xx煤业I采区毕业设计

河南工程学院毕业设计

三门峡龙王庄煤矿I采区60万吨能力初步设计

学生姓名： 张珂珂 系（部）： 安全工程系 专 业 ： 煤矿开采技术 指导教师： 郭兵兵

2010年 6 月 日

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摘 要

三门峡龙王庄煤矿由河南煤化集团有限责任公司投资兴建，矿井位于河南省三门峡市英豪镇翟延村。矿井井田面积约11.43km，煤层平均厚度3.78m，煤层赋存较稳定，水文地质条件简单。

本设计是龙王庄煤矿首个采区—I采区设计，设计生产能力为60万t/a。在严格遵守国家有关安全生产的法律、法规的前提下，根据《煤矿安全规程》、《煤矿矿井开采设计手册》、《采矿工程设计手册》等规程、标准和规范，从矿井具体生产，地质条件出发，论述了龙王庄煤矿首采区—I采区位置的确定，巷道布置，采煤方法，设备选型，巷道掘进，交岔点设计等方面的内容。

设计本着安全、科学、经济、实用的原则最大限度的回收煤炭资源，采用中厚煤层炮采一次采全高，走向长壁后退式回采，沿煤层底板布置2条岩石上山实行双翼开采，利用沿空留巷技术，区段平巷采用锚网支护，省去双巷掘进区段平巷的掘进工程量及费用以及煤柱损失，减少了矿井建设总投资，大大提高了矿井经济效益。

设计采用先进的前沿煤矿生产技术，搜集大量的煤矿生产数据，多年来煤矿生产积累的现场经验，力争达到安全、生产高效，提高效益，为类似条件下中厚煤层开采提供了借鉴。

关键词： 龙王庄煤矿 I采区设计 炮采一次采全高 走向长壁后退式回采 沿空留巷

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I

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Abstract

LongWangZhuang coal mine is an important part of Da Yu Gou coal group, which locates ZaiYan village YingHao town SanMenxia city HeNan and is invested by henan coal Chemical group Co., LTD. Mine field area is about 11.43 square kilometers, thick coal seam thickness of average 2.5 m, assign a stable partial unstable and hydrogeological condition is simple.

This design is the dragon WangZhuang coal mining -- I first mining design, production capacity of 60 million t/a. Strictly abide by relevant state in production safety laws, regulations, under the premise of coal mine safety procedures in accordance with the law, the coal mine mining design and handbook mining engineering handbook regulations, standards and norms such specific production from mine geological conditions, from design, expounds WangZhuang dragon in thick coal bed mining coal mining -- I first position, mining, coal roadway layout, equipment selection, roadway excavation, bifurcation point design etc.

This design is adopted in the main characteristics of thick coal seam in a high mountain, decorate 2 rocks, implement to longwall mining, type of backward technology, save coal roadway protect double excavating the excavation quantities and section entry fee and coal mine construction, reduce loss of total investment, and greatly improve the economic benefit of mine.

This design according to the years of accumulation of coal production on-site experience and advanced production technology of coal, coal production data collected lots of directing in time, decorate, strive to achieve high production efficiency, safety, production essence improve benefit, for under similar conditions in thick coal seam mining provides reference.

Keywords:

In thick coal seam mining In one No coal roadway protection Mining method

II

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目 录

前言²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²1 第一章 矿井概述²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²2 第二章 采区地质概况²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²3

第一节 采区名称、位置及相邻关系²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²3 第二节 设计长度及服务年限²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²3 第三节 采区上山位置及井上下关系²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²3 第四节 地质特征²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²4

第三章 采区储量及生产能力²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²8

第一节 矿井工作制度²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²8 第二节 采区储量²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²8 第三节 采区生产能力²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²9 第四节 采区服务年限²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²11

第四章 采区方案设计²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²12

第一节 采区方法的选择²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²12 第二节 采区巷道布置²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²12 第三节 技术经济方案比较²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²14 第四节 巷道掘进²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²16

第五章 采煤工艺²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²21

第一节 落煤，装煤，运煤²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²21 第二节 工作面支护²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²25 第三节 采空区处理²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²27 第四节 生产技术管理²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²28 第五节 安全技术管理²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²31

第六章 采区生产系统²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²35

第一节 采区运输²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²35

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第二节 采区供电²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²36

第三节 采区排水²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²37 第四节 采区通风²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²37

第七章 采区巷道与交岔点设计²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²40 第八章 采区车场设计²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²44

第一节 采区上部车场²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²44第二节 采区中部车场²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²44第三节 采区下部车场²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²45

参考文献²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²50致谢²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²51

IV

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前 言

龙王庄煤矿由河南煤化集团有限责任公司投资兴建，位于河南省三门峡市英豪镇翟延村。矿井井田面积约11.43 km2，煤层平均厚度3.78m，煤层赋存较稳定，水文地质条件简单。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。

本设计是根据党的各项方针，国家有关安全生产的法律和法规及煤炭工业各项具体规定，结合龙王庄煤矿的具体地质条件进行的采区设计。本次的I采区设计，根据学院教学的侧重点不同，其主要内容有采区储量及服务年限，采区方案设计，采煤方法和采煤工艺，采区生产系统，巷道施工和交叉点设计，采区车场设计。

I采区设计是中厚煤层的开采设计，该设计的特点是在无法使用普采和综采的复杂地质条件下，尽可能多的回采煤炭资源，避免以往留煤柱护巷的资源浪费及区段平巷掘进成本高问题。采用煤巷锚网支护先进技术，本采区布置两个炮采工作面完成60万t/a的采区产量。

本采区的采煤方法简化了生产系统、运输系统和通风系统，进一步提高了矿井管理水平，为类似条件下中厚煤层开采提供了借鉴。

我国煤矿生产建设正在迅速发展，煤矿开采技术在不断进步，经过广大煤矿职工的艰苦奋斗和不懈努力，已经大大改善了煤矿生产的技术面貌，涌现出一批批煤矿优秀工人和一对对高产高效矿井，使我国煤矿开采科学技术有了更进一步的提高。作为一名煤矿开采技术专业的毕业生，要想融入到煤矿生产中，就要有吃苦耐劳的勇气和坚韧不拔的精神，兢兢业业，开拓创新，尽职尽责的做好自己的本职工作，在煤矿生产行业挥洒自己的亮丽青春！

