山西翼城首旺煤业有限责任公司采区方案设计毕业论文.doc

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1、目 录1.矿区概述11.1 交通位置及交通条件11.2 地形地貌11.3 气候特征11.4 地震11.5 邻近矿井11.6 矿区的水文简况11.7 矿井发展22.采区地质32.1 采区概况32.2地质特征32.3 地质构造72.4 可采煤层及顶底板情况92.5 涌水量92.6 其它开采技术条件103.可采储量、可采期及生产能力113.1 储量计算113.2 储量计算参数及方法113.3 服务年限及可采期114.采区方案设计134.1 采区方案设计应考虑的因素134.2 井田开拓方案确定134.3 方案的技术比较135.采煤工艺155.1 采煤方法及工艺155.2 巷道断面及支护形式175.3

2、采区生产能力186.采区生产系统206.1 通风系统206.2 运输系统236.3 提升系统396.4 排水系统456.5 供电系统486.6 监控系统506.7 压风系统526.8 采区消防、防尘供水系统546.9 采区通信576.10 产量监控系统576.11 矿井人员考勤定位系统577.采区主要技术经济指标588.参考文献601.矿区概述1.1 交通位置及交通条件山西翼城首旺煤业有限责任公司位于山西省翼城县东北部、隆化镇两坂村南，距翼城县城12km，行政区划属翼城县隆化镇管辖。其地理坐标为北纬3545413548 19，东经111493911152 07。 晋（城）侯（马）公路和侯（马）

3、月（山）铁路由井田南部边界外通过，矿区与公路、铁路间有简易公路连通，由矿区向西南经翼城、曲沃至侯马可与大运高速公路和南同蒲铁路干线交接，交通便利。1.2 地形地貌井田属黄土高原低山区，浇底河谷于井田中部沿东西向通过，其南北两侧支沟呈树枝状展布，总体呈现为沟谷纵横，梁峁绵延的复杂地形地貌，其总的地势为东高西低。地形最高点位于井田东南边界处山梁，标高925.40m，地形最低点为井田西部边界处浇底河河床，标高675.0m，地形最大相对高差250.40m。 1.3 气候特征翼城县地处中纬度地区，属暖温带大陆性气候，四季分明，冬春季寒冷多风，夏秋季湿润多雨。据气象统计资料，年平均气温为12.4， 7月气

4、温最高，平均23.3，1月气温最低，平均5.3，极端最高气温为41.3（1966 年6月21日）， 极端最低气温为19.1（1958年1月16日）。雨季多集中在7、8月份，年平均降水量为542.3mm，年平均蒸发量1700mm，为年平均降水量的3倍多。 霜冻期为10月下旬至次年4月上旬，全年无霜期180200天，最大冻土深度0.60m。 全年主要风向为东北风和西北风，平均风速23.5m/s。 1.4 地震 据历史记载，翼城地区千余年以来记录地震次数达16次之多，其中具有破坏性的共5次。据分析，上述地震现象均由汾渭地震带引起。依据中华人民共和国GB50011-2001建筑抗震设计规范， 本区属7

5、度区，动峰值加速度为0.05g。 1.5 邻近矿井在井田东部、南部有阳泉煤业翼城河寨煤业有限公司，西部和北部无生产矿井。 1.6 矿区的水文简况井田内主要河流为浇底河，由东向西流经井田中部，属季节性河流，年平均流量0.300.898m3s， 雨季最大洪水流量达482m3s （1970年7月1日），河床最窄处水深45m，流速2.193.02m3/s。该河向西流出井田后于小河口水库与史泊河汇合流向西南汇人汾河，属汾河水系。1.7 矿井发展山西翼城首旺煤业有限责任公司前身为山西牢寨煤业有限责任公司，2009年资源兼并重组整合后为单独保留矿井，名称核准为山西翼城首旺煤业有限责任公司，2011年12月2

6、5日山西省国土资源厅换发采矿许可证(证号C1400002009121220050288)，批准开采1、2、9、10号煤层，井田面积12.5262km2， 生产规模1.20Mt/a。2.采区地质2.1 采区概况2.1.1 开拓概况批准该矿开采1、2、9、10号煤层，井田范围由9个拐点连线圈定，井田面积12.5262km2，设计生产能力为1.20Mt/a，目前开采2号煤层。矿井采用斜井开拓，主斜井净宽3.6m，半圆拱断面，料石砌碹，倾角16，净断面11.21m2，斜长399m，装备变更为1200mm的带式输送机，担负矿井的提煤任务，井筒另一侧铺设轨道，作为检修通道，并作为矿井的进风井；副斜井净宽3

