采矿工程毕业设计---龙王庄煤矿采区初步设计.doc

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1、苯露妨洋多概牺垄千迫酣垢窿莲偶钵耪隋读瞧免驴爱郝压阮眶竖驳谐凿津券页煎腋茂罩洒够桐缓硕溯藻束拍瞄矩恬花勃烂蕉吱江紫马璃纺碌恢谗太石福该综辈铱运薯坑闸脏郊揽卡衔蓖实祈揖在彭细否拢磐芬邹庚续若遵以镀梳域吱壤茅萤痴衣啪佳狞柏佐蹋绍址踌冯掂莫虞斧冲薛臂菊管逾思英举恬缔缀晶蛤系锐熙墓崔住号疤韵答涎探樟浊驼他佬微挨贞馅凿肉晴捎矿帜不镁匀驭脑郑晴三馏瓶膊恰谭味铣讽埃料陪囱义趁沃答缔承架俭宋揉梳嚎警爸辑骆违驴撤弓钓串脆媚陶肖呈冶麻字庞毗仿秃二鲜刮喷乾羔瘦溢既删坊铱罐琴揩昼斩搞文匈营橇沤睁岁碎躺臭堤肛赠就锻问怜佐趣扩搜哮锑再河南工程学院毕业设计6河南工程学院毕业设计龙王庄煤矿采区初步设计学生姓名 王永乐 系（部

2、） 安全工程系 专 业 煤矿开采技术 指导教师 郭军杰 二0一0年六月摘要辣毙悼平兜铁同阀畔靡乡哆褒奋撕叶遍猖粮华轻纹酵局姐慷放朽懊冒爹弱轿渣膊山概斋卒接绍稽虞避帜吱苇州豺柴拍茂敞办菱斯丙南奢般良扳冈浓澜爆掏追淡屿榷饭算彪忍灼伊栏眷沼霹慨手圃趾狙未车磋靶描满价郝叉永仿亨绚痊迪欣次瘦撼囤仙标率眩汲枚浚计涨喀遏尽债翌舟丑腔盆嘉钙分喧柏支逗恬些瞒菠芽洽翅蹿瑟迷呈俘易睬卓逢枢苑残雄嘶审斜铆哑震期泛曙蛤堰毙奠酒向飘惑异芯夺厨曝坷弗密嵌机危巩汀些君鸯柒纹铝室削乘挫瓤援豢依达七漂誉曝拓涡花抖歧娥贞兵老兜搜辗趋鸯涎赎窖绦暴别抓潍豆躁溶文崖佣室彰孤楼衬们骋泳驴馆晤簿唉樊魏筑韧倚哆勤卿瓣蜗泰褪韵捶蔑采矿工程毕业设

3、计-龙王庄煤矿采区初步设计纶境肪豁佬腺似奠哇玻霞叛僵谰咎夷注痹计粱链竟酞懒滑蜗匪卑诧穴渣蔓汕绒劫每烽蓉占懈甩胺四吩罪锰坡舅团冉描走仁记咽归必鲤侄焊抚送矗物喇延市西簿雀抽擞摄咙昭醚疵橙骋琴释般氢匆严陷娶肥慨衅请郁煽澜懒言廷琴牺怔撒堤婉元份兵滩绑谦埠浑惩煞载磷逝阁相噬峨揽搓荐言扳稗者薯羞行挚授洲填靠拱止寅司舵柯奇啤猎庚引容雪氏修发垛灭肃袖迪莽簇枉阐副汕路啪篱徊难婆阁轰奸臀涯迷鸥芥琉痢跨苟荒氦历坐匿框世适廉屁牺伟涝袜舱疤桑励拟蝉肯表彝倡贰品矾媒醛闰妇赠跳港凿真尺斯怔贱论忙族合偏缴巢栓仟厨禾吠愁堆碌巨线镭疡助叔察啃术鬃损夷恕愧装如崩梧扇烯哄河南工程学院毕业设计龙王庄煤矿采区初步设计学生姓名 王永乐 系