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第一章 矿井概述

龙王庄井田位于三门峡市耳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111°34′00″～111°37′34″，北纬34°43′11″～34°47′01″。主井井口坐标为：X＝3848300，Y＝37554160，Z＝630。

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，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。

图1-1 龙王庄交通位置图

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。

矿井位于渑池向斜西仰起部北翼，矿井南北走向长约7km，东西宽1.3～2.2km，面积11.43km2，井田地质储量7176万吨，可采储量3465.5万吨。于2004年2月开始施工准备工作，2004年6月16日正式开工建设，2005年10月主副井贯通，2008年8月矿井各系统均按设计施工安装完成。

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第二章 采区地质概况

第一节 采区名称、位置及相邻关系

龙王庄煤矿Ⅰ采区是本矿首采区。采区走向长623～1200m，倾斜宽530～676m，阶段垂高＋70～＋200m。

图2-1 采区范围图

第二节 设计长度及服务年限

1、设计长度：Ⅰ采区轨道上山设计长度927m，Ⅰ采区皮带上山设计长度844m，停采线距回风大巷30m。

2、服务年限：3年。

第三节 采区上山位置及井上下关系

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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 一采区 地面标高 地面相 +600m～+730m 工作面标高 +130m～+260m 工作面对应地表部分为低山、丘陵及农田，无重要建筑设施。 对位置 采区对地面设施回采时对地面设施影响不大。 的影响 Ⅰ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，两井下位置及与四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邻关系 与回风大巷相连。 走向长 623－1200m 倾斜长 530－676m 面积 615000m2

第四节地质特征

一、地层及标志层

井田地层自老到新有奥陶系、石炭系（太原组）、二叠系（山西组、下石盒子组、上石盒子组、马头山组、土门组）、上第三系和第四系。

含煤地层为二叠系上、下石盒子组、山西组和石炭系太原组。山西组和太原组为主要含煤段，含全部可采的二l煤层。因距奥陶系灰岩太近，受水威胁较大。

二1煤层位于山西组(厚39.80～86.34m)下部，全层厚0.19～11.19m，平均3.83m。可采厚度0.70～10.56m，平均3.78m。含夹一般1～2层，结构较简单。夹矸厚0～1.83m，平均0.34m，以炭质泥岩为主，次为泥岩，呈似层状、透镜状分布，稳定性较差。

二1煤层在采区内伪顶为炭质泥岩，厚度0～1.05m，直接顶板为中细砂岩，直接底板灰黑色泥岩。 二、煤层

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采区设计开采的煤层为二

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煤层，根据已掌握的地质资料，煤层厚变化较大, 煤厚在

0.57～4.52m之间，平均煤厚2.50m，局部含1～2层夹矸厚约0.3m，煤层走向约为10°～51°，倾向91°～141°，倾角9°～20°，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 厚度（m） 煤层结构 煤层倾角 品种 容重 硬度（f） 二1煤 2.50 简单 9°～20° 焦煤 1.35t/m3 0.92 煤岩类别 煤尘爆炸性 爆炸指数 煤的自燃性 瓦斯 地压 地温 亮煤型 具爆炸危险性 27.5% Ⅲ类不易自燃 低瓦斯 明显 正常

三、煤质

二1煤层松软、易破碎，属中硫、低磷、粉状焦煤，原煤灰份12.86～35.71％，平均21.01％，硫份平均含量为2.32％，原煤发热量27.02MJ/Kg。 四、煤层顶底板

煤层伪顶为灰黑色泥岩，厚0～1.0m，平均0.7m，含黄铁矿结核和植物化石；直接顶为灰黑色泥岩，厚3～10m，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3～12m，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3～14m，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5～17m，平均9.5m，含黄铁矿结核，水平层理。

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地层 系 组 柱 状 累 深 （m） 层 厚 岩性描述 （m） „„浅灰黑色细砂岩，斜层理发育，层„„ „„铁矿结核。 „„„„„„灰黑色泥岩，含黄铁矿结核和植物 二 叠 系 Ｐ 山 西 组 Ｐ１1 ²²²² ²²²² ²²²² ²²²² 浅灰色粉砂岩，含黄铁矿结核，水 ²²²² ²²²² 。。。。。 ²²²² 图2-2 Ⅰ采区综合柱状图

457.7 9.5 平层理。 448.2 5.7 化石，具隐蔽状水平层理。 灰黑色泥岩，含黄铁矿结核和植物 440.5 2.5 半亮型煤，含2～3层泥岩夹矸。 „„„ „ 438.0 5.2 化石。 432.8 7.8 面上多含云母片，含植物化石和黄二1煤，黑色粉状，以亮煤为主的- 6 -

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五、地质构造

图2-3 龙王庄井田构造位置图

该采区地质构造复杂，顶板裂隙发育，底板起伏较大，小型地质断层较多。 六、水文地质

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，遇断层或破碎带时，可能出现顶板淋水现象，预计出水量20m3/h。 七、瓦斯、煤尘、自燃发火情况

1、瓦斯

根据实测，煤巷掘进瓦斯绝对涌出量为0.3～0.5m3/min。 2、煤尘

煤尘具有爆炸危险性，经测定煤尘爆炸指数27.5％。 3、自燃发火

二1煤为Ⅲ类不易自燃。 4、地温

本矿井处于地温正常区。

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第三章 采区储量及生产能力

第一节 矿井工作制度

一、 主要生产系统工作制度，采用“三八”制。 二、 采煤工作面工作制度

采煤工作面采用“三八”制工作制度，即两班半采煤，半班准备用来检修设备、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。

三、 掘进工作面工作制度，采用“三八”制。 四、 辅助工种工作作制度，采用“三八”制。

第二节 采区储量

一、 工业储量

一采区工业储量计算在1：2000煤层底板等高线图上计算。

采用如下方法计算煤层储量，煤层倾角小于15°原则上煤厚及面积不必换算本设计予以更准确的计算按倾角大于15o计算。

图3-1 储量计算方法

Q工=SHR

Q工——采区工业储量，t；

S——I采区水平投影面积，S=S0/cosα,m2, S为采区煤层在水平面上的投影面积，α

为采区煤层的平均倾角。

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H——煤层的平均厚度； R——煤的容重。 Q工=（S³h1/ cosa）³d =（976900³2.5/ 0.97）³1.35 ≈3399000t =339.9万t 式中：

Q工———采区工业储量，t； S——I采区水平投影面积， m2； h1——煤层的真厚度，m； a——煤层的倾角，o； d——煤的容重，t/m3.