7、.6m，净断面11.57m2，倾角154433，斜长442m，料石砌碹，装备单钩串车，担负全矿井的辅助提升任务,设行人台阶及扶手，为矿井的进风井兼做安全出口；行人斜井净宽2.4m, 净断面5.74m2,倾角165748，井筒斜长378m，井筒落底于2号煤层，装备斜井架空乘人装置，设行人台阶及扶手，担负全矿井的提升人员任务，为矿井的进风井兼做安全出口；回风立井净直径3.5m，净断面9.62m2 ，垂深306m,混凝土浇筑，担负矿井2号煤层二采区的回风任务，装备折返式金属梯子间，为矿井的安全出口。根据煤层赋存特征，设计确定设一个水平开采全井田2号煤层，水平标高为+578m。井田北部2号煤层布置一采

8、区，即将开采完毕。井田南部2号煤层未开采区域划分为1个采区，即二采区，为单翼采区。从井底车场向南沿2号煤层掘进西南运输大巷和轨道大巷至井田南部，然后转折向正东方向沿2号煤层向井田东部掘进南翼运输大巷、南翼轨道(回风)大巷至井田东部边界。南翼轨道(回风)大巷通过井底回风巷与回风立井相接。2.1.2采区概况二采区位于井田南翼，采区走向长27801480m，倾斜宽1550m。根据开拓布置及煤层赋存特征, 沿东西向布置南翼运输大巷、南翼轨道(回风)大巷，大巷沿2号煤层底板布置。南翼运输大巷、南翼轨道(回风)大巷间距30m，巷道保护煤柱每侧30m。沿断层保护煤柱边界布置工作面运输顺槽、回风顺槽。经计算选

9、型，南翼运输大巷装备DTL120/65/2160型带式输送机，完成煤炭运输任务；南翼轨道(回风)大巷采用SQ-80/110B单轨无极绳连续牵引车，完成井下辅助运输。2.2地质特征2.2.1 地层井田大部分为黄土覆盖区，仅在井田部分沟谷中出露二叠系石盒子组地层。第四系地层分布于沟谷、山梁、黄土垣及两侧阶地。结合隆化普查区勘探成果，现将井田地层由老到新分述如下： 1、奥陶系中统峰峰组(02f) 为含煤地层基底，揭露厚度78.32m，为深灰色厚层状石灰岩夹薄层状泥岩、泥灰岩组成。节理发育，有方解石脉充填。底部含有脉状石膏层。 2、中石炭统本溪组（C2b） 与下伏峰峰组呈平行不整合接触。厚度10.25

10、m，主要由深灰色粉砂岩、深灰至黑色石灰岩及灰色铝质泥岩组成。底部铝质泥岩下常有透镜状的黄铁矿层（山西式铁矿）。 3、上石炭统太原组（C3t) 为本井田主要含煤地层之一。自K1砂岩底至K7砂岩底。厚度95.22 121.31m，平均113.11m。主要由K2、K3、K4三层厚层状石灰岩与中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及5号、6号、6下号、7号、8 号、9+10号煤层组成。其中9+10号煤层为全区稳定可采煤层。其它煤层均为不可采煤层。 4、二叠系下统山西组（P1s ) 自K7砂岩底至K8砂岩底，厚度19.0534.23m，平均26.78m，井田主要含煤地层之一。主要由灰、深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩及1上号

11、、1号、2 号、3号煤层组成。其中2号煤层为主要可采煤层，1号为不稳定局部可采煤层，其余1上号和3号煤层为不可采煤层。 5、二叠系下统下石盒子组（P1x ) 连续沉积于下伏山西组之上，地层厚度98.44131.13m，平均127.44m。岩性主要为灰深灰色泥岩与灰、灰绿色各粒级砂岩互层，夹有12层浅灰色铝质泥岩。顶部为一层浅灰、粉紫、褐黄等杂色泥岩，含少量铝质，为K10 砂岩之辅助标志层，俗称“桃花泥岩”。本组底部有时含12层薄煤线。 6、二叠系上统上石盒子组（P2s ) 间或出露于井田部分沟坡之处。上部以厚层状黄绿色中粗粒砂岩为主，中夹薄层泥岩、砂质泥岩。下部为灰、灰绿色、黄绿色及紫色泥岩、