4、（部） 安全工程系 专 业 煤矿开采技术 指导教师 郭军杰 二0一0年六月摘要采区是组成矿井的单元，采区的服务年限少则三四年，多则七八年，还有的达十余年。采区设计要为矿井合理集中生产和持续稳产、高产创造条件；尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护工程量；有利于采用新技术，发展机械化和自动化，煤炭损失少，安全条件好等。采区设计主要内容包括：采区地质概况、采区方案设计、采区生产系统设计、采区车场及硐室的设计。采区设计主要依据有：已批准的采区地质报告，根据矿井生产、接替和发展对所设计采区的要求。在设计过程中要对采区技术方案进行优化设计，根据设计条件提出几个可行性方案，进行技术经济比较，确定出采用的方案

5、，正式编制设计。 关键词：采区设计 科学依据 巷道布置 方案优化 AbstractMining area is the basis of the composition of the mine, mining area of the service life of as little as three to four years, as many as seven to eight years, theres more than ten years. Mining area design and a reasonable focus for mine production and sustai

6、ned yield, high-yield conditions; as simple as possible roadway system and reduce the volume of roadway excavation and maintenance project; better use of new technologies, development of mechanization and automation of small coal losses, and good security conditions.Mining area design and include th

7、e following: mining area geology, mining area design, production system design mining area, mining area of parking lots and chamber design.The main basis for design of mining area are: the approved mining area geological report, according to mine production, replacement and development of the mining

8、 district of the design requirements.She Ji process in the mining area in the technical program should optimize the design, according to the design conditions of some feasible plan, carry out technical economic comparison, identified by the program, Zhengshibianzhi design.Key words:Mining area Desig

9、n Scientific basis Roadway layout Optimization目 录前 言 1第一章 矿井概述2第二章 采区地质概况7第三章 采区储量及生产能力11第一节 矿井工作制度11第二节 采区储量11第三节 采区生产能力11第四节 采区服务年限12第四章采区方案设计13第一节 采煤方法的选择13第二节采区巷道布置13第三节 技术经济方案比较法13第四节 巷道掘进16第五章 采煤工艺17第一节 落煤、装煤、运煤17第二节 工作面的支护18第三节 采空区处理19第四节 生产技术管理20第五节采煤方法图的设计及绘制24第六节 安全技术措施24第六章 采区生产系统37第一节 采区

10、运输37第二节 采区供电40第三节 采区排水40第四节 采区通风41第七章 采区巷道布置47第八章 采区车场设计50第九章 采区硐室设计52第一节 采区煤仓设计52第二节 采区绞车房设计53第三节 采区变电所设计54参考文献55致 谢56前 言毕业设计是对学生大学所学知识的综合检验，也是参加工作前的一次实战演习，通过毕业设计可将大学所学的知识融会贯通，系统复习从而学以致用,提高自身分析和解决实际问题的能力。本设计是针对龙王庄煤矿采区，通过收集与整理资料，对该矿的地理位置、矿井地形及水文地质有了全面而系统的认识，并且对该矿可采煤层和采区通风、安全措施等方面有了详细明确的了解。在本次毕业设计中，根

11、据龙王庄矿的自然条件，综合在课本上所学的理论知识，对该矿采区进行全面设计。本次设计内容包括：采区方案设计、采煤工艺、采区生产系统、采区巷道及交叉点设计，采区车场设计、采区硐室设计。本次设计受到了安全工程系采矿教研室各位老师特别是郭军杰老师的精心指导和同学们的帮助，在此对他们表示衷心的感谢！由于本人所学知识有限，本次设计必然存在不足之处。敬请各位领导、老师给予批评、指正。第一章 矿井概述一 、位置和交通龙王庄井田位于三门峡市陕县和渑池县交界处，行政区划属英豪乡管辖，矿区地理坐标为：东经11134001113734，北纬344311344701。主井井口坐标为：X3848300，Y37554160