用同样方法计算得煤柱损失为41.14万t

二、 可采储量 Q采=（Q工-P）k =（339.9-50.4）³80% =231.6万t

式中 Q采——可采储量，万t； Q工——工业储量，万t；

P——永久煤柱储量，万t，两井田之间留40m，各留20m；；两采区之间留20m，各留10m；断层做井田边界两侧各留30m，不含承压水；煤层大巷上下两侧各20～50m；上下山两侧各留20～30m；属井田边界的采区边界按井田边界的留设要求来留，本矿井已划定。 k——设计采区采出率，%。

第三节 采区生产能力

一、采煤工作面长度及推进度

I采区有2个工作面开切眼长度为126m ，2个为114m，8个工作面开切眼长度为120.5m，按120.5m为一采区工作面的开切眼长度其年推进度为750m，日推进度为2.5m。

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二、采煤工作面年生产能力

A0=Llmrk

=750³120.5³2.5³1.35³0.95 =27t =28.97万t／a

式中 A0——采煤工作面年生产能力，万t／a； L——工作面年推进度，m／a； l——工作面长度，m；

m——煤层采厚，m； r——煤的容重，t／m3

k——工作面采出率，薄煤层不低于97%，中厚煤层不低

于93%。 三、采区生产能力

采区生产能力主要来自采煤工作面。掘进出煤一般不超过10%，所以 A=nA0Bk1

=2³28.97³1.05³0.95 =57.79万t／a 取A=60万t／a

式中 A ——采区生产能力，万t／a；

n——采区内同时生产的工作面个数； A0——每个采煤工作面的生产能力，万t／a； B——掘进出煤率，取1.05～1.1；

k1——采煤工作面产量不均衡系数（沿空留巷取下限，其余取上限；采区内单工作面取1；两个工作面取0.95；三个工作面取0.9）。

三、验算采区生产能力

于95%，厚煤层不低

采取生产能力应与采区各主要生产环节的生产能力相适应。故应对主要生产环节进行验算。

1.上山运输能力的验算

An≥1.25 AB／ntη0

≥1.25³2000／3³8³0.75

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≥138.／d

式中 An——上山运输设备的生产能力，t／h；

AB——采区生产能力，t／d； n——每日出煤班数； t——每日运煤时间，h；

η0——运输不均衡系数，取0.7～0.8。

2.采区通风能力的验算

AB≤60vS／C ≤60³6³7.769／1.0 ≤27968.4

式中 AB——验算出的采区生产能力，t／d；

v——巷道内最大允许风速，m／s； S——巷道净断面，m2；

C——日产一吨煤所需的风量，m3／min。

第四节 采区服务年限

采区的生产能力要求与采区的储量相适应，是采区具有合理的服务年限。按照掘进先行、以掘保采、采掘并举的原则，避免开采强度过大，确保采区生产正常接替。

T= ZK/A .1.3 =231.6／60³1.3 =2.96a

取T=3a

式中： T——采区服务年限，a;

A——生产能力，60万t； ZK——设计可采储量； K——备用系数，取1.3。

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第四章 采区方案设计

第一节 采煤方法的选择

一、 采煤方法的选择依据

采煤工艺：由于煤层的自然条件和采用的机械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在进行的顺序上、时间和空间上必须有规律地加以安排和配合。这种在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合，称为采煤工艺。

采煤系统：回采巷道的掘进一般是超前于回采工作进行的。它们之间在时间上的顺序以及在空间上的相互位置关系，称为回采巷道布置系统，也即采煤系统。

采煤方法：根据不同的矿山地质及技术条件，可有不同的采煤系统与采煤工艺相配合，从而构成多种多样的采煤方法。如在不同的地质及技术条件下，可以采用长壁采煤法、柱式采煤法或其他采煤法，而长壁与柱式采煤法在采煤系统与采煤工艺方面差别很大。由此可以认为：采煤方法就是采煤工艺和回采巷道布置两部分组成。 （1）煤层赋存条件

平均煤层倾角为14˚；平均煤厚为2.5m在短距离内有急剧变化的特点，煤层顶、底板较破碎、松软，掘进时易出现底鼓现象；煤的机械强度较低，性脆易碎，多呈粉状产出，为中等粘结性煤层；根据掌握的地质资料，预计掘进过程中可能会揭露一些落差在0.5～8m的断层，属低瓦斯矿井局部高瓦斯，不易自燃。 （2）地质构造状况

该工作面地质构造复杂，顶板裂隙发育，底板起伏较大，小型地质断层较多。 （3）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，遇断层或破碎带时，可能出现顶板淋水现象，预计出水量20m3/h。 （4）技术装备条件

技术装备条件来看炮采、普采、综采设备都具有。 （5）设计资料

采区的生产能力为60万t，大巷共三条为轨道大巷、运输大巷、回风大巷其位置相差不远。

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（6）临近矿井生产概况

临近矿井均采用炮采走向长壁后退式采煤法 二、 采煤方法的选择

综合采煤方法的选择依据可知该矿井选择炮采走向长壁后退式采煤法比较合适。

第二节采区巷道布置

一、 采区走向长度

由于受地质条件，龙王庄煤矿Ⅰ采区是本矿首采区。采区走向长623～1200m。 二、 采区倾斜长度

倾斜宽530～676m。 三、 工作面长度及区段斜长 （1） 工作面长度l的确定 炮采：L=80～150

工作面长度应根据通风需要用下式进行校验 L=60vBmcf／qbSNPφ

=60³4³3³2.5³0.93／1³1³3.05³2.5 =219.54m

式中 L——据工作面通风能力确定的工作面最大长度，m； v——工作面内允许的最大风速，m／s，一般取v=4 m／s； B——工作面最小控顶距，m；

m——工作面采高，m；

cf——风流收缩系数，取0.9～0.95；

qb——昼夜产煤1t所需风量，m3／min，查《煤矿安全规程》； SN——循环进度，m；

P——煤层生产率，即单位面积煤层上的出煤量，P=mrc，t／m2； r——煤的容重， t／m3； c——工作面采出率； φ——昼夜循环个数，个。

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由以上条件和I采区的走向和倾向长度为了使生产合理有序的的进行将I采区工作面的长度确定为一采区有2个工作面开切眼长度为126m，2个为114m，8个工作面开切眼长度为120.5m。 （2） 区段斜长

