1、目 录第一章 课程设计大纲 11.1 实践课程的性质、目的与任务 11.2 课程设计的基本要求 1第二章 采区概况及开采范围 22.1 采区概况及 开采 范围 2第三章 采 区地质情况 33.1 煤层 情况 33.2 煤 质 43.3 瓦斯、煤尘、自燃、地温 等情况 43.4 地质构造 53.5 开采条件 评述 53.6 水文 地质特征 6第四章 采区工业和可采储量 94.1 采区 工业储量计算 94.2 采区煤柱损失计算 94.3 采区可采储量计算 10第五 章 采区巷道布置 105.1 采区 设计方案比较 115.2 采区车场 13第六 章 采煤方法及回采工艺 186.1 采煤方法 186
2、.2 采 煤工艺 186.3 采煤工作面循环图表的编制 20第七 章 采区生产能力及服务年限 217.1 区段参数的确定 .217.2 采区生产能力计算 .217.3 采区 生产能力 .227.4 采区服务年限 22第八章 采区巷道断面设计 228.1 巷道断面选择原则 228.2 巷道断面设计 23第 九章 采区生产系统及设备 279.1 采区生产系统 279.2 采区设备 289.3 采区上山运输设备 32第十章 安全措施 3310.1 采区通风、防尘及瓦斯事故的防治 .3310.2 防顶板措施 3410.3 提高回采率措施 .34第十一章 采区主要经济技术指标 3411.1 采区主要技术
3、经济指标.如下表 11-1 所示 341第一章 课程设计大纲1.1 实践课程的性质、目的与任务采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节。是在“矿山压力及其控制” 、 “井巷工程” 、 “采煤方法” 、 “矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上，通过采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过程。通过采区设计要达到下列目的：1.系统地灵活运用和巩固所学的理论知识；2.掌握采区开采设计的步骤和方法；3.提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。本课程设计的主要任务是：1.编写采区设计说明书一份（3050 页） ；2.设计图纸部分：采区巷道布置平、剖面
4、图（平面图 1：2000，剖面图 1：1000） ；工作面布置图（平面图 1：100 或 1：200，剖面图 1：100 或 1：50） ，其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表；采区下部车场设计图：线路设计平面图（1：200） 、线路设计坡度图（1：100） 、巷道断面图（1:50） 。1.2 课程设计的基本要求1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解，提高对就业岗位的感性认识； 2.使学生在课程设计过程中，独立完成教学要求，提高设计工作能力；3.使学生能熟练采区设计内容级步骤，提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。2第二章 采区概况及开采范围2
5、.1 采区概况及开采范围本采区是万年矿一采区，位于一水平西翼，西以井田边界为界，东至工业广场保护煤柱、并与二采区相邻，北与第三采区相接壤，南至井田边界。采区走向长度 1369m,倾向长度 935m。煤层面积为 1300651 平方米。 3第三章 采区地质情况3.1 煤层情况万年煤矿井田的含煤地层为二叠系下统山西组、石炭系上统太原组、中统本溪组，总厚度 174267m，平均厚度 220m（注：未计算岩浆岩厚度） ，煤层总厚 14.40m 左右，含煤系数为 6.55%，其中可采和局部可采煤层 7 层，自上而下依次为山西组的 1#、2#煤层和太原组的 4#、6#、7#、8#、9#煤层，可采煤层总厚为
