采矿工程毕业设计（论文）-和顺东盛煤业二采区设计【全套图纸】 .doc

56第一章 矿井概况第一节 井田地质特征一、地理位置和交通条件1、井田位置和顺东盛煤业有限公司煤矿位于和顺县城东北，直距4km的李阳镇后峪村附近，行政区划属李阳镇管辖。其地理坐标为：东经113°3532-113°3740，北纬37°2026-37°2133。批准开采3、8、15号煤层，批准井田范围由7个坐标点圈定，矿区面积3.0259km2，设计生产能力45万t/a。全套图纸，加1538937062、交通条件区内有乡镇公路直通和顺县城，从和顺至榆次、阳泉、左权等有干线公路相通，区东侧有阳（泉）-涉（县）铁路通过，东侧1.5km处阳（泉）-黎（城）207国道通过。和顺县泊里煤站距本井田约2.5km。二、地质勘探程度1958年原煤炭部119队进行了包括本井田在内的昔阳左权间地质普查工作，并于同年12月提交了山西省沁水煤田昔阳左权间地质普查报告书，该次勘探在井田北侧施工有一个钻孔（15号孔）仅收集到该钻孔的8号、15号煤层厚度资料，但未收集到煤层质量验收评级资料。1959年下半年1960年6月，119队相继在李阳、三奇、泊里井田进行精查勘探、施工钻孔29个，进尺8045.0m。1980年前后，原山西省水文一队在和顺县先后施工有牛川N-81号孔、泊里K8孔和蔡家庄6号孔，其中泊里K8孔位于本井田北侧约2km,其抽水试验资料可供利用。1981年煤炭部西安航次大队对和顺去进行航空摄影，1982年-1983年山西煤田地质综合普查队进行了外业调绘，1984年煤炭部西安航测大队内业成图，提交有1:5000地形图。1987年由山西煤田地质勘探队148队对包括井田在内的和顺勘探区进行普查勘探，1988年8月结束野外施工，1989年提交普查报告，共施工钻孔19个，进尺19485.18m。2010年1月-2010年12月，由山西煤炭地质勘探队对本矿井田范围内进行了精查勘探，2010年12月结束野外施工，共施工钻孔15个，进尺7500m。现正在进行内业作业，预计很快将提交煤田精查勘探报告。本井田地质勘探程度较高。三、井田的水文地质情况及主要构造的分布情况1、井田的水文地质情况（1）、地表水井田内无常年性地表河流，沟谷内一般无水，只在汛期可见一些短暂性水流，均属清漳河水系，海河流域。（2）含水层根据井田地层岩性，含水层的类型由老到新可划分为奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层；石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层及砂岩裂隙含水层；二叠系砂岩裂隙含水层及第四系松散层空隙含水层。（3）、主要隔水层主要包括泥岩层间隔水层和本溪组隔水层。（4）地下水的补给、径流、排泄条件井田内地下水的补给来源主要为大气降水，含水层接受补给后一般顺层流动。地下水的排泄一是蒸发，二是泉水流溢或渗透，少部分则以矿坑水排出。井田处奥灰地下水径流区，径流方向为由北向南，于区域东南呈泉水排泄。（5）、构造对井田水文地质条件的影响井田内构造中等，发育3条较大断层，断层落差10-60m，断层对井田地质条件有一定影响，断层可能断开隔水层，从而使含水层发生水力联系，给煤层开采带来不利，因此必须认真查明断层的导水性，并及时制定防治水的措施。（6）、本矿及相邻矿井采空区对井田水文地质条件的影响。根据煤矿提供的资料，井田周边各煤矿对15号煤层均有开采，形成的采空范围均较大，其采空区可能存有一定积水，所以在矿界处一定要留足保安煤柱。（7）、涌水量本矿现实际排水量正常为90m3/d,雨季为110 m3/d。综上所述，本矿水文地质类型简单.2、主要构造分布情况（1）、褶曲井田中部呈一宽缓的向斜构造。（2）、断层井田内构造中等，发育3条较大断层，断层落差10-60m，主要由井田南部向北依次分布。主要断层走向为西西北向，且多为平行排列的正断层。（3）、陷落柱本区陷落柱发育中等，一采区揭露的陷落柱直径最大不超过30米。