使用走向长壁式采煤法的采区：

区段斜长=采煤工作面长度+区段平巷长度+护巷煤柱宽度

本矿I采区的区段斜长有一个133m，一个117.5m，四个124m，共六个区段。 四、采区形式

本矿I采区为双翼采区，上山布置在中间。 五、 采区上山的数目和位置 1. 采区上山的数目

本矿I采区有两条上山，一条为运输上山，一条为轨道上山，同时兼做通风和行人。 2. 采区上山的布置方式

本矿I采区上山布置方式有两种方案。 第一种两条岩石上山，布置在煤层底板中。

第二种两条岩石上山，轨道上山布置在顶板岩层中，运输上山布置在底板岩层中。

六、 区段平行的布置

本矿I采区采的是单一中厚煤层，区段平巷采用沿空留巷。

第三节 技术经济方案比较法

第一种方案：

两条岩石上山均沿煤层地板布置，在距煤层底板5m的地板岩层中布置轨道上山部分地段穿越煤层，在距煤层底板13m的地板岩层中布置皮带上山，水平间距26.4m。距底板L8灰岩较远采动影响较小无地板突水危险。 第二种方案：

两岩上山一沿煤层顶板一沿煤层底板，在距煤层底板10m的地板岩层中布置一条岩石上山作为皮带上山。轨道上山布置在距煤层顶板12m的岩层中。水平间距26.4m。

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表4-1 采区方案技术比较

方案 项目 1.掘进工程量 较小 第一种方案 双岩沿底上山方案 第二种方案 双岩一顶一地上山方案 较大，上山之间的联络巷及采区变电所施工困难工程量大 2．工程难度 较难，上山大部分布置在底板砂岩 3.通风距离 4.管理环节 5.巷道维护 6.支架回收 7.工程期

表4-2 采区方案经济比较表

方案 项目 1. 上山长度／m 1771 394.4 698482.4 927 45.53 42206.31 23 394.4 9071.2 45356 第一种方案 两上山沿底方案 第二种方案 两上山一沿顶一沿底方案 1777 380.6 676326.2 932 45.53 42433.96 32 380.6 12179.2 606 较短 较少 比较容易 回收率高 较短 较易，上山布置在底板泥岩和顶板砂岩中 较长 较多 相对困难 较难回收，回收率低 相对较长 掘进单价／元.m-1 费用／元 2. 单价／元.m-1 费用／元 3.联络巷 长度／m 单价／元. m-1.a-1 费用／元 总费用(5条) 铺轨长度／m - 15 -

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4.维护巷道 长度／m 单价／元. m-1.a-1 维护时间／a 费用／元 927 15.62 3 43439.22 932 13.53 3 37829.88

表4-3 采区方案经济比较汇总表

项目 方案 第一方案 第二方案 1.初期投资／元 2.初期投资比较／% 3.总费用／元 （1）总投资 （2）总费用 扣除可回收部分的费用 786044.71 100.82 829483.93 805732.55 779656.16 100 817486.04 812537.21 100.84 总费用比较／% 100

经过比较选用方案I比较合理，故采用方案一。

第四节 巷道掘进

一、上山巷道施工断面设计

（1）轨道上山施工断面设计

轨道上山采用单轨巷道，锚喷支护半圆拱形断面。绞车牵引1t矿车，矿车宽A2=880mm，高h矿车=1150mm；锚杆长1900mm，不外露；水沟深400mm，宽400mm。

选择基本参数：净宽B =3400mm，墙高h3=1800mm，拱高h0=1700mm，两侧均能行人，人行道宽C=1260mm。道渣厚hb=200mm，喷射混凝土厚度T=100mm。如下图所示：

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图4-1 轨道上山施工断面图

（2）皮带上山施工断面设计

皮带上山采用锚喷支护半圆拱形断面。布置胶带输送机一条，机头宽A3=2266mm，高h皮带=1615mm；锚杆长1900mm，不外漏；水沟深400mm，宽400mm。

选择基本参数：净宽B =3400mm，墙高h3=1800mm，拱高h0=1700mm，单侧行人，人行道宽C=800mm。道渣厚hb=200mm，喷射混凝土厚度T=100mm。如下图所示：

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图4-2 皮带上山施工断面图

三、区段平巷的断面设计

（1）区段轨道平巷施工断面设计

区段轨道平巷采用单轨巷道，锚网支护半圆拱形断面。小绞车牵引1t矿车，矿车宽A2=880mm，高h矿车=1150mm；锚杆长1950mm，不外露；水沟深400mm，宽400mm。

选择基本参数：净宽B =3500mm，墙高h3=1800mm，拱高h0=1750mm，两侧均能行人，人行道宽C=1310mm。道渣厚hb=200mm，锚网外露长度T=100mm。如下图所示：

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图4-3 区段轨道平巷施工断面图

（2）区段运输平巷施工断面设计

区段运输平巷锚网支护半圆拱形断面。布置胶带输送机一条，机头宽A3=1961mm，高h皮带=1443mm；锚杆长1950mm，不外露；水沟深400mm，宽400mm。

选择基本参数：净宽B =3500mm，墙高h3=1800mm，拱高h0=1750mm，两侧均能行人。道渣厚hb=200mm，锚网外露长度T=100mm。如下图所示：