6、 10.47m，可采煤层含煤系数为 4.76%。2#、 8#、9#煤层为较稳定可采煤层，4#、6#煤层为不稳定煤层，1#、7#煤层为极不稳定煤层。山西组含煤 8 层，分布在煤系地层最上部，煤层平均厚度 7.80m，含煤系数 11.6%。其中可采煤层 2 层，为 1#煤层和 2#煤层，平均可采厚度 4.12m，可采含煤系数 5.49%。太原组含煤 14 层，煤层平均厚度 10.76m，含煤系数为 9.0%。其中可采和局部可采煤层 5 层，为 4#、6#、7#、8#、9#煤层，平均厚度 6.35m，可采含煤系数 5.29 %，均匀分布在本组中、下部。本溪组含煤 01 层，为 10#煤层，不稳定，不
7、可采，煤厚 0.360.42m ，平均厚度 0.39m。可采煤层特征：2#煤：区内普遍可采，厚度在 2.56.5 米，平均厚度 3.6 米，顶板为粉砂岩西南一部分为砂质泥岩。底板为砂质泥岩及细砂岩交互层。4#煤：区内可采，不含夹矸，平均 1.6 米。直接顶为粉砂岩，老顶为野青灰岩，底板为粉细砂岩，抗压强度 157MP。上距 2#煤 20 米。4可 采 煤 层 特 征 详 见 表 1-1.表 1-1 可 采 煤 层 表3.2 煤质井田内的煤层为滨海沼泽相腐泥煤，煤质类型均为高度变质无烟煤。3.3 瓦斯、煤尘、自燃、地温等情况地压与地温万年煤矿建矿至今末见地压异常现象。本区地温梯度均小于 3/10
8、0m，不属于地温异常区。瓦斯涌出量预计本矿为低瓦斯矿井，根据资料，预计本采区瓦斯涌出量不超过 2.0m3/t.，但有可能发生瓦斯异常。煤尘情况本采区的煤层，均属高变质的贫煤和无烟煤，1#、2#煤层的煤尘有无爆炸性不清楚，4#煤无煤尘爆炸性。均为不自燃发热煤层。煤层厚度 煤层间距煤层编号煤层名称 最小最大平均稳定性煤层结构夹矸数可采性顶板岩性底板岩性2 大 煤 3.66.04.8 稳 定 复 杂 1 2 可 采 粉 砂 岩 粉 砂 岩25.5 5.844.24 野 青 0.81 .31.2587稳 定 简 单 可 采 石 灰 岩 粉 砂 岩53.4 地质构造万年矿井田位于太行山东麓中段，西以磁山
9、为屏，东以鼓山为嶂。属于丘陵地区，地形起伏不大，地表为第四系地层广泛覆盖，仅有零星基岩露头。井田内冲沟发育，多呈“V”字型，有十条冲沟分布在南洺河东岸，鼓山西麓，其走向多为 NWW 向，切割深度 20m30m 之间，仅有一条冲沟发育在南洺河西岸，走向 EW，切割深度 20m 左右，区内地面标高在 200330m ，南高北低。东部地表西倾，西部地表东倾，中间低洼地带为南洺河河床。3.5 开采条件评述本矿目前主采 2 号煤层（大煤） ，其顶板砂岩水和山西组砂岩水对大煤生产影响较大。开采时，一般以淋流水形式充入矿井，恶化生产环境，采后采空区积存大量老空水，影响相邻工作面的掘进与回采，应采取探放水措施
10、处理。煤系地层中的含水层均为煤层的顶板或底板，煤层开采过程中相应的含水层会直接或间接充水，给采掘工程和矿井安全带来了一定的水害威胁。尤其是-110m 标高以下的山青煤（6 号煤） 、小青煤（7 号煤） 、大青煤（8 号煤） 、下架煤（9 号煤）受水害影响更为严重。 井田内断层发育，是含水层之间产生水力联系的通道，在采掘过程中易产生突水现象。由多年资料可知，突水量可自然疏干，断层突水影响矿井局部生产，增大矿井排水量或报废部分巷道。 井田内浅部地方小煤窑超层越界及部分小煤窑开采洺河煤柱现象严重，且小窑之间、小窑与本矿之间大部分相互连通，小煤窑目前已全部停产，但其采空区积水仍是影响矿井局部正常生产的
11、主要因素之一。 地表洺河、跃峰渠、封闭不良及未封闭钻孔可造成矿井瞬时突水。地表洺河、跃峰渠渗水随汛期和跃峰渠蓄水，而渗入矿井，增大矿井排水量。封闭不良及未封闭钻孔导通下部强含水层，可产生瞬间灾害性突水，对矿井正常生产威胁较大，应引起高度重视。通过以上分析，结合矿井水文地质条件及矿井涌水量资料，参照矿井水6文地质规程 ，本矿井水文地质类型为复杂型。3.6 水文地质特征本井田煤层埋藏较深，覆盖层厚，水文地质条件相对简单。本区开采上部煤层时，水文地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件中等的矿床；当开采下三层煤时，则为以裂隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床。（一）含水层 井田内主要含水层有奥陶