本区未发现岩浆侵入体。总之，井田内构造复杂程度为中等，属二类。第二节 煤层的埋藏特征一、煤层赋存状况及围岩性质1、含煤性井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。太原组平均厚度108.07m,共含煤7层，分别为8、9、11、12、13、14、15号煤层，其中15号煤层为全区稳定可采煤层，8号煤层为较稳定大部可采煤层，其余为不稳定不可采煤层。煤层总厚度平均为10.39m，含煤系数为9.6%。山西组平均厚度56.70m，含煤4层，分别为1、2、3、4号，均为不可采煤层，煤层总厚平均为1.02m，含煤系数为1.8%。2、可采煤层井田内可采煤层为太原组的8、15号，现将其特征简述如下：（1）、8号煤层位于太原组上部，通过调查了解，井田内8号煤层属较稳定大部可采煤层，厚度0.50-2.30m，平均1.40m，结构简单，有时含1层泥岩夹矸，顶板为砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。（2）、15号煤层位于太原组下部，煤层厚度5.00-5.45m,平均厚5.18m,，属稳定可采煤层，煤层结构简单，有时含1-2层夹矸。煤层顶板为砂质泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩。本矿现正开采此煤层。可采煤层埋藏特征表编号厚度最小最大间距最小最大煤层结构可采性稳定性顶板岩性底板岩性平均（m）平均（m）80.50-2.3068.54-79.60简单大部可采较稳定砂质泥岩泥岩砂质泥岩1.40155.00-5.4574.5简单全区可采稳定砂质泥岩泥岩砂质泥岩5.18二、煤层瓦斯等级根据有关鉴定结果，本矿瓦斯相对瓦斯涌出量为1.50m3/t,绝对瓦斯涌出量为1.05 m3/min；二氧化碳相对涌出量为1.50m3/t，绝对涌出量为1.56 m3/min，为低瓦斯矿井。三、煤的自燃倾向性根据有关鉴定结果，本矿15号煤的自燃等级为，自燃倾向性为不易自燃。四、煤的爆炸性及爆炸指数根据有关鉴定结果，本矿15号煤尘具有爆炸性。五、煤的工业分析、牌号及用途本矿各煤层均可作为发电煤粉、锅炉、合成氨和工业民用燃料等用煤。原煤煤质特征表煤层水分（M）%灰分（Ad）%挥发份（Vdaf）%全硫（St.d）%发热量（Qnet.v.ad）MJ/kg煤质81.1025.7615.950.8919.18-35.22贫煤151.5719.6813.571.8027.63贫煤第三节 井田境界与储量一、井田境界根据第1400000721304号采矿许可证，山西和顺东盛煤业有限责任公司范围由以下7个坐标点圈定：1、X=4141374.00 Y=19731916.002、X=4140281.00 Y=19731149.003、X=4139851.00 Y=19732000.004、X=4139130.00 Y=19731161.005、X=4139901.30 Y=19729810.306、X=4140681.00 Y=19730580.007、X=4141854.00 Y=19731008.00井田面积3.0259km2。井田内可采煤层为8、15号煤层。井田范围内没有生产小窑。该井田北邻泊里煤矿（已关闭），南邻后峪煤矿（已关闭）。相邻矿井情况简介如下（1）、泊里煤矿：为泊里村村办煤矿，批采8号煤层，因资源枯竭现已经关闭。（2）后峪煤矿：为李阳镇后峪村村办煤矿，批准开采15号煤层，后因资源枯竭而关闭。具体详见井田境界及四邻关系图二、井田地质储量和开采储量矿井现有地质储量为2326.28万吨（8号和15号合计），各种煤柱损失量为64.09万吨，开采储量按下式计算：Zk=(Zc-P)C式中：Zc-矿井现有地质储量，2326.28万吨 P-开采煤柱损失量，64.09万吨 C-采区回采率，8号煤层取80%，15号煤层取75%。经过计算，矿井可采储量为1712.96万吨。