图4-4 区段运输平巷施工断面设计

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四、 掘进施工 （一） 掘进速度

表4-1 巷道平均掘进速度指标

巷道名称 岩巷 半煤岩巷 煤巷 开切眼 普通方法掘进

掘进速度指标／m.月-1 80 120 200 150

（二）掘进施工安排

采区下部车场、回风联络巷、采区煤仓→采区上山、联络巷→上部车场、中部车场→区段平巷

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第五章 采煤工艺

第一节 落煤、装煤、运煤

一、 落煤

采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。要在采区进行补充钻探及时避过无煤带（不可采区域）。

（1）炮眼布置图

图5-1 炮眼布置图 （单位：m）

（2）炮眼说明如下：

① 炮眼布置参数：眼深1.1m，眼距(水平)1m，垂直眼距1 m，顶眼距顶板0.4m，下扎角0°,腰眼距顶板1.2m，底眼距底板0.5m，下扎角5～10°，炮眼与煤层的夹角70°，炮眼的位置和角度根据工作面煤层底板坡度可以适当进行调整。

② 炮眼布置方式：五花眼。 ③ 爆破方向：采用正向爆破。

被动药卷

起爆药卷水炮泥黏土炮泥

图5-2 炮眼装药示意图

④ 装药量：底眼装150g(一卷药)，腰眼装112.5g（3／4卷药），顶眼装75g(半卷药)，每班回采段采取分组装药，但一组装药必须一次起爆。

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⑤ 使用机械设备与爆破器材：工作面使用风钻打眼，用MFB—100型起爆器，三级煤矿安全炸药，采用合格的煤矿许用瞬发电雷管。

⑥ 联线方式：串联 。

⑦起爆长度：一次起爆长度由瓦检工、班组长、放炮员根据瓦斯涌出情况、顶板情况、刮板运输机运输能力而定。

⑧ 炮眼封填：封填炮眼必须用水炮泥，水泡泥以外的部分用黄土炮泥封满填实，严禁用煤粉和杂物充填炮眼。

⑨放炮安全技术措施

1、爆破必须采用串联，不得采用并联或串并联，爆破前采用导通表检查爆破网络导通情况。

2、使用良好的起爆器，并定期检查起爆器参数和更换电池，保证有足够的起爆能力，工作面只准使用一台起爆器起爆。

3、装药时，必须按设计要求装，不得装错，装好的炮眼雷管脚线要拧结成短路。 4、在煤层较活地段或顶板破碎地段，由放炮员、班长视情况适当降低顶眼位置、减少顶眼个数及装药量、减少一次起爆长度，或不放炮采用手镐落煤。

5、工作面出现瞎炮、拒爆、残爆时，按《煤矿安全规程》第341、342条规定执行。 6、加强工作面瓦斯管理与检查，认真执行“一炮三检制”与“三人联锁”制度。不符合《煤矿安全规程》要求时，不得装药放炮。

7、执行开溜放炮，防止停溜放炮压死溜子。 8、工作面每对棚不够5根柱时，不准放炮。

9、每放一茬炮，放炮前必须保持工作面支架完好，支柱迎山有力，否则不准放炮。放炮后必须维护支架，只有支架完整后，才能放下一茬炮。

10、放炮后要做好敲帮问顶工作，及时拔梁支护，尽可能减少空顶时间，严格按《作业规程》要求，背帮背顶，片帮严重处，必须进行超前支护。

（3）、一个循环炸药雷管消耗量表

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表5-1 一个循环炸药雷管消耗量

角 度（°） 炮眼名称 水平 顶眼 腰眼 底眼 合计 70 70 70 垂直 0 0 5～10

（米） 1 1 1 （个） 121 120 121 1 每孔 0.075 0.1125 0.15 合计 9.075 13.5 18.15 40.725 每孔 1 1 1 合计 121 120 121 362 炮眼间距炮眼个数炸药消耗（千克） 雷管消耗（个） 说明：炮眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶、底板情况，煤质软硬及地质构造情况适当增减。

二、工作面正规循环生产能力

（1）W=lshrc＝（120.5³1.0³2.5³1.35³95%）t＝386.35t 式中 w---------正规循环能力 l---------工作面长度，米 s---------正规循环推进长度 h----------采高，米 r---------煤的视密度，t/m3 c---------工作面采出率，% （2）装煤

图5-3 装煤示意图 - 23 -

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除爆破自装一部分外，主要是人工装煤。攉煤前，首先检查工作面安全情况，敲帮问顶，加固支架，处理不安因素，然后方可进行攉煤。攉煤时，工作人员必须在支架掩护下工作，煤壁侧攉煤完毕后及时打好贴帮柱，并用小圆木及荆笆闭帮。沿倾斜方向有悬壁支护而无支柱支撑的，在开帮时不得超过2m；在贯通时最大超前控顶距不得超过2.8m。

（3）运煤

图5-4 工作面运煤移溜示意图

工作面选用SGB-630/2³75H型刮板运输机，一部SZB730∕40转载机和一部STD1000/2³75胶带运输机。

表5-2 工作面设备型号

型号 出厂长度/m SGB-630/2³75H SZB730∕40 25 400 0.86 40 660

150 输送量/（t/h） 250 链速/（m/s） 0.868 电动机功率/kw 2³75 660∕1140 380∕电压/v 减速器速比 124.44 1:24.56 ：- 24 -

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表5-3 工作面设备型号

型号 输送距离/m 输送能力/（t/h） 带速/带宽/mm 传动滚筒直径/mm （m/s） SSD-800/2³40 800 400 2 800 500

采区各运输设备的运输能力原则上应按从工作面到采区上山下一级比上一级大20％的原则，但由于本矿情况特殊矿井生产能力受局限，所选设备按最大日产量时算已满足要求，运输设备的运输能力差没有完全按此原则执行。

第二节 工作面支护

一、采面支护

图5-5 采煤工作面支护

（1）支护形式：本工作面采用DZ28-25/100型单体液压支柱配合1.0m铰接顶梁支护，最大控顶距4m，最小控顶距3m，中排巷支柱不跟底时，柱下要穿鞋，支柱迎山角和迎山距按下表中的煤层不同倾角来确定。