12、系石灰岩岩溶裂隙含水层（） ，大青石灰岩岩溶裂隙含水层（） ，伏青石灰岩岩溶裂隙含水层（） ，野青石灰岩岩溶裂隙含水层（） ，大煤顶板砂岩裂隙含水层（） ，石盒子组砂岩裂隙含水层组（） ，第四系卵砾石孔隙含水层组（）及基岩风化带裂隙含水层。其它如小青石灰岩岩溶裂隙含水层（） 、山青石灰岩岩溶裂隙含水层（）因厚度小，且不稳定。第三系卵石砂层含水层（） ，簿层砂层与卵石多为粘土充填，基本不含水。另外，井田内所见岩浆岩多为致密、裂隙不发育的闪长岩，均可视为隔水岩体，故不叙述。 1、奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（） 奥陶系石灰岩为煤系基底，岩性主要以纯石灰岩，白云质灰岩，花斑状灰岩为主，其厚度在井田西北
13、部午汲选厂一带厚 70m 左右，庄晏 东孔壁村一带厚 150m 左右，井田南翼杨二庄以西为 200m 左右，下有闪长岩侵入体托底。奥陶系石灰岩顶界面上距 9 号煤层间距约 25m 左右。岩溶主要以溶孔、溶隙、溶洞等形态为主，其富水性具各向异性和空间分带性。2、大青石灰岩岩溶裂隙含水层（） 大青石灰岩为 8 号煤层的直接顶板，平均厚 4.80m，分布稳定。勘探资料表明：全区漏水钻孔 27 个，主要分布 F10 号断层以西，庄晏、下洛阳一线以南。518 队在杨二庄西施工的 70 多个钻孔，多数遇大青石灰岩漏水。井田东南第三勘探线以南有 5 孔漏水。从井田-240 大巷施工的三个大青观测孔分析，位于
14、庄晏村北部的 D3 孔，涌水量为 0.076m3/min， F10 号断层以东的 D2 孔涌水量为0.017m3/min，而 F10 以西的 D4 孔涌水量为 3.5m3/min。充分证实了大青灰岩富水程度的东西差异性。7大青灰岩在井田西南埋深 30m 左右，处于风化带内，降水及河水可通过卵石层和风化裂隙带补给。下距奥灰 30m，井田内有大于 30m 的断层 29 条，即可使其与奥灰接触。根据万 87、万 5 孔水位与奥灰水位一致且该处发育有 F3和 F5 号断层落差均在 30m 以上，且接近风化带。说明井田西南部两层水的联系十分密切。3、伏青石灰岩岩溶裂隙含水层（） 伏青石灰岩为 6 号煤层
15、的间接底板，平均厚 4.50m，分布稳定。井田内漏水钻孔 25 个，庄晏与下洛阳村北基本无漏水钻孔，F10 断层以东漏水孔较少，F10 断层以西的 43 个孔，有 20 孔漏水，占 47%。据万 6 孔、万 27 孔抽水试验，单位涌水量为 0.01411.176 l/s.m，渗透系数为 0.2625.51m/d，属含水小中等的含水层。1969 年 11 月，万 6 孔水位为+196.08m ，1970 年 12 月，万 87 孔水位为+178.97m ，1972 年 8 月，万 83 孔水位为+164.57m。矿井采掘时，伏青灰岩突水 6 次，突水量 0.3510.40m3/min，其中 19
16、82 年 12 月 4 日北三-240 大巷揭露一条宽 0.30.6m 的裂缝突水 10.40m3/min，说明其富水性具有空间差异性。4、野青石灰岩岩溶裂隙含水层（） 野青灰岩为 4 号煤层直接顶板，平均厚 2.70m，分布稳定，全区漏水钻孔8 个，分布于井田中部庄晏、罗峪一带。据万 6 孔抽水试验资料，渗透系数为4.02m/d，单位涌水量为 0.0699 l/s.m，属含水小的含水层。多年生产资料证实，揭露含水层初期涌水较大且补给不足，短期内即干涸，以储存量为主。 该层在井田西南部第四系卵石层下出露，可接受降水补给，其下距奥灰105m，井田内有 11 条落差大于 100m 的断层，皆可使两
17、者相互接触，矿井建井至今共发生 18 次突水，突水量 0.054.00m3/min，大部可在短期内自然疏干，对矿井采掘活动产生一定影响。5、大煤顶板砂岩裂隙含水层（） 大煤顶板砂岩裂隙含水层为 2 号煤层间接顶板或直接顶板(直接顶板粉砂岩不稳定 04m)，厚 027.24m，一般 15m，以中粒砂岩为主，局部相变为砂岩互层。全区有 20 个孔漏水，多数分布于庄晏、罗峪一带。从生产揭露资料知，该层在罗峪、庄晏一线西侧、上洛阳背斜两翼、F6 号断层以西的区域富水性良8好。根据万 70、万 27、万 5 孔抽水资料，渗透系数 1.505.30m/d，单位涌水量 0.1120.474 l/s.m，属含