第四节 矿井开拓一、开拓形式采用综合开拓，即一对立井，一个斜井。主斜井为半圆拱形，净宽4.6米，净高3.5米，净断面积13.8m2，倾角15°，斜长386米，担负矿井提煤、下放大型设备、进风任务；副立井净直径4.5m,井深100米，井筒内安设罐笼，担负矿井下料、出矸、运送人员、进风任务；回风立井井深100米，担负矿井回风、行人任务，井筒内设梯子间，兼安全出口之一。矿井现开采+1200m水平一采区，二采区为本次设计的采区。+1200m水平运输大巷，轨道大巷，回风大巷均已完工。三条巷道支护方式为砌喧+锚网喷+锚索支护。矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。矿井主斜井、副立井进风，主立井回风。配备两台通风机，一台工作，一台备用。两台主要通风机型号均为FBCDZ6-No19A,配备电机功率为2×110Kw.二、矿井现在的开采情况现有矿井的年工作日数为330天，采用“三八”作业制，两采一准，每班一循环，循环进尺0.8米，每天两循环，进尺1.6米。矿井设计生产能力45万吨/年，现有矿井矿井生产能力为30万吨/年，布置了一个采区，即一采区，编号为东翼一采区。现回采工作面编号为15111工作面，为炮采放顶煤工作面；其接替工作面为15106工作面。同时还有两个炮掘掘进工作面，掘进方式为炮掘。二采区进行机械化升级改造，设计采用综采放顶煤开采方法，以达到设计生产能力。第二章 采区地质特征第一节 采区范围一、采区的位置、尺寸、面积本次设计的采区为二采区，位于井田中部，东部以+1200m水平大巷保护煤柱为界，南部以井田边界为界，西部以井田边界为界，北部以F6断层为界。其南北走向平均长为950米，东西倾向平均长为970米，面积为921500m2。采区煤层构造为单斜构造，西高东低。二、邻近采区的开采情况及接替采区的位置目前开采一采区，一采区位于+1200m水平东翼，其接替采区为二采区，位于+1200m水平西翼。第二节 采区地质情况一、采区地形地势及煤层赋存情况1、采区与地表的关系本采区地表为荒山，无建筑物，总体表现为北高南低。最高处位于井田北部山梁，标高为1476.2m。2、采区内煤层赋存情况本采区内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。太原组平均厚度108.07m,共含煤7层，分别为8、9、11、12、13、14、15号煤层，其中15号煤层为全区稳定可采煤层，8号煤层为较稳定大部可采煤层，其余为不稳定不可采煤层。煤层总厚度平均为10.39m，含煤系数为9.6%。山西组平均厚度56.70m，含煤4层，分别为1、2、3、4号，均为不可采煤层，煤层总厚平均为1.02m，含煤系数为1.8%。3、可采煤层因二采区埋藏较浅，经实际勘探揭露本采区内可采煤层为太原组的15号，未见8号煤层。现将15号特征简述如下：位于太原组下部，煤层厚度5.00-5.45m,平均厚5.18m,，属稳定可采煤层，煤层结构简单，有时含1-2层夹矸。煤层顶板为砂质泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩。本矿现正开采此煤层。二、地质构造煤层倾角815°，平均10°。采区内查明落差大于20m的断层有一条，现叙述如下：F6断层：正断层，位于采区北部边界，走向N80°W,倾向NE,倾角75°，落差20m。采区内未发现陷落柱和岩浆岩侵入体。总之，本采区构造复杂程度为简单。三、水文地质情况本采区内无老窑，采区涌水主要为采空区顶板裂隙水，采区水文地质类型简单，预测正常涌水量为80 m3/d，雨季为100 m3/d。最大用水量为200 m3/d，雨季为300 m3/d。四、瓦斯赋存情况经过检测，本采区为低瓦斯采区。五、煤尘及自燃倾向性煤尘具有爆炸性。自燃倾向性为不易自燃，属于级。第三节 采区储量和生产能力一、采区储量1、地质储量采区走向长平均为950m，倾斜宽平均为970m，煤的容重1.4t/m3，面积921500m2。