迎山值的测定：测单体柱柱帽的垂线（垂线1米处）与单体柱的水平距离。

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表5-4 不同煤层倾角对应的迎山角与迎山距

煤层倾角 迎山角 迎山距 0°—6° 1° 9—10cm 7°—12° 2° 10—11cm 13°—18° 3° 11—12cm 19°—25° 4° 13—14cm

（2）工作面支护高度：工作面支护高度为2.5m。 （3）支柱排距：1.0米，误差±100mm。

表5-5 工作面设备型号

型号 最大/mm DZ28-25/100 2800 支撑高度 最小/mm 2000 800 伸缩行程/mm

2、工作面上下安全出口支护

工作面上部安全出口采用4对2.4m的π型钢梁支护，每根梁由3根单体液压支柱支撑。下安全出口支护采用4对3.6m长的π型钢梁，每根梁由4根单体液压支柱支撑。安全出口长2.4m、宽1.2m、高2m。工作面上、下安全出口与工作面同步前进，并且配专人进行作业，抬棚必须架设合理，保证抬棚抬住上、下顺槽的支架棚梁。安全出口必须保证畅通。 3、工作面上、下顺槽超前支护

与安全出口衔接的顺槽用π型钢梁配单体液压支柱进行加固，一般采用一梁两柱支护方式，压力大时改为一梁三柱。在上、下顺槽自工作面煤墙处起，超前支护煤帮侧（上顺槽下帮和下顺槽上帮）单排不少于20m，双排不少于10m；上顺槽上帮和下顺槽下帮超前单排支护不少于10m。超前支护顶梁与棚梁接触要严密，接触不严时，要用楔子打紧背实。上、下安全出口及衔接的20m顺槽都不得低于1.9m高。

如下图所示：

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图5-6 工作面支架布置图

第三节采空区处理

一：顶板管理方法

采用全部垮落法处理采空区。 图5-7 垮落法处理采空区示意图

二：控顶距

该工作面最大控顶距4.0m，最小控顶距3.0m。

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图5-8 最大最小控顶距示意图

图5-8 最大最小控顶距示意图

三：尾巷回收

为防止上隅角瓦斯积聚，要求上尾巷与放顶线回齐，下巷尾巷可滞后1.2米回收，回收尾巷后放落顶煤，使用荆笆、圆木挡严蔽实。

工作面采空区的处理采用全部垮落法，回采过程中，必须保证老塘侧支柱数量齐全，挡矸有效。采空区的局部悬顶和冒落不充分的要根据现场情况，另制定专项措施进行强制放顶。工作面上下顺槽尾巷要及时随回采回收，保证尾巷与工作面放顶回齐，尾巷回收时，能回收的坑木必须全部回出，防止坑木回收不净，造成尾巷垮落不实，尾巷回收后必须用荆笆、钎椽挡严。

第四节 生产技术管理

一、循环方式

一个正规循环进度为1m，一昼夜2.5个循环。 二、作业方式

两半班采煤半班准备 三、工序安排

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打眼、注水→装药、放炮→运煤、回柱放顶→站柱、移溜 四、劳动组织

表5-6 劳动的组织表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 工种 掘杂工 支柱工 打眼、注水工 溜子司机 班长 技术员 运料工 三铁工 机电修 拣矸工 看具工 放炮工 队委 合计 班出勤 32 1 3 2 1 1 2 1 1 4 1 2 1 53 日出勤 96 3 9 6 3 3 6 3 3 12 3 6 3 157

五、循环图表

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图5-9 作业循环图表

六、工人出勤表

表5-7 每班工人出勤表

序号 工种 应出勤 实出勤 缺勤 人数 x x x x x x x x x x x x 姓名 ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ ³³³ 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 掘杂工 支柱工 打眼、注水工 溜子司机 班长 技术员 运料工 三铁工 机电修 拣矸工 看具工 放炮工 32 1 3 2 1 1 2 1 1 4 1 2 x x x x x x x x x x x x - 30 -

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13 14 队委 合计 1 53 x x x x ³³³ ³³³

七、技术经济指标

表5-8 工作面主要经济技术指标表

序号 指标名称 单位 数量 序号 指标名称 单位 数量 1 工作面走向长度 m 13 日出勤 人 157 2 倾斜长度 m 120.5 14 炸药消耗 kg/t 40.725 3 采高 m 2.5 15 荆芭消耗 片/吨 0.4 4 煤的容重 t/m3 1.35 16 支柱丢失率 ‰ 0 5 可采储量 万t 17 铰接梁丢失率 ‰ 0 6 循环进度 m 1 18 工字钢回收率 % 100 7 循环个数 个/月 75 19 雷管消耗 个/吨 8 正规循环率 % 90 20 椽子消耗 根/吨 0.3 9 循环产量 t 386.35 21 循环方式 10 平均日产量 t 1000 22 回采率 % 95 11 月推进度 m 75 23 可采期 月 12 回采工效 吨/工 6.37 24

第五节 安全技术管理

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一、井下四大灾害（瓦斯、水、火、煤尘）的防治措施

（一）一般规定

1、施工前采煤队要组织工人认真学习本《作业规程》、《煤矿安全规程》及各工种《操作规程》，达到人人皆知，自觉执行。避免违章指挥和违章作业的现象发生。

2、工作面所有人员必须学习《作业规程》，参加考试合格后，方可下井作业。 3、所有入井人员都必须佩戴自救器和防尘口罩。安全科要派专人在井口演示自救器的使用方法，并对每个人的学习情况在井下进行不定时的抽察，保证每一个入井人员都会使用自救器。