18、水中等的含水层。6、石盒子组砂岩裂隙含水层组（） 该含水层组由二叠系下石盒子组底部及中上部的灰白色中粒砂岩、上石盒子组一段底部及中部灰白色中、粗粒砂岩、上石盒子组二段底部灰白色中粒砂岩及中部灰白色砂砾岩组成。据钻探揭露，上石盒子组二段砂岩、砂砾岩冲冼液漏水点 18 处，上石盒子组一段砂岩漏水点 9 处，下石盒子组砂岩漏水点 3 处。从冲洗液漏水情况看，富水性相对较好的为上石盒子组二段砂岩含水层，一段次之。本含水层组以上石盒子组二段底部砂岩及中部砂砾岩为主要含水层，底部中粒砂岩厚约 16.30m，中部砂砾岩厚约 21.30m。相对富水地段大致在城二庄罗峪一线，垂深 360m 以浅地段。位于风化裂
19、隙带之内的南翼地区其水量尤为丰富。在矿井采掘过程中，1989 年土 0 北翼 223 工作面回采时曾因顶板沿 F8号断层发生抽冒，涉及对盘石盒子砂岩水，出水量 0.5m3/min。矿井采掘至今，涉及石盒子组涌水的有 3 次，涌水量 0.050.50m3/min，涌水原因均与断层有关。附近个别地方小窑建井时均有揭露，发生不同程度的涌水，水量0.20.6m3/min。 上石盒子组二段底部砂岩下距 2 号煤层约 240m，其间有巨厚层的隔水层，对矿井采掘活动影响较小。该层在庄晏村西北洺河河床内，属风化带，可间接受降水及河水补给。7、第四系卵砾石孔隙含水层（）及基岩风化带裂隙含水层 第四系卵石层主要分
20、布于洺河河床及其近岸地段，与河床展布方向大体一致，向河床两岸逐渐变薄，呈透镜状分布。除河床直接出露外，洺河两岸均为黄土覆盖。（二）隔水层 井田内奥陶系石灰岩含水层（）顶界至大青石灰岩含水（）层约30m，大青石灰岩含水（）上距伏青石灰岩含水层（ ）约 35m，伏青石灰岩含水层（）上距野青石灰岩含水层（）约 50m，野青石灰岩含水层（）上距 2 号煤层顶板砂岩含水层（）约 40m，各含水层之间均存在一定9厚度的粉砂岩和泥岩，这些岩层是良好的隔水层，同时还存在厚度不等的岩浆岩，这些岩浆岩虽然与围岩接触带间发育有成岩裂隙，具有弱富水性，但由于岩浆岩致密坚硬，在很大程度上还是增强了两含水层之间的隔水能力
21、。 在天然状态下，这些隔水岩层阻隔了上、下两含水层的水力联系，使各含水层水位、水质有较大差异，形成独立的含水层。值得指出的是大青石灰岩含水层与奥陶系石灰岩含水层层间距较小，且奥陶系石灰岩含水层水量丰富、水压大，在开采过程中易发生底板底鼓突水现象，遇断层或陷落柱时易产生水力联系，应引起高度重视。矿井正常涌出量 60 m3/h，最大涌出量 120 m3/h第四章 采区工业和可采储量4.1 采区工业储量计算（一）2煤工业储量计算Q1 = S1M1=1300650.863.61.35=632.1(万吨)式中： Q1工业储量S1采区面积M1 煤层厚度 煤的容重 （二）4煤工业储量计算Q2 =S2M2=1
22、300650.861.61.35=280.9(万吨)（三）采区工业总储量计算Q= Q1+ Q2=632.1+280.9=913(万吨)104.2 采区煤柱损失计算（一）2煤柱损失计算采区边界留设 10 米边界煤柱，有区段煤柱维护时的区段煤柱尺寸薄及中厚煤层不小于 8-15m，厚煤层不小于 15-20m。 （边界周长为 926.8608 米）经计算煤柱损失为：P1=926.725103.61.35+935（80+25 ）3.61.35+68561.353.62092.2（万吨）（二）4煤柱损失计算采区边界留设 10 米边界煤柱，断层靠近采区侧留 10 米断层保护煤柱。两条上山间留 20 米煤柱，
23、上山一侧各留 20 米保护煤柱；（边界周长为 926.8608米）经计算煤柱损失为：P2=926.7250101.61.35+935(40+20)1.61.35+68561.61.351527.4( 万吨)（三）采区总煤柱损失计算P= P1+ P2=92.2+27.4120（万吨)4.3 采区可采储量计算（一）2煤可采储量计算Z1=( Q1P1)C=(632.192.2) 0.87470( 万吨)式中： P1 保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量；11C 采区采出率，取 0.87（二）4煤可采储量计算Z2 =( Q2P2)C=(280.927.4) 0.872