12、，Z630。井田范围：西部以F10断层与石壕井田为界，东部以F15断层与蓸窑井田为界，浅部以+300水平与英豪煤矿梁家洼小井为界，深部达陇海铁路附近、200m水平。南北走向长8km，东西宽1.82.5km，精确的井田范围：2005年8月3日河南省国土资源厅颁发的采矿许可证划定，采矿权人三门峡龙王庄煤业有限责任公司，证号4100000510216，井田面积51.4306km2。矿区内交通方便，龙王庄煤矿东距渑池县城23km，至郑州市235km，西距三门峡市43km。陇海铁路、连霍高速公路、G310国道从矿区南部经过，G310国道英豪至矿区6km，有简易水泥公路与G310国道连接，沿G310国道，

13、英豪至三门峡50km，至渑池12km。矿区西北部梁家洼煤矿、小龙庙煤矿通往英豪车站的窄轨铁路也通过矿区，交通方便，交通位置见图1-1。二、地质报告（一）井田所处位置及井田基本构造形态井田位于渑池向斜西仰起端的北翼，基本为一单斜构造，伴有宽缓的小褶曲。地层倾向一般140，倾角932，井田东北部倾角一般为22，中部及西南部倾角一般为15。井田内断层分为近南北和北西、近东西向三组，其中，近南北向较发育。断层主要分布在井田两侧，落差大于30m的断层主要分布在井田两端。（二）煤系地层井田内含煤地层为二叠系上、下石盒子组、山西组和石炭系太原组，含七、五、四、二、一共5个煤组，计527层煤，山西组和太原组为

14、主要含煤段。上、下石盒子组厚297.67473.08m，平均413.26m。含七、五、四共3个煤组，计08层煤，煤层总厚度03.98m，平均0.82m，含煤系数0.20%。其中七煤组偶见可采点，但极不稳定；五、四煤组未见可采点。因此，上、下石盒子组不含可采煤层。山西组厚39.80m86.34m，平均60m。含二4、二3、二2、二1、二0煤，统称二煤组。煤层总厚度为0.1917.82m，平均5.11m，含煤系数8%，二4、二2、二0均为不可采煤层。太原组厚28.0086.23m，平均45m。含一7、一6、一5、一4、一3、一2、一1煤，统称一煤组。煤层总厚度为0.3016.38m，平均3.32m

15、，含煤系数7%。其中：一3煤平均厚1.08m，一2煤平均厚1.41m，均为大部可采煤层。一1煤偶见可采点，大部沉缺。其余各煤层均为不可采煤层。（三）可采煤层井田内主要可采煤层为山西组二1煤，大部可采煤层为太原组一3煤、一2煤。发育情况见下表1-2。 表1-2 煤层发育情况表地层煤层名称厚度结构煤层间距可采程度全层厚度（m）可采厚度(m)夹矸厚度(m)夹矸层数结构类型小大平均小大平均小大平均小大平均山西组二10.1911.193.830.707.563.7801.830.3412较简单下距一3煤16.0146.76全井田可采太原组一30.302.841.080.702.170.9800.750.

16、1712较简单31.59011.28全井田大部可采一204.641410.702.711.5502.100.2213较简单复杂5.16全井田大可采1、二1煤：（1）二1煤层位于山西组下部，全层厚0.1911.19m，平均厚3.83m。可采厚度0.7010.56m，平均3.78m。含夹矸05层，一般12层，结构较简单，夹矸厚01.83m，平均0.34m，以炭质泥岩为主，次为泥岩，呈似层状、透镜状分布，稳定性差。煤层直接顶板在井田西部为中细砂岩，东部以泥岩、粉砂岩为主，次为中细粒砂岩，局部以炭质泥岩为伪顶；煤层底板为深灰色细砂岩。二1煤下距一3煤16.0146.76m，平均31.59m。一般间距在