12、粉砂岩和中粗粒砂岩互层，砂岩中交错层理发育。底部分界砂岩（K10） 为一层灰绿色中粗粒长石石英砂岩井田范围本组上部多被剥蚀，最大保留厚度200m左右。 7、上第三系上新统（N2） 井田部分沟谷中有出露，岩性为上新统棕红色粘土、亚粘土层，夹有数层钙质结核层，底部有砾石层，本统厚度080.O0m。 8、第四系(Q) （1）中更新统（Q2） 分布于沟谷两侧及黄土垣，由浅红色亚粘土为主，含钙质结核数层。厚度080m。 （2）上更新统（Q3）浅黄色亚砂土，垂直节理发育，分布于沟谷及两侧，厚090m。2.2.2水文地质1、地表河流井田地表展布一条季节性河流即浇底河，数条黄土冲沟。井田地表水汇集于井田地表各

13、沟谷，各沟谷大气降水汇入浇底河，浇底河往南西至翼城注入浍河。 浍河向南西至新降县南3km处注入汾河。汾河向南西至河津县禹门口流入黄河。 井田属黄河流域汾河水系。井田内各沟谷基本常年无水，遇雨亦一泻而去，雨停后沟干或为细流，属季节性溪流。2、井田主要含水层本井田及四邻的含水层自下而上有：（1）第四系松散孔隙含水层为近代河床冲积形成的砂砾层，主要分布在大沟谷的一级阶地上，厚度变化较大，约为10m,民井单位涌水量仅0.040.94L/sm,该层水位标高变化较大，水质类型：HCO3SO4-CaMg型水。富水性弱中等含水层。（2）基岩风化带含水层由于风化水蚀作用的强弱，裂隙的深度因地而异，风化深度305

14、0m，富水性变化大，据邻近村民饮用水井的调查资料，水量不大，能满足居民和牲畜饮用。水位标高变化较大，水质类型：HCO3SO4-CaMg型水，富水性弱的含水层。（3）上石盒子组(K10砂岩)含水层地表泉水多为K10砂岩水，泉流量一般为0.200.87L/s，为富水性弱的含水层。（4）下石盒子组(K8、K9砂岩)含水层由碎屑岩类的泥岩、砂岩组成。主要含水层为K8、K9砂岩含水层，为2号煤层直接充水含水层。钻孔所见岩芯裂隙不发育，钻进消耗量一般不大，距本井田西部0.6km一带据牢寨煤炭精查L-24钻孔抽水试验单位涌水量0.03L/sm，渗透系数为0.251m/d，水位标高约790m，泉流量为0.10

15、0.76L/s。富水性与裂隙发育程度有关，水质属HCO3SO4-Ca型水。为富水性弱的含水层。（5）山西组（K7砂岩）含水层K7砂岩不稳定，常相变为粉砂岩，裂隙不发育。钻进消耗量小于0.05m3/h，为弱富水性含水层。（6）上石炭统太原组（K2、K3、K4石灰岩）含水层太灰岩溶裂隙含水层主要含水层为K2、K3、K4石灰岩，为9+10号煤层直接充水含水层，是2号煤层间接带压充水含水层。岩溶、裂隙较发育，H201钻孔抽水试验,单位涌水量为0.1180.541L/sm，渗透系数为4.51m/d，水位标高695.99m。为富水性中等的含水层。水质属于HCO3SO4-CaMg型水，水位标高603607，

16、为极强富水性含水层。（7）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层主要富水含水层为中奥陶统峰峰组上段及上马家沟组二、三段，以厚层状石灰岩及泥岩为主，岩溶裂隙发育，奥灰顶部具古风化壳，钻孔冲洗液消耗量达15m3/h，埋藏浅，接受补给条件较好，区域属富水性强含水层组。为井田内煤系地层下伏的主要充水含水层，为井田内煤系地层下伏的主要充水含水层，水位标高为602611m，为富水性中等含水层。3、主要隔水层（1）中石炭统本溪组：由铝质泥岩等组成，细腻，不透水，厚度17.30-28.85m,平均23.52m，系一较好的隔水层。（2）上石炭统及二叠统：主要由具有可塑性的泥岩、砂质泥岩组成，各层砂岩间及灰岩间均有泥岩分

17、布，一般厚度2米至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。上述隔水层在区内分布较稳定，厚度变化较大，具有一定的隔水性。但应该指出，隔水层的隔水性是相对的，是受一定条件影响的，如它在受到较大断层、陷落柱及矿坑顶板冒裂带等特殊情况影响下，就会不同程度的失去其隔水作用。4、地下水补给、径流、排泄条件该区地下水以大气降水及地表迳流水补给为主，由于冲沟发育切割较深，地表水排泄条件较好，各含水层之间又有泥岩组成的隔水层相隔，相互间组成为平行复合关系，水力联系较差。第四系松散含水层和基岩风化裂隙含水层水位、径流与地形基本一致；石炭系、二叠系含水层沿地层倾向径流，在地表切割处以泉的形式排泄，生产矿井排水是其主要排