24、20( 万吨)（三）采区总可采储量计算Z = Z1+ Z2=470+220=690(万吨)12第五章 采区巷道布置5.1 采区设计方案比较C2 值计算，因列车已进入车场，列车速度 v 控制为 1.5m/s，R=12000，C2 S B +(100300) =16753925。故取 C2 =4000 Rsgv210N3 道岔连接点轮廓尺寸 n、m 值计算：本采区是该矿第一采区，属低瓦斯矿井，采区走向长度 1369m，倾斜长度 935m。本采区可采煤层共有两层，2#煤层厚度 3.6 m，4#煤层厚度 1.6 m，两层煤间距 20 m，煤层面积为 1300651 平方米 ，总可采储量为 690 万吨
25、。根据本采区情况可提出以下两种可行方案：方案一：煤层群采用采区集中上山的一种联合准备方式，在 4#煤层中布置两条中央集中上山，两层煤共用一组上山。优缺点：集中轨道与集中运输巷同标高布置，有利于巷道间的联系，有利于掘进施工，有利于设备，材料运送和方便行人。巷道布置系统完善可靠，生产灵活性大，可多工作面同时生产，生产集中，增产潜力大。但缺点是煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护比较困难。方案二：煤层群采用采区集中上山的一种联合布置方式，在 4#煤层底板中布置两条中央集中上山，两层煤共用一组上山。优缺点：将上山布置在煤层底板的稳定岩层中，较好地克服了矿山压力大，受工作面采动影响较小，解决
26、了巷道维护困难的问题，减少了煤层自燃的危险。但是其缺点是岩巷掘进困难，费用高、速度慢。 方案三：煤层群采用采区集中上山的一种联合布置方式，采用一煤一岩上山，将轨道13上山布置在 4#煤层中，运输上山布置在 4#煤层底板岩层中，运输上山距4#煤 12m。优缺点：采用一煤一岩上山所需的总费用要比双岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，沿煤层掘进具有超前探煤作用。而且采用一煤一岩上山节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，相对来说，轨道上山维护容易一些，费用相对会少。综合考虑以上因素，可采用在 4#煤层中布置轨道上山，在 4#煤层下方 10m 处布置运输上山。即：选中一煤一岩上山方式布置生
27、产系统。维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。方案四：煤层群采用分层上山的布置方法，分别在 2#煤层和 4#煤层各布置一组上山。优缺点：这种方法需要掘进两套上山，工程量大、掘进费用高，且两套上山均在煤层中布置，受工作面采动影响较大，上山维护困难，维护费用较高，煤炭损失量大。因此，这种方案缺点明显可直接排除。经过初步比较，方案二采用岩层上山，掘进费用高，掘进率低，且需开掘石门长度太长，因此可直接排除。现就方案一和方案三进行经济比较如下：表 5-1 上山工程量比较表项 目 方案一 方案三运输上山掘进/m 935 935区段石门掘进/m 360 420运输上山维护/(万 m/a) 1.293
28、515.781041.771.293510.381041.16区段石门维护/m 360 420表 5-2 上山费用表方案一 方案三项目工程量 单价 费用 工程量 单价 费用 14/万元 /万元 运输上山掘进 935 5006 520.62 935 12399 1289.5区段石门掘进 360 11052 397.87 420 11052 464.18运输上山维护 1.97 90 177.3 1.29 35 45.15区段石门维护 360 80 2.88 420 80 3.36合计 1098.67 1802.19由上对比结果可知，方案三的费用是方案一费用的 1.64 倍，方案一的经济效果明显。综
29、合技术和经济比较，决定采用方案一，即采用集中上山的联合布置方式，在 4#煤层中开掘两条上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山。5.2 采区车场（一）采区上部车场因为一采区采用煤层群的联合布置方式，为方便运料，采用逆向平车场的形式。（二）采区中部车场甩车场具有通过能力达，调车方便，劳动量小等优点，因此，中部车场采用甩车场。（三）采区下部车场（1）运输上山车场设计为了实现连续运输，本采区采用大巷装车式采区下部车场。装车站设计：大巷采用皮带运输。（2）辅助提升车场设计本采区采用顶板绕道，绕道车场起坡后跨越大巷，由于煤层倾角为 10 到15 度，为减少下部车场工程量，轨道上山提前下扎 角，使起坡角达