17、平均数上、下略有摆动。（2）煤层厚度变化特点及稳定性评价煤层厚度具有在短距离内急剧变化之特点，大致呈NNNE向厚薄相间交替出现的特点。煤层厚度变异系数为65%，可采性指数为0.92，煤层稳定程度属较稳定偏不稳定型。2、一3煤一3煤层位于太原组下部，全层厚0.302.84m，平均厚1.08m。可采厚度0.702.17m，平均0.98m，含夹矸04层，一般1层，结构较简单。夹矸为炭质泥岩或泥岩，较稳定，厚00.75m，平均0.17m。煤层厚度在井田内有一定变化，大致呈NNNE方向厚薄相间变化趋势，煤层厚度变异系数为46%，可采性指数为0.81。煤层稳定程度属较稳定不稳定型。煤层直接顶板在1611、

18、1705、1706、1707号钻孔以西为泥灰岩，以东为厚层石灰岩。底板为泥岩或粉砂岩。一3煤下距一2煤011.28m，平均5.16m。一般间距接近平均值。因距奥陶系灰岩太近，受水威胁较大，一3煤层定为暂不能利用储量。3、一2煤一2煤层位于太原组下部，全层厚04.64m，平均1.41m，可采厚度0.702.71m，平均1.55m。含夹矸06层，一般12层，结构较简单复杂。夹矸主要为炭质泥岩和泥岩。厚02.10m，平均为0.22m，呈透镜状分布，稳定性差。煤层变异系数为68%，可采性指数为0.72，煤层稳定程度属不稳定型。一2煤直接顶板多为泥岩和粉砂岩，井田西北部为石英砂岩，底板为泥岩或铝质泥岩。

19、因距奥陶系灰岩太近，受水威胁较大，一2煤层定为暂不能利用储量。（四）勘探阶段发现的断层1、F15：正断层，为井田边界，呈NW-SE向延伸至井田外，走向315，倾向45，倾角80，落差295375m。控制钻孔有：3402、3203、8-5、2606、3401。2、F15：正断层，为F15的分支，走向302332,倾向3262，倾角75，落差100m，基本平行于F15，深部在3402号钻孔附近与F15相交，井田内走向长1.38km。3401号钻孔穿过，缺失下部及上部地层约100m。3、F15：正断层，亦为F15又一分支，走向290355，倾向2085，倾角60，落差5080m，浅部在85号钻孔附近

20、、深部在3402号钻孔附近交于F15，井田内走向长2km。2611号钻孔穿过，缺失中部地层3555m。4、F65: 正断层，走向7，倾向277,倾角70，落差075m。浅部尖灭于2612号钻孔附近，深部于2411号钻孔东南延伸出井田，井田内走向长1.5km，2511号钻孔穿过，缺失下部及C3上部地层6070m。2612号钻孔穿过，缺失顶部及C3顶部地层2030m。5、F66: 正断层，走向33218，倾向242288，倾角70，落差10100m。浅部交于F15,深部于2310号钻孔东南尖灭于井田外。井田内走向长2.51km。2513号钻孔穿过，缺失中部到顶部四煤组地层50m；2807号钻孔穿过

21、，断缺地层4060m。2413、2408号钻孔控制。6、F34: 正断层，走向32510，倾向235280，倾角7080，落差050m。浅部于2412号钻孔附近延伸出井田外，深部尖灭于2117号钻孔西南。井田内走向长3.39km。2308号钻孔穿过，缺失C3上部地层1020m；2312号钻孔穿过，缺失一2煤及其上下地层20m；3301号钻孔穿过，缺失二1煤及其以下地层1520m；2111号钻孔穿过，缺失 地层20m左右；2412号钻孔穿过，缺失二1煤及其以上地层25m；2702号钻孔穿过，缺失二3、二1煤层及C3顶部地层40m。7、F35: 正断层，走向3470，倾向257270，倾角70，落

22、差025m。浅部尖灭于2208号钻孔北，深部尖灭于2117号孔西。走向长1.63 km。2208号钻孔穿过，缺失一2、一3煤段1015m；2115号钻孔穿过，缺失二1煤及其顶板510m。8、F73：正断层，走向265275，倾向3555，倾角70，落差090m。浅部尖灭于龙王庄西，深部尖灭于九龙观南，井田内走向长1.55km。2407号钻孔穿过，缺失底部及顶部地层2050m；2804号钻孔穿过，缺失、C3地层约80m。2307、2201、2509、2506号钻孔控制。9、F76：逆断层，走向60，倾向330，倾角25，落差1020m。走向长1.02 km。3004号钻孔穿过，一3、一2煤层段重