18、泄方式，另外，当地群众生活用水，多取自于表土层孔隙水和二叠系砂岩裂隙水。第四系含水层与基岩风化带含水层可互为补给含水层。井田内碎屑岩含水层及石炭系上统层间岩溶裂隙含水层，其间有厚度不等的泥岩隔水层相隔，相互水力联系差，主要以相互平行的层间径流为主，仅在构造部位或浅埋区才可与其它含水层发生直接的水力联系。奥陶系中统岩溶裂隙含水层是区内主要含水层之一，井田内埋藏较深，井田位于古堆泉域的东部，地下水补给后由北东向南西迳流，本区断裂构造比较发育，井田西、北、东界均为大型断层切割，井田内还有其他规模较大断层，若断层导水将沟通上下含水层之间联系。奥陶系灰岩在区域东南部有大片出露，为主要补给区。根据钻孔奥灰

19、水位资料，本区奥灰地下水迳流方向为北东向南西，并于区域西部海头泉、南梁泉呈泉水排泄。5、矿井充水因素分析煤矿生产实践表明，对矿井充水有影响的水源主要有大气降水、地表水、含水层水及老空水，其影响程度，主要取决于上述各水体的发育程度或富水性，以及水体同开采煤层的关系。2.3 地质构造井田位于沁水盆地西南边缘，区域构造位置处于沁水块坳，临汾-运城新裂陷、中条山块隆三个构造单元的复合部位。受三个构造单元的复合影响，井田主要为一宽缓的背斜和一较宽缓的向斜组成的褶曲构造，其间又伴生有一小型的背斜和向斜构造，地层倾角3- 11，东部、南部局部地段较陡，倾角甚达15，井田断裂构造较发育、分布较广，共发现20条

20、正断层，发现1个陷落柱，井田内断层较发育，因其分布的位置和规模会对采区和工作面的布置及回采工作带来不同程度的困难，井田地质构造属简单偏中等类。1、褶曲连马河背斜(S1)为井田主体构造，由井田东北边界延入本井田，于L-20号孔附近消失。该背斜纵穿井田中部，为勘探区延伸最长的褶曲，井田内延伸长度约5353m，轴向北东，该背斜在本井田段两翼基本对称，地层倾角一般为3- 10左右。S2向斜位于井田西南部、1向斜东南部，轴向北东，延伸长度约1754m。两翼对称，地层倾角510。S3背斜位于井田南部、1向斜东南部，与之并行排列，轴向北东，延伸长度约949m。两翼基本对称，地层倾角510。油庄向斜(S4)发

21、育于井田东部，轴向近SN，轴部沿L-1、L-25、L-29号孔延伸至L-31、L-32号孔之间渐趋消失，延伸长度3630m。该向斜两翼基本对称，南段较缓，地层倾角6- 10,而北段因受F26断层影响，地层较陡，倾角可至10- 15。2、断层NFX1正断层：位于井田东北部边界附近，该断层在南端交于F26断层，由井下巷道揭露，属正断层，断层走向NWSW，倾向NESE，落差10m，走向延伸长度1581m。FX3正断层: 位于井田北部, 由井下采空区揭露，断层走向NE，倾向SE，落差4-5m，倾角43，走向延伸长度1064m。FX4正断层: 位于井田东北部边界附近, 由井下采空区揭露， 断层走向N50

22、E，倾向NW，落差2m，倾角70，走向延伸长度357m。FX5正断层: 位于井田西南部, 由井下巷道揭露， 断层走向近EW，倾向N，落差8m，倾角70，走向延伸长度271m。FX6正断层: 位于井田西南部, 由井下巷道揭露，断层走向N60E，倾向SE，落差1.5m，倾角70，走向延伸长度128m。F5正断层: 位于井田西部边界外, 由以往地质填图发现，断层走向N10W，倾向SW，落差、倾角不详，走向延伸长度2749m。F20正断层: 位于井田西北边界外, 由井下巷道和采空区揭露，断层走向N50E，倾向NW，落差50-143m，倾角不详，走向延伸长度3429m。F25正断层: 位于井田西部, 由