30、25 度。运输大巷距上山落平点较近，围岩条件较好，存车线长，故绕道采用卧式底板绕道。下部平车场双道起坡斜面线路计算：15斜面线路采用 DC615-3-12 道岔，=18 5530，a=2077mm，b=2723mm 车场双道中心线间距为 S=1300mm。连接半径取 R=12000mm。对称道岔线路连接长度：L=a+ cot +Rtan =5973S2 2 2竖曲线半径为：RG=15m（高道竖曲线半径） ；RD=12m（低道竖曲线半径） 。高道坡度 iG 取 11低道坡度 iD 取 9下部平车场双道起坡斜面线路计算图： aAGDRGDO1aAGSO1iGD双 道 起 坡 斜 面 线 路 计 算
31、 图图 5-1 双道起坡斜面线路计算图起坡位置的确定16L2L1h1 3245起 坡 点 位 置 计 算 图 1大 巷 ； 2绕 道 ； 3煤 层 底 板 ；4变 坡 后 的 轨 道 上 山 ； 大 巷 中 心 线图 5-2 起坡点位置计算图1大巷；2 绕道；3煤层底板；4变坡后的轨道上山；5大巷中心线大巷中心线至起坡点水平距离： L1= +RDta n =38.34msih22式中：h2运输大巷轨面至轨道上山轨面垂直距离，根据经验，取 h2=15m；RD竖曲线半径，R D=12m；上山变坡后的坡度，=25； D竖曲线转角。 D=25。轨道上山边坡点段长度：L2 =( L1+RDtan )si
32、nh2 ） -(sin=49.12m式中：h1运输大巷中心线轨面水平至轨道上山变坡前轨面延长线的垂直距离；h1=18m；煤层倾角；17其他符号同前。绕道线路设计：弯道计算：如图中：R 1、R 3 取 12000，弯道部分轨道中心距仍为 1300.则：R 2=13300 1、 3 均为 90。K1= = =1885080 180945.2K2= = =20892 R6.3C1插入直线段，应该大于一个矿车长度（竖曲线低道起坡点至曲线终点） ，一般取 23m；这里取 3m。d=（Le+nLm）C 1-LAB-K1=(4.5m+302m)3m0.8m18.85m=41.85m绕道线路设计图如下 5-3
33、 所示：图 5-3 顶板绕道式车场线路计算图1煤仓；2运输上山胶带机中心线：3轨道上山轨道中心线；4轨道大巷；5胶带机大巷18N2 道岔设计：采用单开道岔，选用 DK618-4-12 道岔，=14 15，a=3472，b=3328,联接曲线半径为 12m。单开道岔平行线路的联接长度：L5= 9384tan2coa RS选用 DK618-4-12 道岔，=14 15，a=3472，b=3328,联接曲线半径为R4=15000。回转角 = =90=7545 。道岔计算图如下图 5-4 所示：mafM THnbd 基本轨起点 OO绕 道 开 口 道 岔 N3计 算 图图 5-4 绕道开口道岔 N3
34、计算图T=R4 1702tanD =bsin=832M =d+R4cos=15370H =MR4cos=1537015370sinM =a+(b+T) =3472+(3328+11700)0.97=18049i绕道车场开口位置确定：X = LB + mX119式中：X1运输机上山中心线至轨道上山轨道中心线间距； X1=23000；LB = Lg+R3+R1+ =d+l5+C2+ R3+R1+SS=41850+9338+4000+12000+12000+650=79838；故 X = 79838+18049-23000=74887L3 值:根据大巷断面得知:e=850L3=R1+C+L1-e-n
35、-R3=12000+3000+37535-850-15357-12000=24328按 L3S B+2(100-300)(100SqV2)条件检查列车运行速度控制在 2m/s,得：L 3350010150故 2438210150 符合要求。第六章 采煤方法及回采工艺6.1 采煤方法本采区可采煤层共分为两层，2#煤层平均厚度 3.6m，煤层较稳定，结构复杂，纵观全区厚度无明显变化。含夹矸 2 层。顶底板岩性为粉砂岩。因此，2#煤采用单一走向长壁综合机械化一次采全高采煤法，采用全部跨落法管理顶板。4#煤平均厚度 1.6m，煤层稳定，结构简单，不含夹矸，顶板为石灰岩，底板为粉砂岩。根据以上地质条件，