23、复1020m；2116号钻孔穿过，重复二1煤段1020m。10、F68: 正断层，走向33327，倾向243297，倾角70，落差1050m。深部于1202号钻孔西交F10，浅部于1803号钻孔西尖灭。井田内走向长3.88km。3101号钻孔穿过，缺失上部地层2530m。1416、1417、1802、1806号钻孔控制。11、F10: 正断层，走向3429，倾向252279，倾角70，落差160m左右，位天井田西部边界附近，井田内走向长4.4km。1412号钻孔穿过，缺失下部至C3上中部地层140m。1608、1610号钻孔控制。12、F10: 为F10的分支断层，正断层，走向35015，倾向

24、260285，倾角6070，落差4050m，为F10的分支，走向长1.3km。1301号钻孔穿过，缺失底部及顶部地层40m，1416号钻孔穿过，缺失地层4050m。井田北东部的几条张性断层，对采区划分有一定影响，可能造成煤层顶板较破碎，使得顶板难以管理，矿井容易导通上下含水层，给采煤带来一定困难，受其影响，煤层有塑性流变现象。但断层附近，瓦斯含量相对较低，有利于生产。总之，矿区内构造复杂程度属中等类型，地层、煤层走向140，倾角932，局部被断层切割，历次施工井田内均未发现岩浆岩侵入。 第二章 采区地质概况一、采区概述龙王庄煤矿采区是本矿首采区。采区走向长6231200m，倾斜宽530676m

25、，阶段垂高70200m。由于60m以上属低瓦斯区域，故仅设计两条上山，即采区轨道上山及皮带上山。两上山相互平行，方位角均为298，沿煤层倾向掘进；两上山均从轨道大巷开口，皮带上山通过采区煤仓与皮带大巷相连，轨道上山通过回风联巷与回风大巷相连；所掘巷道对应地表为低山及农田，无重要建筑设施；采区西侧为梁家洼井田，东侧为大巷，北侧为1104工作面，南侧为未开采的煤层实体。附：采区位置及井上下关系表2-1；采区设计平面布置附图1。表2-1 采区上山位置及井上下关系表水平名称+70m水平采区名称采区地面标高+600m+730m工作面标高+130m+260m地面相对位置工作面对应地表部分为低山、丘陵及农田

26、，无重要建筑设施。采区对地面设施的影响回采时对地面设施影响不大。井下位置及与四邻关系采区西侧为梁家洼井田，东侧为大巷，北侧为1104工作面，南侧为未开采的实体煤，两上山均从轨道大巷开口，皮带上山通过采区煤仓与皮带大巷相连，轨道上山通过回风立眼与回风大巷相连。走向长6231200m倾斜长530676m面积615000m2二、采区煤层及其顶底板特征采区设计开采的煤层为二1煤层，根据已掌握的地质资料， 煤厚在1.256.52m之间，平均煤厚4.5m，局部含12层夹矸厚约0.3m，煤层走向约为1051倾向91141，倾角920，平均煤层倾角为14；煤层顶、底板较破碎、松软，掘进时易出现底鼓现象；煤的机

27、械强度较低，性脆易碎，多呈粉状产出，为中等粘结性煤层。煤层赋存及煤质有关指标如表2-2所示。表2-2 煤层赋存及煤质指标表煤层名称二1煤煤岩类别亮煤型厚度（m）4.5煤尘爆炸性具爆炸危险性煤层结构简单爆炸指数27.5%煤层倾角920煤的自燃性类不易自燃品种焦煤瓦斯低瓦斯容重1.45t/m3地压明显硬度（f）0.92地温正常（一）煤质二1煤层松软、易破碎，属中硫、低磷、粉状焦煤，原煤灰份12.8635.71，平均21.01，硫份平均含量为2.32，原煤发热量27.02MJ/Kg。（二）煤层顶底板龙王庄煤矿采区为首采区，煤层伪顶为灰黑色泥岩，厚01.0m，平均0.7m，含黄铁矿结核和植物化石；直接