23、以往地质填图发现，由井田南部边界延入井田，断层走向SN，倾向W，最大落差101m，倾角70，走向延伸长度2603m。F26正断层: 位于井田中部,由以往地质填图发现，断层在井田东北部走向N25E，在井田中部走向N15E，倾向SE，落差4-73m，倾角70，走向延伸长度1976m。F27正断层: 位于井田西部, 由井下采空区揭露和以往地质填图发现，该断层由井田南部边界延入井田，仅有少部分进入井田，断层走向N20W，倾向SW，落差30-200m，倾角75，走向延伸长度5675m。除上述较大断层外，通过山西地宝能源有限公司在该矿南、北翼采区进行三维地震勘探时控制以及该矿在2号煤层开采过程中巷道揭露，

24、均属正断层。(3)陷落柱本区通过三维地震控制陷落柱1个，位于井田中部，L-24孔西南方向。陷落柱为一上小下大的反漏斗型，其陷落角较陡，柱体中心轴为直立型，在2号煤层中其长轴为100m，在10号(9+10号)煤层中其长轴为118m。2.4 可采煤层及顶底板情况2.4.1 可采煤层可采煤层为山西组的2号煤层和太原组的9、10号(9+10号)煤层，分述如下：2号煤层：位于山西组下部，上距K8砂岩8.67-18.29m,平均13.83m。煤层厚度1.39-4.60m，平均2.98m，属中厚厚煤层，其可采性指数为1，厚度变异系数为25%，为全井田可采的稳定煤层，含0-4层夹石，结构简单复杂，顶底板一般为

25、泥岩、粉砂岩或中细粒砂岩，该煤层目前已在井田的北部和西部形成较大面积的采空区。9号煤层：位于太原组下段顶部，煤层厚1.40-1.93m,平均1.73m，属中厚煤层，其可采性指数为1，厚度变异系数为13%，为全井田可采的稳定煤层，不含夹石，结构简单。该煤层在除本区中部外的其它地方均因其沉积环境的变化导致其与下部10号煤层间距变小(间距小于0.80)而与之合并，统称10号(9+10号)煤层，合并区面积2/3井田面积。顶板为石灰岩，底板一般为泥岩，局部为粉砂岩，该煤层目前尚未开采。10号煤层(即9+10号煤层)：位于太原组下段顶部，上距2号煤层69.89-84.80m,平均75.59m。煤层厚3.0

26、6-6.80m,平均4.85m，属中厚厚煤层，其可采性指数为1、厚度变异系数为28%，为全区可采的稳定煤层，一般含0-1层夹石，局部2层，结构简单。该煤层在除本区中部外，其它地方均因其沉积环境的变化导致其与上部9号煤层间距变小(间距小于0.80)而与之合并，统称10号(9+10号)煤层。顶板为石灰岩、泥岩，局部为粉砂岩，底板一般为泥岩，局部为粉砂岩，该煤层目前尚未开采。2.4.2煤质井田内2、9、10号(9+10号)煤层物理性质和煤岩特征基本相近，皆呈黑色,玻璃光泽，节理、层理发育，断面平整，线粒状结构或层状构造。本区煤的硬度f=2左右。2号煤层为低灰中灰、特低硫低硫、高发热量的贫煤(PM)；

27、9号煤层为特低灰低灰、高硫、的贫煤(PM)；10号(9+10号)煤层为低灰中灰、高硫的贫煤(PM)。井田内2、9、10号(9+10号)煤层均为贫煤，据煤层煤质特征，2号煤层可作为动力和气化用煤；9、10号(9+10号)煤层由于硫分高，主要做动力用煤。2.5 涌水量矿井水文地质类型为中等类型，正常涌水量760m/d，最大涌水量1140m/d。生产过程中坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的方针，避免水害事故发生。2.6 其它开采技术条件1、瓦斯绝对瓦斯涌出量为2.3m3/min,相对瓦斯涌出量0.9 m3/min，为低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸危险性2号煤层煤尘有爆炸性，因此在今后开拓、生

28、产中应按规定设置隔爆装置和设施，注意洒水防尘，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。3、 煤的自燃倾向性2号煤层为不易自燃煤层。4、地温、地压本区地温梯度为12/100m，属地温正常区，恒温带深度一般在7080m左右，属地温、地压正常区。3.可采储量、可采期及生产能力3.1 储量计算二采区位于井田南翼，东部以井田边界为界，南部(2号煤层)以采空区边界为界(9号、10号、9+10号以矿井南边界为界)，西部、北部以断层为界。采区走向长27801480m，倾斜宽1550m，采区面积3.30km2。根据煤、泥炭地质勘查规范、国务院函(1998)5号关于酸雨控制区和二氧化碳污染控制区有关问题的批复及煤炭工业矿井设计