4、严格执行交制度，交安全、交质量、交工具及机电设备。做到不来，不走，交不清不走，特殊工种可以在工作面交，其他人员一律在采面以外等候。严格把好安全关和质量关。

5、井下严禁睡觉，严禁打架斗殴。

6、班前喝酒者不准入井，疲劳过度者不准入井，思想不集中者不准入井，带病者不准入井，准备离矿者不准入井。

7、入井人员必须遵章守纪，杜绝违章，发现违章必须及时制止。

8、在施工中及时反映本作业规程中存在的问题，以便及时修改完善；如有特殊地质变化，应制订专项安全技术措施。

（二）瓦斯防治措施 1、加强通风。

2、加强瓦斯检查和检测。 3、及时处理局部积聚的瓦斯。

4、对停风地点积聚的瓦斯，必须按照规程要求，制定措施，报上级比准后，严格按措施进行排放。

5、禁止井下使用明火或吸烟；禁止井下使用电炉，打开矿灯；严禁使用动力电缆放炮等。

6、井下供电应做到：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；有过电流和漏电保护；有接地装置等。井下不得带电检修、搬迁电气设备。

（三）水灾防治措施 1地面防治水

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①慎重选择井筒位置，务必使井口的标高在当地历年洪水位之上。

②当矿体上部没有足够厚的隔水层是，井口范围内的河湖池沼等应尽可能将其疏干迁移，防止其通过裂隙渗透到井下造成水灾。

③防止地面水。

④加强雨季前的防汛工作，在雨季到来之前，都应对整个地面防水工程进行检查，发现问题及时处理。 2、井下防治水

井下防治水主要采取探、放、隔、截、堵等综合措施 3、透水时采取的措施

井下发生突然透水时，现场人员除立即报告上级外，尽可能就地取材迅速加固工作面，设法堵住出水点，防止事故继续扩大。如果水势很猛，无法堵住，则应由组织地按避灾路线撤退，由危险地点撤至上一水平的回风巷或地面。

矿领导接到透水报告后，应立即通知上级有关部门和矿山救护队，同时根据事故地点和可能波及的地区，通知有关人员撤离危险区域，关闭有关水闸门。井下所有排水设备，应全部开动排水同时应积极力量抢险救灾,营救遇难人员。 （四）矿井火灾的防治

预防井下外源火灾的原则是防止井下有明火。《规程》中对预防外源火灾的措施作了详细规定。因此，严格执行规程中的各项规定，是搞好防火的基本要求。

防火对通风的要求是：风流稳定，漏风量少和通风网络中有关区段易于隔绝。 （五）矿尘的防治措施

1、在煤尘产生的地点喷雾洒水。

2、在井下所有煤仓或溜煤眼，都应保持一定的存煤，不得放空。溜煤眼不得兼做风井使用，井下所有矿车都要保持完好，不得漏煤。

3、定期清扫冲洗巷道顶板及煤帮的煤尘，用石灰浆涂刷巷道壁面，巷道中的浮煤必须定期清运出去。

4、超前于采煤工作面，事先在回风平巷中，钻出间距为812m的长钻孔，注入压力水，可大大减少采煤时煤尘的生成。

5、严格控制巷道及工作面的风速，不使其太大或太小，以防止煤尘大量扬起或不能及时将悬浮的煤尘排走。 （六）顶板事故的防治措施

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1、严格执行敲帮问顶制度。 2、严禁空顶作业。

3、工作面必须及时回柱放顶，控顶距超过作业规程规定时禁止采煤，回风运输平巷末端与工作面放顶线对齐。

4、用垮落法管理顶板时，回柱放顶的方法及安全措施必须在作业规程中明确规定。 5工作面的初次放顶、最后收尾、托伪顶开采，以及过老空、过局部破碎带、过断层等区域内放顶时，必须制定安全措施，报矿总工程师批准，并有区、队长亲自在现场指挥，发现不安全因素，应立即果断处理。

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第六章 采区生产系统

第一节 采区运输

一、采区运输系统

运煤系统：开切眼13→区段运输平巷12→溜煤眼16→皮带上山7→采区煤仓5→运输大巷2

运料系统：轨道大巷1→采区下部车场4→轨道上山6→采区上部车场10→区段轨道平巷12→开切眼13

排矸系统：与运料系统相反

图6-1 采区通风、运煤运料运矸路线

二、采区运输方式

①采煤工作面的运输方式：刮板输送机、转载机 ②区段运输平巷的运输方式：胶带输送机

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③区段回风平巷的运输方式：轨道运输 ④轨道上山的运输方式：轨道运输 ⑤皮带上山的运输方式：胶带输送机 ⑥轨道大行的运输方式：轨道运输 ⑦运输大巷的运输方式：胶带输送机

第二节 采区供电

一、供电要求：

（一）供电可靠性：供电可靠就是要求供电不间断。

（二）供电安全性：煤矿安全供电的三大任务是防爆、防火、防触电。

（三）供电质量；其电压和频率必须稳定，对于额定频率为50Hz的交流电，其频率偏差不允许超过正负0.2HZ；电压一般不超过正负5%。

（四）供电经济性：供电的经济性一般考虑三个方面：尽量降低企业变电所与电网的基本建设投资；尽可能降低设备、材料及有色金属的消耗量；尽量降低供电系统的电能损耗及维护费用。

二、煤矿供电分为三级：

一类负荷：煤矿的主排水泵、主通风机、人员提升系统等，一旦停电，会造成人员伤亡； 二类负荷：煤矿的综采面供电、瓦斯抽放泵站、压风机房等，一旦停点，会造成重大经济损失。

三类负荷：除一二类负荷就是三类负荷， 三、对供电可靠性的要求：

（一）对一类负荷应由两个电源供电；一级负荷中特别重要的负荷，除由两个电源供电外，尚应增设应急电源，并严禁将其它负荷接入应急供电系统。

（二）二级负荷的供电系统，宜由两回线路供电。一般应由上一级变电所的两段母线上引来双回路进行供电。

（三）对三类负荷供电一般采用单回路供电方式，不考虑备用电源，根据需要各负荷还可用一条输电线路。

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总之：在供电系统运行，确保一类负荷的供电不间断；保证二类负荷的用电；而对三类负荷则更多地考虑供电的经济性。因此，当电力系统因故障必须拉闸限电时，首先停三类负荷，必要时再停二类负荷，但必须保证一类负荷的用电。