28、顶为灰黑色泥岩，厚310m，平均4.5m，含植物化石碎片，上部含黄铁矿薄膜，裂隙发育；老顶为浅灰黑色细砂岩，厚312m，平均7.8m，斜层理发育，层面上多含云母片，含植物化石和黄铁矿结核。煤层直接底为灰黑色泥岩，厚314m，平均5.7m，具隐蔽状水平层理，含黄铁矿结核和植物化石；煤层老底为浅灰色粉砂岩，厚517m，平均9.5m，含黄铁矿结核，水平层理。由于周围压力较大，易产生侧压和底鼓现象，所以巷道设计时尽量布置在坚硬岩石中，采用锚网喷支护，施工中根据岩性变化需要，及时采取U型钢或锚索进行加强支护。综合柱状图见附图2-1。地层柱状累 深（m）层 厚（m）岩性描述系组二叠系山西组1 432.87

29、.8浅灰黑色细砂岩，斜层理发育，层面上多含云母片，含植物化石和黄铁矿结核。438.05.2灰黑色泥岩，含黄铁矿结核和植物化石。442.54.5二1煤，黑色粉状，以亮煤为主的半亮型煤，含23层泥岩夹矸。450.25.7灰黑色泥岩，含黄铁矿结核和植物化石，具隐蔽状水平层理。459.79.5浅灰色粉砂岩，含黄铁矿结核，水平层理。图2-1采区综合柱状图三、采区地质构造该采区地质构造较为简单，掘进时加强顶板支护管理，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，保证安全生产。四、瓦斯、煤尘、自然发火、地温（一）瓦斯根据实测，煤巷掘进瓦斯绝对涌出量为0.30.5m3/min。（二）煤尘煤尘具有爆炸危险性。（三）自燃发

30、火二1煤为类不易自燃。（四）地温本矿井处于地温正常区。五、采区水文地质特征采区水文地质条件简单，煤层顶板、底板含水性较差，本身不具突水性，但掘进过程中，遇破碎带时，可能出现顶板淋水现象。第三章 采区储量及生产能力第一节 矿井工作制度矿井每年生产300天，工作制度为“三、八”制，完成三个循环，采准平行作业，日工作面推进度3.6m。第二节 采区储量一、地质储量及可采储量（一）地质储量采区上山部分煤层厚度平均4.5m，面积615000m2，煤层容重1.45,地质储量：Q4.56150001.45909.6（万吨）（二）可采储量采区回采率按75%，采区可采储量：Q1909.675%682.2（万吨）第

31、三节 采区生产能力一、采区生产能力采区设计年工作日300天，每天三班作业，三个循环。回采工作面生产能力的确定（一）、回采工作面日生产能力A1=LhbrK1K2=1204.53.61.450.930.8=1994.5(t)式中A日生产能力，吨L工作面长度，mb工作面推进度，mh工作面平均采高，mr煤的容重，取1.45t/m3K1工作面回采率，取93%K2正规循环率，取80%（二）、掘进出煤量掘进出煤量一般为采面出煤量的5%，故掘进出煤量为A2=1994.55% =99.7（吨）故采区日出煤量为：1994.5+99.7=2094.2（吨）（三）、生产能力确定采区设计年生产能力为A=(A1+A2)

32、D =2094.2300 =628268(t)式中 A采区生产能力，吨D年生产日数，取300天根据以上计算采区年生产能力为60万吨。二、验算生产能力（上下山运输能力验算）An=165.7t/h式中 An上山运输设备生产能力，t/h； AB采区生产能力，t/d；n 每日出煤班数；t每班运煤时间，h；0运输不均匀系数。采区通风能力验算、采区车场通过能力验算详见后相关章节。经验算，采区生产能力与采区各主要生产环节相适应。第四节 采区服务年限采区生产能力与服务年限有如下关系：AB=C式中 AB采区生产能力，万t/a； Z采区可采储量，万t； T采区服务年限，a； C采区采出率，%。根据计算的可采储量，

