以上的K1、K2、K3煤層均由工作面通過搪瓷溜槽（或電溜子）上區(qū)段運輸平巷+110m運輸石門采區(qū)煤倉+40m茅口運輸大巷+40m+180m+320m主井水洞運輸大巷地面。（2）對于+110m以下的K1、K2、K3煤層均由工作面通過塘瓷溜槽下區(qū)段運輸平巷+40m運輸石門采區(qū)爬坡溜子道+50m運輸石門采區(qū)煤倉+40m茅口運輸大巷+40m+180m+320m主井水洞運輸大巷地面。后期：當-100m+320m水平的主皮帶提升系統(tǒng)形成后，考慮8t蓄電池機車、2t底卸式礦車運輸，通過溜煤上山+40m主石門附近，再通過皮帶送入+320m煤倉，然后經(jīng)+

46、320m水平10t機車運輸至南桐煤礦地面。這樣可大幅緩減礦井的提升、運輸壓力，提高環(huán)節(jié)能力。6.2.2材料、設備運輸材料及設備的運輸根據(jù)具體的運送地點，可選擇經(jīng)+40m茅口大巷、或+180m茅口大巷等線路進入采區(qū)軌道上山、區(qū)段石門，然后進入工作面。具體線路應根據(jù)“就近”原則合理安排。材料、矸石運輸則采用8t蓄電池機車、1t固定式礦車進行運輸。采區(qū)內(nèi)各區(qū)段石門、抽放巷、甩車場采用1t固定式礦車運輸，煤（半煤）巷運輸則采用人工推車。6.2.3矸石（煤）運輸全巖掘進工作面的矸石運輸采用8t機車、1t固定式礦車，煤（半煤）巷掘進頭的運輸均采用人工推車，矸可通過回風上山至+40m茅口運輸大巷，煤通過溜煤

47、上山溜至+40m煤倉。6.2.4運輸設備的選擇+180m、+40m大巷目前采用8t蓄電池機車、1t固定式礦車運輸。當-100m+320m水平的主皮帶提升系統(tǒng)形成后，考慮8t蓄電池機車、2t底卸式礦車運輸，通過溜煤上山+40m主石門附近，再通過皮帶送入+320m煤倉，然后經(jīng)+320m水平10t機車運輸至南桐煤礦地面。這樣可大幅緩減礦井的提升、運輸壓力，提高環(huán)節(jié)能力。6.3 提升系統(tǒng)6.3.1提升系統(tǒng)簡述+40m +180m零一區(qū)軌道上山為該采區(qū)的提升系統(tǒng)，擔負采區(qū)內(nèi)的主要材料、設備提升任務等。采區(qū)軌道上山與各區(qū)段石門通過甩車場與石門連接。6.3.2提升設備選型設計（1）設計原始資料采區(qū)軌道上山擔

48、負+40m+180m零一區(qū)的材料及設備提升任務，原始資料如下：采區(qū)設計生產(chǎn)能力：An=15kt/a，材料提升量最大15車/天，最大件重量為17型耙斗裝巖機，最大不可拆卸件重量4t，采用5t平板車運輸，平板車自重790kg井筒傾角:=28 井筒斜長：LT=298m （+180m+40m ） 年工作日：br=330d 日工作小時：t=16h 提升容器：采用MC1.1-6A型1噸固定式礦車，其中：1)礦車自重： mz1=600kg 2）5t平板車： 790kg提升方式：上、中間甩車場，下平車場單鉤串車提升，人工摘鉤。（2）一次提升量和車組中礦車數(shù)的確定計算提升斜長L=LT+Lk=298+30=328

49、m根據(jù)設計能力及井筒條件，提材料按照每次3車，裝載普通材料重量按照每車不超過600kg。1）提升材料時繩端載荷為：Qcm=n(Qz+Qg)(sin+f1cos)g =3（600+1000）（sin28+0.015cos28）9.8 =22730 N提升最大件時繩端載荷為：Qzm=n(Qz+Qg)(sin+f1cos)g =1（790+4000）（sin28+0.015cos28）9.81 =22683 N2）鋼絲繩懸垂長度：Lc1=298+30+30 =358m3）計算鋼絲繩每米質(zhì)量Pk= =0.8266Kg/m 其中B鋼絲繩公稱抗拉強度 1670MPa4）選擇鋼絲繩查鋼絲繩規(guī)格表選用鋼絲繩：

50、選配園型股NAT 619+FC 20-1670- GB8918-2006纖維芯鋼絲繩，PK=1.47Kg/m F=220KN。安全系數(shù)： m= =8.446.5 滿足要求。（3）計算選擇提升機提升機最大靜張力：提材料：FjQcm+LPg（sin+f2cos） 22730+2981.479.81（sin28。+0.2cos28。） 24619N提最大件：FjQzg+LP（sin+f2cos） 22683+2981.479.81（sin28。+0.2cos28。） 24572N根據(jù)以上條件，結合礦井現(xiàn)有實際：選用JD-2.5A，即40kw內(nèi)齒輪，其技術參數(shù)為：最大靜張力30000NFj滿足要求，最

51、大提升速度V1.3m/s 。電動機容量校核： Ns37.3kw40kw， JD-2.5A內(nèi)齒輪配套電機40kw，滿足要求。提升時間估算：按公式：tg=（V/a+L/V）2=（1.3/0.3+298/1.3+25）2=517.12S 取518s 年提升能力計算：（按每天提升16h計，330天/年）每天提材料用時間 ：（c1.25）Tc0.9h 每天運送設備考慮最多時3次 ，同時運送設備考慮采用低速1m/s運行，每一循環(huán)時間約需600s，考慮運送不均衡系數(shù)，則每天運送設備時間最多不會操過1h。考慮施工期間可能會適當運輸部分掘進煤，選配JD-2.5A內(nèi)齒輪滿足要求。6.4 排水系統(tǒng)該采區(qū)主要采用自然排水，采區(qū)內(nèi)的涌水均通過區(qū)段石門、回風上山流入+180m或+40m水平大巷，然后匯入+180m或+40m水倉，最后排出地面。6.