29、规范等有关文件规定，资源/储量计算的工业指标确定如下：资源/储量最低可采厚度为0.8m，最高可采灰分为40%，最高硫分为3%，2号煤容重1.4t/m3。 二采区设计资源/储量13774kt,设计可采储量10819kt。3.2 储量计算参数及方法1、储量计算方法采用地质块段算术平均法。计算公式如下：Q=SMd式中：Q块段煤炭储量，t；S块段水平投影面积，m2；M块段内煤层平均厚度，m；d煤层视密度，t/m3，2号煤层为1.4 t/m3。2、采区煤柱二采区南翼运输大巷、南翼轨道(回风)大巷间距30m，巷道保护煤柱每侧30m。顺槽之间留设20m保护煤柱。3.3 服务年限及可采期采区服务年限按下式计算

30、：T=ZK/AKT矿井设计服务年限，a；Zk矿井可采储量，万吨；A矿井设计生产能力，万吨/a；K储量备用系数，取1.3。则2号煤层二采区服务年限为6.9a，可采期为83（月）。4.采区方案设计4.1 采区方案设计应考虑的因素矿现有主、副斜井、行人斜井和回风斜井，根据煤层赋存条件和现有井筒和工广布置情况， 为了充分利用现有设施和设备，节约投资，确定矿井改扩建后的开拓方式为斜井单水平分区式，利用已有开拓系统和主要设备。 目前主斜井已安装一部带宽1.2m的胶带输送机，担负全矿井的煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口；副斜井采用单钩串车担负矿井矸石、材料、设备等提升任务，兼做进风井和安全出口；行人斜井安

31、装斜井人车， 担负全矿井的提升人员任务，兼做进风井和安全出口；牢寨回风立井主要担负后期开采南部二采区时的回风任务。 4.2 采区方案确定根据2号煤层赋存条件和已有巷道布置情况，为了充分利用已有井巷和设施，简化系统，便于管理。经过技术比较，确定设置一个开采水平来开采2号煤层，水平标高为578m。在主、副井筒和开采水平位置确定后，提出两个方案：方案一： 把井田南部2号煤层未开采区域划分为1个采区(二采区)，从井底车场向南沿2号煤层掘进西南运输大巷和轨道大巷(靠近井底车场有一段为岩巷)至井田南部边界，垂直于西南运输、轨道大巷沿2号煤层向东掘进南翼运输、轨道大巷至井田东部边界，南翼轨道大巷与牢寨风井（

32、后期）相连，在西南与南翼运输大巷连接处布置南翼二采区煤仓和进风行人斜巷，垂直南翼大巷，在二采区内划分为条带，条带内布置倾斜长壁综采工作面回采。 方案二： 把井田南部2号煤层未开采区域划分为2个采区（二、三采区），从井底车场向南沿2号煤层掘进西南运输大巷、沿2号煤层底板及2号煤层掘进西南轨道大巷至井田南部边界，垂直西南大巷沿2号煤层向东掘进南翼运输大巷至三采区东部边界，沿2号煤层向东掘进南翼轨道大巷至井田东部牢寨风井附近，南轨道大巷与牢寨风井（后期）相连，在西南与南翼运输大巷连接处布置南部采区煤仓和进风行人斜巷。从北翼运输、轨道大巷在两坂河南向东沿2号煤层及底板掘进集中运输、轨道下山至井田东部边

33、界，垂直于这两条下山在二采区内划分为条带，条带内布置倾斜长壁综采工作面回采。开采三采区时，垂直于南运输、轨道大巷划分为条带，条带内布置倾斜长壁综采工作面回采。 4.3 方案的技术比较 表 4.1方案技术比较表方案一方案二优点 1、矿井开拓系统简单，总的掘进工程量少，掘进费用低2、矿井通风系统简单，通风费用低3、主要巷道不过断层 4、煤柱损失少 1、南翼输大巷工程量较小2、开采二采区时能利用一部分现有北大巷3、二采区工作面俯斜推进，有利于排放瓦斯和防止片帮缺点点1、南翼运输大巷工程量较方案二大 1、总的掘进工程量大，掘进费用高2、主要巷道要过F26等断层3、煤柱损失较多表 4.2方案经济比较表序