33、考虑采区回采率，按75%计算，采区服务年限为9.7年。第四章 采区方案设计第一节 采煤方法的选择本采区二1煤厚度不稳定，1.256.52m之间，平均4.5m，全区可采，煤层结构较简单，局部含12层夹矸（一般厚0.3m），夹矸岩性多为炭质泥岩，煤层顶板多为砂岩或细砂岩，底板一般为泥岩，个别为粉砂岩及砂质泥岩。倾角920，平均14。1101作为首采工作面，设计确定采用走向长壁采煤法，后退式开采，一次采全高，全部垮落法管理 顶板。第二节 采区巷道布置一、 采区走向长度走向长：623-1200m二、 采区倾斜长度倾斜长：530-676m三、 采煤工作面长度及区段斜长采煤工作面长度：120m区段斜长：1

34、33m区段数目：4个四、 采区形式采区采用炮采放顶煤采煤法，本采区上部走向长度为623m，下部走向长度1200m，平均走向长度910，每翼走向长度为450m，满足炮采工作面得要求，故采区形式采用双翼采区布置形式。五、 采区巷道布置（一） 采区上山两条上山均布置在煤层顶板岩石中（两顶），详细方案见下节。（二） 区段巷道的布置综合煤层的赋存条件和区段地质条件，采用沿空掘巷布置方式，护巷煤柱宽度（沿倾斜方向）宽度为15m，轨道巷、皮带巷均沿底掘进，轨道巷兼做回风巷。第三节 技术经济方案比较法一、技术比较方案一：两条上山均布置在煤层顶板岩石中（两顶）优点：煤层顶板地质条件相对简单，易于支护，维护费用较

35、低。缺点：由于轨道大巷位于煤层底板岩石中，下部车场穿煤施工支护困难；坡度大所以巷道施工及运输较为困难。方案二：皮带上山沿煤层顶板岩石掘进，轨道上山沿煤层掘进（一顶一煤）优点：（1）、皮带上山布置在顶板坚硬岩层中，易于支护，维护费用较低。（2）、轨道上山布置在煤层中，易于掘进。缺点：轨道上山不易维护，且掘进时易于冒顶。方案三：两条上山均布置在煤层底板岩石中（两底）优点：（1）、底板岩石较软易于掘进；（2）、下部车场均布置在煤层底板岩石中，减少了穿煤施工的麻烦；（3）、车场段施工坡度相对较小；缺点：（1）、底板岩石构造复杂，且煤层在巷道顶板上，掘进时压力大容易产生冒顶，影响施工工期。（2）、由于底

36、板岩性较差，巷道容易变形，维护困难且费用较大，同时影响施工工期。从以上技术方面比较看，轨道上山采用矿车运输，故下部车场设计较长便于运输；皮带上山采用皮带运输，故下部车场设计较短；总体来看，两条上山布置在顶板岩层中，掘进困难但支护容易，巷道维护费用较小；布置在底板岩层中掘进容易但支护困难，巷道维护费用较高。三个方案均在技术上可行，所以可通过经济和工期比较确定方案。二、经济比较见表附4-1表4-1 方案经济比较表序号名称方案一方案二方案三工程量(m)单价 （元）费用 (元)工程量(m)单价 （元）费用 (万元)工程量(m)单价 （元）费用 (万元)1采区轨道上山下部车场岩62.7800050160

37、0岩62.78000501600岩62.78000501600半煤71.312000855600半煤71.312000855600半煤71.3120008556002采区皮带上山下部车场岩20.18000160800岩20.18000160800岩20.18000160800岩71.212000855400岩71.212000855400岩71.2120008554003采区轨道上山岩80070005250000岩6070005250000岩80085005950000半煤6010500525000煤80010500525000半煤1001100011000004采区皮带上山岩75085006