该采区15号煤层厚度5.005.45，平均5.18。储量计算公式：Q=r.s.M. 式中：r为煤的容重 s为倾斜面积 M为煤的平均厚度 Q=921500×5.18×1.4=6682718tABC级地质储量为668.272万吨，其中：AB级高级储量占地质储量的70%。2、各种煤柱留设由于F6断层落差为20米，考虑到奥灰水对本矿开采没有影响、15号煤层上部没有采空区等因素，因此F6断层留设20m煤柱；南边、西边井田边界留设煤柱20m，东部以+1200水平运输大巷保护煤柱（40米）为界；采区巷道设计采用“三条煤巷边界单翼”布置方式，即沿F6断层保护煤柱线，在15号煤层中布置三条上山，分别为采区皮带上山、采区轨道上山和采区回风上山；北部边界煤柱与采区上山煤柱重合。经过计算各种煤柱共留设895624t。3、可采储量可采储量计算公式:ZK=(Zg-p)×C   式中：ZK- 设计可采储量, 万t；     Zg- 工业储量，668.272万t；       P - 永久煤柱损失量，89.5624万t；C- 采区采出率，15号煤层取75%。ZK= ( Zg-p)× C=(668.272-89.5624)×0.75=434.0322万t434万吨。 二、采区生产能力 本着安全、高效的建设原则，提高矿井机械化开采水平，实行一矿一井一面，提高工作面单产能力。本采区计划布置一个综放工作面，一个综掘工作面和一个炮掘工作面来满足采区生产能力，即全矿井生产能力。1、采煤工作面生产能力（1）、循环数及推进度设计工作面长度100m。循环进度0.6m，班进度1.2m，日进度2.4m,年进度792m（年生产330天）。（2）年生产能力回采工作面产量按下式计算：A采=330L（h1c1+h2c2）rabd式中：采煤工作面年生产能力，万吨；330-工作面年工作日；L -工作面长度，100m；h1-回采高度，2.5m；h2-放顶煤厚度，2.68 m；c1-回采率，95%，c2-放顶煤回采率80%；r-煤的容重，1.4t/m3；a-循环进度，0.6m；b-日正规循环，取4；d-正规循环率，取0.85；则15号煤层回采工作面年生产能力：A采=330L（h1c1+h2c2）rabd=330×100×（2.5×0.95+2.68×0.8）×1.4×0.6×4×0.85=425906.712t42.5万吨2、掘进工作面产量掘进工作产量按回采工作面产量的10%计算，即A掘= A采10%=4.25万度。3、采区生产能力（即全矿井生产能力）A采区=（A采+ A掘）=46.75万吨，满足矿井45万吨/年的生产能力设计。每天生产1417吨。二、服务年限采区服务年限的计算：T= =434/（46.75×1.2）=7.7年T-采区的服务年限；Zk-采区的可采储量，434万吨；P-采区的生产能力，46.75万吨；K-采区储量备用系数，由于储量中已扣除各种煤柱及开采损失煤量，实际可采煤量相对可靠，储量备用系数只取1.2。故采区服务年限为7.7年。第三章 采煤方法及采区巷道布置第一节 采煤方法的选择一、采煤方法的选择采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种：表3-1 采煤方法技术特征表序号采煤方法体系整层与分层推进方向采空区处理采煤工艺适应煤层基本条件1单一走向长壁采煤壁式整层走向垮落综、普、炮薄及中厚2单一倾向长壁采煤壁式整层倾向垮落综、普、炮薄及中厚采煤方法选择的约束条件：1、采区煤层赋存状况及地质条件2、开采水平的划分和采区巷道布置3、现有技术及设备4、采区储量、生产能力及服务年限等二、本采区内煤层情况1、煤层产状：煤层倾角815 º,平均10º，整体为一单斜构造2、煤厚：该采区煤层厚度5.005.45，平均5.18。3、煤层硬度：煤硬度普氏系数为0.20.45。4、煤层结构：该采区煤层结构简单。5、煤层稳定性:该采区煤层发育较稳定。