34、号项目单位方案一方案二方案一比方案二（%）1工程量m煤巷1400煤巷3400岩巷800-2002掘进费用万元126428-240通过以上比较可以看出，方案一的工程量比方案二少技术上优越，经济上合理，故本设计推荐采用方案一。 5.采煤工艺5.1 采煤方法及工艺5.1.1煤层概况2号煤层位于山西组下部，全区可采，煤层厚度1.394.6m，平均2.98m。含夹矸04层，倾角311。顶板岩性主要为泥岩、粉砂岩或中细粒砂岩，底板岩性主要为中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩。节理、层理发育，断面平整，线粒状结构或层状构造，煤层的硬度f=2。5.1.2 采煤方法选择1、根据本矿井一采区开采经验，有限选择综采工艺。2、

35、根据2号煤层赋存特征及本矿井一采区开采经验，采用倾斜长壁采煤法,全部垮落法管理顶板。工作面回采方式采用后退式，劳动组织方式采用“四六”制作业，三班生产，一班准备。5.1.3 采煤工艺工艺流程:试机双滚筒采煤机前端头斜切进刀割煤移架推移刮板输送机1、进刀方式采煤机采用斜切进刀割三角煤自开缺口。2、割煤装煤MGTY300/700-1.1D型机组在工作面端头斜切进刀后，沿工作面双向割煤，截深0.8m，机组滚筒旋转时，工作面的煤靠采煤机滚筒的旋转，借助滚筒上的截齿破落下来，大部分煤由螺旋叶片装入刮板输送机内，少量煤随刮板输送机的前移，借助铲煤板装入刮板输送机内，极少数落入人行道的煤由人工装入刮板输送机

36、内，机组采高控制在2.98m左右。3、移架伸护帮板移架滞后采煤机后滚筒4-6架进行，移架后伸出护帮板。操作顺序为：收侧护板降前梁先落后柱后落前柱，然后以前部刮板输送机为支点，向前移架，移架后，立即升紧立柱，前梁，最后打出护帮板，伸出侧护板。移架后柱不得高于前柱，支架错差不超过50mm。支架成线，误差不超过50mm。4、推前部刮板输送机移架后推刮板输送机，保证刮板输送机的弯曲度不大于3，刮板输送机机头(尾)利用端头处支架推移千斤逐步移置。5、检修设备在检修班进行，设备检修实行专业包机责任制和日计划检修制，检修的设备必须保证不小于16h的正常运行。5.1.4 采煤工作面主要设备二采区工作面主要设备

37、，均利用一采区已有设备：MGTY300/700-1.1D型采煤机、SGZ-764/630型刮板输送机、SZZ764/200型刮板转载机、运输顺槽DSJ120-100型带式输送机、ZZ4800/18/38型液压支架、BRW-400/31.5型乳化液泵站等。1、 采煤机主要技术参数见表5.1。表5.1 采煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)单件最大重量(t)MGTY300/700-1.1D2.0-3.57001.88000-7.7-12.8156572、工作面刮板输送机主要技术参数见表5.2。表5.2刮板输送机技术特征表型号设

38、计长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长宽高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SGZ-764/63016010001.031500764222315211403、顺槽转载机主要技术参数见表5.3。表5.3刮板转载机技术特征表型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)备注SZZ764/20035100020011404、顺槽可伸缩带式输送机主要技术参数见表5.4。表5.4可伸缩带式输送机技术特征表型 号输送能力(t/h)输送长度 (m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)DSJ120-100100011002.0120022

39、00660/11405、液压支架主要技术参数见表5.5。表5.5液压支架技术特征表型号工作阻力(kN)初撑力(kN)支护高度(m)支架中心距 (mm)支护强度(MPa)泵站压力(MPa)重量(t)ZZ4800/18/38480039441.8/3.815000.7531.4166、二采区设备配备见表5.6。表5.6二采区采掘设备一览表序号名称型号数量功率(kW)一回采工作面1液压支架ZZ4800/18/381132刮板输送机SGZ-764/63016303采煤机MGTY300/700-1.1D17004转载机SZZ764/20012005喷雾泵站BPW315/6.31456可伸缩带式运输机DS

40、J120-100120027乳化液泵BRW-200/31.511258乳化液箱RX19调度绞车JD-1311.410回柱绞车JHS-2022211单体液压支柱DZ3110012型顶梁3013注水泵3ZSB-135/1723014注水钻ZLJ-40027.515小水泵BQW-15-50-7.527.5二掘进工作面1综掘机EBZ-10021812带式运输机DTL80/20/372373调度绞车JD-1211.44小水泵BQW-15-50-7.527.55局部通风机FBD-641526探水钻ZLJ-40027.55.2 巷道断面及支护形式1、西南轨道大巷从南翼交岔点起：第一段平巷57.2m，拱形断面