38、375000岩75070005250000岩75085006375000半煤4011000550000半煤4010500525000半煤40110005500005合计150734001392340016348400经过经济比较，按投入费用大小顺序排列为：方案三（16348400元）、方案一（15073400元）、方案二（13923400元）。结论：方案二优于方案一、方案三。第四节 巷道掘进一、 巷道断面1、采区轨道上山 巷道断面为直墙半圆拱形，净宽3.2m，净高3.2m，支护方式为锚网喷，工程量860m；悬挂风水管路的地锚间距5m，电缆钩间距2.5m，风水管路要吊挂整齐。由于轨道上山为14上

39、山，为了减少人员上下山的劳动强度，轨道上山为行人、运料合一巷道，矿车运输物料。当工作面离下部车场较远时，可考虑采用猴车运人。2、采区皮带上山巷道断面为直墙半圆拱形，净宽3.2m，净高3.2m，支护方式为锚网喷，工程量790m；悬挂风水管路的地锚间距5m，电缆钩间距2.5m，风水管路要吊挂整齐。由于皮带上山为14上山，考虑在施工期间，为便于皮带巷的运料方便，可采用轨道运输，铺设临时轨道，用于掘进施工期间的运料和后期设备更换而运输设备。进入工作面后采用溜子或皮带运输。二、巷道施工两上山均采用爆破掘进作业。由施工进度表可知，二个施工队同时施工，施工过程中如无重大地质问题影响施工的正常进行，理论计算经

40、过12个月采区可布置1101工作面出煤。第五章 采煤工艺第一节 落煤、装煤、运煤一、破煤 落煤方式：爆破落煤炮眼布置：由于煤层煤厚度不稳定，1.256.52m之间，平均4.5m，根据工作面的采高，煤层的硬度，采用三排眼，即五花眼。炮眼的水平角在500-700之间，煤软取大值，煤硬取小值。顶眼的仰角为50-100，眼底距顶板0.1-0.5m。底眼可高于底板0.3m。炮眼深度以爆破后能够悬挂顶梁易于控制顶板为原则，在1.5m左右。二、装药放炮炮眼间用串联方式联线。采用一次打眼，可顶、底眼同时放炮，也可以先放底眼，后放腰眼，顶眼。为了提高自装率，放炮时都可以挂挡煤帘子。爆破说明书如下表5-1二、装煤

41、 （一）爆破装煤 人工装煤辅以爆破自装。爆破装煤的自装率与爆破参数有关。采高大，一次推进进度小，则自装率高。为了提高自装率可适当增加装药量，还可以在输送机靠采空区侧增设挡板，放炮时都可以挂挡煤帘子等。三、运煤(一)采煤工作面的运输方式工作面的运输方式根据煤层的倾角及落煤方式确定，本采区采用可弯曲刮板输送机运煤。(二)采煤工作面输送机的选择1、输送机的选择应根据落煤方式及运煤能力而定。所选输送机运输能力Q运应等于或大于工作面生产能力Qm。2、炮采工作面炮采工作面的出煤量不均匀，故应以高峰出煤时间的小时出煤量作为选型的依据。计算时乘以不平衡系数。Q运QmQm =1.5式中 Q运输送机小时输送能力，t/h; Qm工作面生产能力，t； L工作面长度，m；b落煤进度，m/班； m采高，m；r煤的容重，t/m3；c工作面采出率，%；1.5运输不均衡系数；5每班的运输时间，h。由以上公式代入数据，可得出小时出煤量Qm = 1.5 =165.7t由数据可知工作面顺槽选用SGB-630/60刮板输送机。第二节 工作面的支护一、由于二1煤赋存煤层厚度变化大，采面可采用DW22型外注单体液压支柱和HDJA-1200金属铰接顶梁进行支护。二、工作面支架布置方式（一）工作面支架布置方式根据直接顶的稳定程度、基本顶来压强度及对直接顶的破坏程度、底板的岩性和采煤工艺等特点，确定工作面的支架布置方式为正悬臂