6、影响回采的其地质因素：瓦斯主要来源于矿井瓦斯，本矿为低瓦斯矿井，对采煤方法的影响不大。本采区煤层属不易自燃发火煤层，煤层均属具有爆炸危险性的煤层。三 本采区采煤方法的选择本采区采用走向长壁采煤法，区内后退式。15号煤层属厚煤层。目前厚煤层开采方法有三种，分别为厚煤层大采高一次采全厚综合机械化采煤法、分层综合机械化采煤法和放顶煤综合机械化采煤法。厚煤层大采高一次采全厚综合机械化采煤法主要优缺点：有利于集中生产，简化生产环节，减少搬家次数，降低巷道掘进率，缓和采掘关系，节省了巷道工程费用和生产准备费用，降低了生产成本。但采煤工作面产量及经济效益并未随采高的增加按比例同步增长，液压支架的防倒防滑、横向和纵向稳定性差，技术管理难度大。放顶煤综合机械化采煤方法主要优缺点：巷道掘进率低，工作面搬家次数相对较少，工作面产量高、工效高、成本低。但采区及工作面回采率低，瓦斯积聚、煤炭容易自燃发火、支架稳定性差等许多问题不易解决。分层综合机械化采煤法主要优缺点：巷道掘进率高，工作面搬家次数相对增加，巷道工程费用和生产准备费用及生产成本高。但采区及工作面回采率高，防治顶板、瓦斯积聚、煤炭自燃发火、支架稳定性等问题能有效控制，安全程度高。经上述分析比较，结合本采区开采技术条件和安全条件，选用放顶煤综合机械化采煤法。四、顶板管理方法本采区15号煤层顶板为砂质泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩。结构稳定，顶板易于垮落。根据本矿以往顶板管理方法，本采区顶板管理采用全部垮落法。第二节 矿压观测情况本采区巷道断面大，且多为煤巷，为保证安全，必须加强矿压观测。一、观测目的：通过观测安装在顶板的离层仪的变化推测顶板的位移量，预防冒顶事故的发生，保证安全生产。二、观测对象：二采区各巷道及交岔点的顶板离层仪。三、观测内容：观测顶板离层仪（深基点5.5m，浅基点2.2m）的变化。四、观测方法1、测点布置。正常情况下，巷道交岔口处，实体煤巷每隔50m、巷宽大于5m的大断面巷道每隔20m，在巷中安设一组LX-顶板离层仪并悬挂离层仪牌。2、观测时间。离迎头100m以内的巷内测点每1d观测一次，100m以外每周观测一次。五、数据处理。采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。对于安装10天内浅基点离层累计数据超过30mm，应进行具体分析，属于锚固范围以内离层，采取缩小锚杆排距措施；属于锚杆锚固范围以外离层，加密或加长锚索线，并及时在后路补打锚索，必要时补加棚子支护，当巷道明显变形但观测离层仪深、浅基点的离层变化均不大，则有可能深基点也已离层，必须及时补加棚子支护。第三节 采区巷道布置一、方案介绍方案一：在二采区北部沿F6断层保护煤柱线布置三条上山，采区皮带上山、轨道上山沿15号煤层底板掘进，采区回风上山沿15号煤层顶板掘进，皮带上山位于采区轨道上山和采区回风上山之间。方案二：在二采区中部布置三条上山，采区皮带上山、轨道上山沿15号煤层底板掘进，采区回风上山沿15号煤层顶板掘进，皮带上山位于采区轨道上山和采区回风上山之间。二、方案比较方案比较表方案一方案二工 程 量（m）47284828井巷投资（万元）2364（5000元/m）2414（5000元/m）施 工 条 件容 易困 难地质储量（万T）668.272668.272可采储量（万T）434413.3施工工期（月）12.2个月13个月优 点1、充分利用了井田边界和断层保护煤柱，减少了煤柱损失2、井巷工程量小3、投资少，工期短。4、采面距离长，搬家次数少，满足大区接续要求。5、经济效益好。 1、靠近井底井底车场，运输距离相对较近。缺 点1、采面距离长，掘进期间通风较困难。1、井巷工程量较大。2、采区下部车场与主井底井巷距离较近，不易布置，互相影响。3、煤柱较大，增加了煤柱损失量三、选定方案根据方案比较，方案一井巷工程量及投资最少，施工工期最短，工作面搬家次数少，有利于矿井机械化的发展，能够满足我矿生产的需要，故选择方案一。