41、，砌碹支护，净宽净高厚度=2.63.00.3m，净断面积7.08m2；第二段平巷132m，拱形断面，砌碹支护，净宽净高厚度=3.63.450.3m，净断面积12.56m2；第三段平巷260m，拱形断面，锚喷支护，净宽净高厚度=3.23.20.1m，净断面积8.5m2；第四段平巷车场，长93.34m，拱形断面，锚喷支护，净宽净高厚度=4.43.30.15m，净断面积12.4m2；第五段为斜巷，坡度19度，长(平距)115.1m，拱形断面，锚喷支护，净宽净高厚度=3.23.20.1m，净断面积8.5m2；第六段为平巷，长度34m，梯形断面，工钢棚支护，上净宽下净宽净高=3.23.43.0m，净断面

42、积11.4m2；第七段平巷8m，斜巷38m，坡度20度，拱形断面，锚喷支护，净宽净高厚度=3.23.20.1m，净断面积8.5m2；第八段为从与西南运输大巷交岔点到南翼轨道大巷交岔点，长度(平距)210m,支护形式同第六段。西南运输大巷均为梯形断面，矿用工字钢组成棚架支护，上宽3.20m，下宽4.40m，净高3.0m，净断面积为11.4m2。南翼运输大巷前97m为梯形断面，矿用工字钢组成棚架支护，上宽3.20m，下宽4.40m，净高3.0m，净断面积为11.4m2；南翼运输大巷中间264m为矩形断面，锚网喷支护锚索加强支护，宽4.0m，净高3.05m，净断面积为12.2m2；南翼运输大巷后18

43、54m为半圆拱断面，29U型钢喷浆支护，宽4.162m，净高3.5m，净断面积为12.4m2；南翼轨道(回风)大巷前280m为梯形断面，矿用工字钢组成棚架支护，上宽3.20m，下宽4.40m，净高3.0m，净断面积为11.4m2；南翼轨道(回风)大巷大巷中间264m为矩形断面，锚网喷支护锚索加强支护，宽3.8m，净高3.05m，净断面积为11.59m2；南翼轨道(回风)大巷大巷后1659m为半圆拱断面，29U型钢喷浆支护，宽3.984m，净高3.4m，净断面积为11.5m2。当巷道遇构造进行煤层顶板全岩施工时，采用锚喷支护，采用半圆拱形断面，巷道规格及净断面积不小于U形钢支护断面。2、为保证工

44、作面的正常衔接，二采区配有2个综掘工作面。综掘工作面机械设备均利用已有设备，分别为：EBZ-100型掘进机, DTL80/20/37型带式输送机，JD-1型调度绞车,ZLJ-400型探水钻，FBD6型局部通风机，BQW15-50-7.5型小水泵。矿井采掘比为1：2。5.3 采区生产能力二采区布置1个综采工作面，2个掘进工作面，满足矿井1.20Mt/a的生产能力。1、回采工作面生产能力按下式计算：Qc=labMrc式中：l工作面长度，165m；a工作面日推进度，6.4m/d；b年工作日,330d/a；M工作面采高，2.98m；r煤的容重，1.40t/m3；正规循环率，0.85；c工作面回采率,0

45、.95。则:Qc=1656.43302.981.400.850.95=1173991t=1174kt则回采工作面生产能力为:Qc=1174kt2、掘进出煤按回采工作面生产能力的10%考虑,则:Qj =117410%=117kt故二采区即全矿井生产能力为：Q=1174+117=1291kt=1.29Mt满足矿井1.20Mt/a的设计生产能力。6.采区生产系统6.1 通风系统6.1.1通风方式二采区内布置1个综采工作面，2个综掘工作面，南翼运输大巷担负全采区进风任务，南翼轨道(回风)大巷担负全采区回风任务，采煤工作面运输顺槽直接与南翼运输大巷相接，担负工作面进风任务，工作面回风顺槽通过联络巷与南翼轨道(回风)大巷相接，担负工作面运料任务和回风任务。掘进工作面利用局部通风机压入式通风。6.1.2通风路线新鲜风流:地面主斜井、副斜井、行人斜井西南轨道大巷、西南运输大巷南翼运输大巷、南翼轨道(回风)大巷运输顺槽回采工作面。污风:回采工作面回风顺槽南翼轨道(回风)大巷回风立井地面。6.1