36、4#煤采用单一走向长壁综合机械化一次采全高采煤法，采用全部跨落法管理顶板。6.2 采煤工艺本采区 2#煤和 4#煤均采用一次采全高的综合机械化采煤法。综采具有很多优点，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好，劳动强度小的优点。但是综采设备价格昂贵，综采生产优势的发展有赖于全矿井良好的生产系统，较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国综采生产的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件较好、构造少，上综采后能很快获得高产，高效。202#煤采煤工艺（1）落煤方法2#煤采用综采设备，采用双滚筒机组割煤。采煤机端头斜切式进刀，双向割煤，往返一次进两刀。（2）装煤方法利用采煤
37、机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤。（3）运煤方法工作面采用刮板输送机运煤，至运输平巷与胶带输送机搭接。（4）采煤机进刀方式工作面端部斜切进刀割三角煤。采煤与移溜的间距不小于 15m,割三角煤方法如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽已移近煤壁，采煤机机身处向留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒下降、后滚筒升起并沿输送机返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直。再调换两个滚筒上下位置，重新返向割煤至输送机机头处；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。21-A -A -A -A 采煤机进刀方式如下图 6-1 所示。图 6-1 采煤机进刀方式6.3 采煤工
38、作面循环图表的编制本采区全部采用综合机械化采煤，采用三班制，每班 8 小时，综采生产割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间，因此准备班工作量较小，主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、缩短输送机胶带、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护等工作。在条件差的综采面，加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等工作也在准备班进行。但这些工作量可以平行进行，一般用半个班可以完成，另半个班可以进行采煤作业。因此本采区采用“两班半采煤，22半班准备” ，循环图表如下表 6-1 所示：表 6-1 综采工作面循环图表1 234 567910234 1578 9201 3一 二 三图 例 移 支 架 采 煤 机
39、割 煤 移 输 送 机 设 备 检 修班 时面长 /m综 采 面 作 业 循 环 图 示 例3069012508工作面劳动组织情况如下表 6-2 所示表 6-2 工作面劳动组织表序号 工种 一班 二班 三班 合计1 班长 1 1 1 32 机组司机 3 3 2 83 支架工 3 3 4 104 转溜司机 1 1 1 35 溜子维护 2 26 转载机维护 2 27 皮带及溜子司机 2 2 2 6238 皮带及溜子维护 6 69 乳化泵司机 1 1 1 310 端头维护 5 5 7 1711 机电维护工 1 1 2 412 小计 17 17 30 6413 区管 共 4 人 4第七章 采区生产能力
40、及服务年限7.1 区段参数的确定根据本采区实际情况，本采区倾斜长度为 935m，区段数目确定为 4 个，采煤工作面斜长确定为 205m，区段平巷采用沿空留巷技术，不用留设区段保护煤柱。7.2 采区生产能力计算本采区共有上下两层煤（即 2#和 4#煤） ，两层煤实行同采，即上下两个工作面同时开采。（一）2#煤层（1）日产量计算A7 = NLSMC=72050.6251.353.60.87=3792.17t式中：N采煤机日进刀数；L工作面长度；S截深；M采高；煤的容重；C煤的采出率。（2）年产量计算（一年按 330 天计算）A7 年 =3303792.17= 125（万吨）（二）4#煤层24（1）