第四节 回采工艺与劳动组织一、回采工作面巷道布置与参数1、回采工作面巷道布置回采工作面布置一条进风运输顺槽、一条回风运料顺槽。由于本矿15号煤层比较硬，因此回采工作面顺槽均沿15号煤层底板布置。为加强巷道支护，顺槽采用锚网+锚索等加强支护的措施。2、回采工作面参数二采区工作面采长设计为100米，走向长度平均为864米，推进长度平均为834m。运输顺槽与下区段回风顺槽之间每隔100m施工一个通风联络横贯。二、回采工作面顺槽煤柱的留设回采工作面顺槽煤柱的宽度主要取决于顺槽受采动影响的变形程度，顺槽煤柱太小会影响顺槽的正常使用，顺槽煤柱太大又会降低采区的资源回收率。因此顺槽煤柱的合理留设是回采工作面巷道布置的主要组成部分。根据本矿一采区留设煤柱，结合临近其他矿井15号煤层区段煤柱宽度，本采区区段煤柱宽度定为20米。三、回采工艺本采区综放工作面工艺流程如下：机组割煤煤机装煤运煤工作面支护工作面刮板输送机推移移架机组割煤煤机装煤运煤工作面支护工作面刮板输送机推移移架放顶煤采空区跨落。1、割煤割煤工序包括落煤和装煤。完成落煤工序的设备为滚筒式采煤机。双滚筒采煤机不论上行或下行，均采用前滚筒在上割顶煤，后滚筒在下割底煤。采煤机滚筒在割煤的同时，利用滚筒的螺旋叶片和滚筒旋转的抛掷作用，把煤直接装入刮板输送机上；其次，利用铲煤板在移溜的同时将浮煤自行装入溜槽内。为了提高装煤效果，在滚筒后部加装弧形挡煤板。（1）、采煤机的割煤采用双向割煤。采煤机沿工作面不论是上行还是下行都一次割全高，并同时完成推移支架、输送机等一个采煤循环的全过程。采煤机割煤全高2.5米，沿工作面往返一次割2刀。每刀进尺0.6m。（2）、采煤机的进刀方式：工作面采用端头斜切进刀方式，进刀距离不少于20架。其具体过程见下图端头斜切进刀法示意图A.煤机下行割煤，到工作面下端头后停止牵引，机体下端滚筒一边转动一边下降到底板，同时升起上端滚筒。B.煤机上行，顺着输送机的弯曲段逐渐切入新的煤体，直到前后滚筒完全切入，即采煤机完全进入输送机直线段。然后移直输送机。C.机体上端的滚筒边转动边下降，下端滚筒边转动边升起，然后采煤机牵引下行割三角煤，直到下端头。D.再次调换煤机上、下滚筒升、降，返程进行正常割煤。工作面上端头进刀，采用同样步骤只是方向相反。2、运煤运煤工序包括工作面运煤和运输顺槽运煤。（2）、工作面运煤完成工作面运煤工序的设备为刮板输送机，分为前部刮板输送机和后部刮板输送机。前部刮板输送机除了要完成采煤机落煤后运煤和清理机道浮煤外，还要作为采煤机的运行轨道。后部刮板输送机为液压支架向前移动的支点。根据采煤机最大生产能力，前部刮板输送机选用SGB-630/150C型可弯曲刮板输送机。该运输机出厂长度200m,运输能力250t/h,电压660/1140V；后部刮板输送机选用SGB-630/180型可弯曲刮板输送机。该运输机出厂长度150m,运输能力400t/h,电压660/1140V。推移刮板输送机，在移架后随采煤机的割煤方向逐段向煤壁移动，滞后移驾距离20m,其弯曲段长度不得小于15m,推移步距0.6m。推移时必须保证输送机的平、直、稳。（2）、工作面运输顺槽运煤工作面运输顺槽运煤设备主要是桥式转载机和带式输送机。、桥式转载机桥式转载机将工作面刮板输送机运出的煤转载到带式输送机。选用SZB-730/40型桥式转载机。其技术特征：转载能力400t/h，铺设长度25m，有效搭接长度12m,，电压660/1140V。、带式输送机工作面刮板输送机送来的煤炭，由桥式转载机装到带式输送机上，经运输顺槽到采区皮带上山。选用DSJ80/40/2×40型可伸缩带式输送机。其技术特征：运输能力700t/h,运输距离1000m，带速2.0m/s,带宽800，电机功率2×40KW。3、支护（1）、移架方式移架方式为单架依次顺序式，又称单架连续式。支架沿采煤机的割煤方向依次前移，移动步距等于采煤机的截深，支架成一条直线。操作方式采用邻架操作方式。（2）、支护方式支护方式为及时支护。