41、日产量计算A9 =NLSM C=72050.61.61.350.87=1618t式中：N采煤机日进刀数；L工作面长度；S截深；M采高；煤的容重；C煤的采出率。（2）年产量计算（一年按 330 天计算）A9 年 =3301618= 53（万吨）7.3 采区生产能力采区年生产能力= A 7 年 + A9 年 =125+53178（万吨） 7.4 采区服务年限采区服务年 采 区 可 采 储 量 采 区 回 采 率采 区 生 产 能 力6900.87178 =3.4 年第八章 采区巷道断面设计8.1 巷道断面选择原则我国煤矿井下使用的断面形状，按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类，前者如矩形、梯形
42、、不规则型；后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。25巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩性质；巷道的用途及其服务年限；选用的支架材料和支护方式；巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素。一般情况下，作用在巷道上的地压大小和方向，在选择巷道断面形状时起主要作用。当顶压和测压均不大时，可选用梯形或矩形断面；当顶压较大，侧压较小时，则应选用诸如马蹄形、椭圆形或者圆形等断面。巷道的用途及所需的服务年限也是考虑选择巷道断面形状的不可或缺的因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用砖石混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利；服务年限十几年的准备巷道以往多采用梯形断面，现在
43、采用锚喷支护和拱形断面日益增多；服务年限短的回采巷道因受采动影响，须采用具有可缩性金属支架的梯形断面。8.2 巷道断面设计一位于该矿井田浅部，上山布置在 4#煤层中，4#煤层平均厚度 1.6m，煤质属中硬煤，煤层顶底板稳定，由于现代锚喷技术的发展，煤层巷道的维护更加容易，因此，本采区两条采区上山为煤层上山，轨道上山和运输上山均布置在4#煤层中，巷道两边均留有保护煤柱护巷，因此受才动影响不大，服务年限长，故采用半圆拱形断面。区段平巷布置在煤层中，所受顶压和侧压都不大，且服务年限短，采用梯形断面，支护方式采用锚喷支护。石门都是布置在岩石中，采用半圆拱形断面。支护方式均采用锚喷支护。各巷道断面设计参
44、数及断面图如下：（一）采区运输上山巷道断面图如下图 8-1 所示，参数计算如下表 8-1 所示图 8-1 运输上山巷道断面图26120 4507142050030208120145012025037039701527表 8-1 运输上山巷道断面参数表断面/ m 2 设计掘进尺寸围岩类别净 设计掘进 宽度/mm 高度 /mm喷射厚度/mm净周长/m14516.4 4740 3970 120 14.5(二) 采区轨道上山巷道断面图如下图 8-2 所示，参数计算如下表 8-2 所示120 45071203970145025037012053060图 8-2 轨道上山巷道断面图表 8-2 轨道上山巷道
45、断面参数表断面/ m 2 设计掘进尺寸围岩类别净 设计掘进 宽度 /mm 高度 /mm喷射厚度/mm净周长/m 145 16.4 4740 3970 120 14.5(三)区段平巷断面图如下图 8-3 所示，参数计算如表 8-3 所示：28图 8-3 区段平巷断面图表 8-3 区段平巷断面参数表断面 /m2围岩类别净 设计掘进水沟断面/ m2喷射厚度/mm净周长/m 8.2 9.7 0.1 150 11.73、主要运输及回风石门断面图如下图 8-4 所示，参数计算如下表 8-4 所示29图 8-4 石门断面图表 8-4 石门断面参数表断面/ m 2 设计掘进尺寸围岩类别净 设计掘进 宽度 /mm 高度 /mm喷射厚度/mm净周长/m 145 16.4 4740 3970 120 14.5