采煤机割煤后，支架依次前移支护顶板。移驾工序滞后割煤工序20m。（3）、支架选型工作面支架选用ZF2800/16/26型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架。液压泵站选用XRB2B80/35型乳化液泵，配套液箱XRXTA型。具体计算见第七章第四节。本采区工作面割煤高度2.5米，放煤高度2.68米。截深0.6米，放煤步距1.2米。最小控顶距3305，最大控顶距3905。4、工作面放煤（1）放顶煤工艺采用双输送机放顶煤工艺。其工艺过程是：以前部输送机为道轨，首先沿底板割煤，前部输送机运煤，随支架的前移，顶煤冒落；达到规定放煤步距后，打开液压支架放煤口，将冒落的顶煤放入后部输送机运走。（2）、放煤口位置根据所选用的支架类型采用低位放煤口。（3）、放煤方式采用单轮间隔顺序放煤。隔一架支架打开放煤口，先放单数，再放双数，直至放完。最好放完后，再顺序打开重放一次，以提高回采率。（4）、放煤步距根据同类矿井的实践，设计放煤步距1.2m。顶煤冒落的位置正好位于放煤口上方，放煤时采出率最高，含矸率最低。四、采区生产能力1、采煤工作面生产能力（1）、循环数及推进度设计工作面长度100m。循环进度0.6m，班进度1.2m，日进度2.4m,年进度792m（年生产330天）。（2）年生产能力回采工作面产量按下式计算：A采=330L（h1c1+h2c2）rabd式中：采煤工作面年生产能力，万吨；330-工作面年工作日；L -工作面长度，100m；h1-回采高度，2.5m；h2-放顶煤厚度，2.68 m；c1-回采率，95%，c2-放顶煤回采率80%；r-煤的容重，1.4t/m3；a-循环进度，0.6m；b-日正规循环，取4；d-正规循环率，取0.85；则15号煤层回采工作面年生产能力：A采=330L（h1c1+h2c2）rabd=330×100×（2.5×0.95+2.68×0.8）×1.4×0.6×4×0.85=425906.712t42.5万吨2、掘进工作面产量掘进工作产量按回采工作面产量的10%计算，即A掘= A采10%=4.25万度。3、采区生产能力（即全矿井生产能力）A采区=（A采+ A掘）=46.75万吨，满足矿井45万吨/年的生产能力设计。每天生产1417吨。五、劳动组织矿井工作制度为“三、八”制，回采工作面作业方式为“两采一准”，即每天两班生产，一班检修。回采工作面劳动组织表、正规循环作业图表见附图4。技术经济指标表见第八章。第五节 采区准备一、巷道断面及支护设计巷道断面设计的原则是：满足煤矿安全规程对巷道断面的基本要求，并根据巷道的用途及巷道围岩的岩性考虑一定变形量。1、二采区主要巷道的断面及支护设计二采区主要巷道规格及支护见下表。二采区主要巷道断面特征表序号巷道名称围岩类别（f）断面形式设计掘进尺寸断面积（）支护形式宽高净设计掘进1二采区皮带上山34矩形4.22.810.011.8锚网喷+锚索2二采区轨道上山34矩形4.22.810.011.8锚网喷+锚索3二采区回风上山34矩形4.22.810.011.8锚网喷+锚索4工作面运输顺槽34矩形4.02.510.010.0锚网+锚索5工作面回风顺槽34矩形4.02.510.010.0锚网+锚索各巷道断面及支护设计详细情况见附图5。二、二采区施工组织安排1、井巷平均成巷进度指标采区共布置一个综掘工作面和一个炮掘工作面。综掘主要用于采区三条上山煤巷及工作面顺槽的掘进。炮掘工作面主要用于采区车场、硐室、岩巷、顺槽联络巷及开切眼的掘进。综掘工作面选用EBZ160型掘进机，皮带运输。掘支混合作业，一次成巷。综掘工作面进度指标：班进度6m，日进度12m,煤巷月进度330m。炮掘工作面采用风动凿岩机打眼放炮破岩，装岩机装岩，矿车及调度绞车运输。炮掘工作面进度指标：班进度2m，日进度4m,岩巷月进度110m；半煤岩巷月进度150m。2、井巷工程量二采区井巷工程量主要有：二采区皮带上山、回风上山、轨道上山，15201工作面运输、回风顺槽、开切眼，上山联络巷，采区车场、煤仓、行人进风斜巷、绞车房等。其主要工程量及岩性见下表二采区井巷工程量表序号井巷工程名称工程量备注煤半煤岩岩小计1二采区皮带上山75010307902二采区轨道上山75010407903二采区回风上山8001030840415201运输顺槽86400864515201回风顺槽86400864615201开切眼100001007 轨道上山下部车场102050808 轨道上山上部车场101030509中部甩车场1010204010上山联络巷2000020011采区煤仓00303012采区绞车房00202013其他工程20202060合计4378902704728根据井巷工程量及岩石性质，合理安排综掘及炮掘，按照各种巷道进度指标，经过合理排序及计算，得出二采区准备时间为12.2个月（750+750+800+864+864）/330=12.2个月）。采掘比为1:2，万吨掘进率为30。第四章 采区运输、防排水与供电第一节 采区运输一、二采区主运输系统1、运输路线工作面运输顺槽二采皮带上山二采区煤仓+1200m水平运输大巷山井底煤仓主斜井地面2、设备选型（1）、工作面顺槽胶带输送机工作面顺槽皮带机选用可伸缩胶带输送机，型号为DSJ80/40/40×2。其技术特征：运输能力700t/h,运输距离1000m，带速2.0m/s,带宽800，电机功率2×40KW。（2）、皮带上山胶带输送机因二采区皮带上山为890米，本采区生产能力为45万吨/年，折合到每小时不到200吨，因此，皮带上山胶带输送机和运输顺槽选用同一型号皮带，即DSJ80/40/40×2。二、二采区辅助运输系统1、运输路线（1）、小材料、设备运输路线小材料、设备辅助运输路线：副立井井底车场+1200m水平轨道大巷二采区轨道上山下部车场二采区轨道上山回采工作面回风顺槽（掘进工作面巷道）采掘工作面。（2）、大设备运输路线主斜井主斜井、副立井井底车场联络巷+1200m水平轨道大巷二采区轨道上山下部车场二采区轨道上山回采工作面回风顺槽（掘进工作面巷道）采掘工作面。（3）、矸石辅助运输路线：采区掘进局部矸石二采区轨道上山二采区轨道上山下部车场+1200m水平轨道大巷井底车场副立井地面2、设备选型轨道上山担负采区提料、排矸，提升斜长800m。选用JTPB-1.6×1.5矿用防爆提升绞车，滚筒直径：1.6m；宽度：1.5m；绞车提升最大静张力：45kN；绞车提升最大静张力差：45kN。JTPB-1.6×1.5矿用防爆提升绞车的技术数据内 容单位技术参数卷筒个数1直径m1.6宽度m1.5负荷钢丝绳的最大静张力KN45钢丝绳的最大静张力差KN45钢丝绳最大钢丝绳的直径mm24.5钢丝绳的破张力和KN405提升距离一层m240二层570三层850四层1120减速器速比20提升速度m/s43.062.45电动机功率kw185132110转速m/s992742591机器重量（不包括电动机）kg10660外形尺寸（长×宽×高）m矿车：1吨固定矿车，型号：MG1.1-6A。材料车：1吨材料车，型号：MC1-6A。平板车：1吨平板车，型号：MP1-6；13.5吨平板车，型号：MPC13.5-6第二节 采区防排水和洒水一、防排水本采区内无老窑，采区涌水主要为采空区顶板裂隙水，采区水文地质类型简单，预测正常涌水量为80 m3/d，雨季为100 m3/d。最大用水量为200 m3/d，雨季为300 m3/d。二采区为上山采区，在采区轨道上山下部设水仓。本采区水源主要为老空水，采区涌水进入水仓，再由泵排至+1200m水平轨道大巷水沟，顺水沟流到井底水仓，然后排出地面1、排水路线工作面顺槽二采轨道下山二采区下部水仓+1200m水平轨道大巷中央泵房副井地面矿井水处理站2、排水系统概况采区水仓布置在采区轨道上山下头，布置内、外水仓。水仓一侧设泵房。二、洒水二采区用水来自副立井，经高压水管利用压力差输送至工作面。1、供水管网布置二采区工作面供水管路：地面水池（