采区主要用电设备所配出的电压660v，煤电钻、照明电采用127v。

表6-1 I采区用电设备一览表

采区用电设备 设备名称 在布置图中的编号 SGB-630/2³75H SZB730∕40 SSD-800/2³40 STD1000∕2³75 2 1 4 2 2³40 2³75 2 4 40 2 设备总台数 每台设备的电机数目 4 2³75 660∕1140 380∕660 电动机型号 额定电量∕KW 额定电压∕V 设备用电机参数 额定电流∕A 额定启动电流∕A 额定功率因数 额定功率 负荷系数

第三节 采区排水

1采区为上山布置且涌水量不大，通过在区段平巷和上山巷道中开挖水沟，利用各个巷道的坡度和高差形成自然流动就能满足采区排水，一般与风流方向相反。

第四节 采区通风

通风系统：新鲜风流从轨道大巷1→采区下部车场4→轨道上山6→中部车场10→区段运输平巷12→开切眼13→经区段回风平巷14→回风斜巷15→皮带上山7→回风联络巷18→进入回风大巷3

附图见第一节

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一：《煤矿安全规程》对采区通风有下列规定：

1、每一个生产水平和每一个采区，都必须布置单独的回风道，实行分区通风。 2、采煤和掘进工作面都应通风，有特殊困难必须串联通风时应符合下列规定： （1）同一采区内，同一煤层上下相连的两个同一风路中采煤工作面，其工作面总长度不得超过400m；

（2）采煤工作面与其相连接的掘进工作面或相邻的两个掘进工作面，可以串联通风，但串联通风的次数不得超过一次。

（3）在进入串联工作面的风流中必须装有瓦斯自动检测报警断电装置，在此种风流中，瓦斯和二氧化碳的浓度都不得超过0.5％，其它有害气体浓度都应符合《规程》第106条的规定。

（4）开采有瓦斯喷出或有煤与瓦斯（二氧化碳）突出的煤层，严禁任何两个工作面之间串联通风。

3、掘进工作面和采煤工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。

无煤柱开采时，沿空送巷和沿空留巷的两帮和顶部，应做好防止向采空区和冒落区漏风的措施；否则，不得采用无煤柱开采。

4、采掘工作面空气温度不得超过26°，机电硐室不得超过30°

表6-2 工作面气温与风速关系

工作面气温/℃ ＜15 15～18 18～20 20～23 23～26 工作面风速/ m²s-1 0.3～0.5 0.5～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8

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表6-3 I采区各井巷允许风速

井巷名称 允许风速/m²s-1 最低 运输大巷 轨道上山 运输平巷 工作面 轨道平巷 回风大巷 风井 —— —— 0.25 0.25 0.25 —— —— 最高 8 8 6 4 6 8 15

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第七章 采区巷道及交岔点设计

一、已知条件

该矿运输大巷与一采区下部车场的交岔点，主巷为双轨单人行道净宽4000mm的巷道，支巷是单轨净宽3400mm的巷道；采用ZK10-6∕250架线式电机车运输，道岔为DK618-4-12单开道岔；要求巷道转角为﹠=900、交岔点穿过f=3的岩石，采用锚喷支护半圆拱形断面。

选择基本参数：B1=B2=4000mm，b1=b2=870mm，B3=3400mm，b3=1530mm。各断面拱璧厚度：d1=T1=100mm，d2=T2=100mm，d3=T3=100mm，dTM=TTM=150mm。DK618-4-12的参数α=14.250、a=2472mm，b=3328mm。 二、平面尺寸计算 J=a+bcosα-Rsinα

=2472+3328³cos14.250-12000³sin14.250 =2744mm H=Rcosα+bsinα

=12000³cos14.250+3328³sin14.250 =12450mm

θ=arccos-1（H-b2-500）∕（R+b3）

= arccos-1（124500-870-500）∕（12000+1530） =370

P=J+(R+b3-B3)sinθ

=2744+（12000+1530-3400）sin370 =9045mm NM= B3 sinθ =3400³sin370 =2045mm

TN= B3cosθ +500+ B2 =3400 cos370+500+4000

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=7216mm TM=(NM2+TN2)1∕2 =(20452+72162)1∕2 =7500mm i0= (TN-B1)∕P =(7216-4000)∕9045 ≈0.355 取i=0.3

则 L0=（TN-B1）∕i

=（7216-4000）∕0.3 =10718mm L2=P+NM =9045+2045 =11091mm

三、中间断面尺寸计算

I---断面自地板起墙高为1800mm，在 TN断面处的墙高确定为1400mm，故每米墙高的降低值为：

△h=（hB1-hTM）∕L0=（1800-1400）∕10718=37mm

TN、TM断面处的墙高为1400mm，经过验算满足了架线及行人安全的要求。 根据斜墙斜率i和变化断面长度L0，可计算出巷道交岔点各断面的尺寸。

表7-1 巷道交岔点各断面的尺寸。

顺序 巷道宽度∕mm 墙高∕mm 拱高∕mm 墙和拱厚∕mm 1 2 3 4 5 6 4300 4600 4900 5200 5500 5749 1800 1763 1726 16 1652 1615 2150 2300 2450 2600 2750 2875 100 100 100 100 100 100

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7 8 9 10 11 TN 59 6229 70 6710 7001 7216 1578 1541 1504 1467 1430 1400 2995 3115 3235 3355 3501 3608 100 100 100 100 100 100

交岔点墙的基础深度：水沟一侧500mm与400mm，另一侧100mm。（三）计算工程量、材料消耗量及绘制交叉点工程图

本交岔点可分为四段、按以上所讲方法进行工程量及材料消耗量计算，所得数据列于下表。

表7-2 工程量及材料消耗量

顺序 计算段 断面∕m2 净 掘进 础 基长度∕m 体积∕m3 净 进 掘础 基材料消耗∕m3 墙 拱 基础 充填 柱端面 柱墩 1 2 3 4 5 ①② ①③④ ③⑥ 14.09 16.56 30.94 12. 9.61 16.30 19.04 34.26 14.74 11.44 0.30 0.30 0.30 0.20 9 1.67 11.03 23.52 343.27.20.50 0.60 5.32 0.72 0.68 7.32 9 8 1.23 32.10.08 0.52 0.094 1.37 12. 1.4 1.16 16.57 0.46 5 0.13 379.94 3.33 0.60 0.60 ④⑤ 合计 2 2 12 25.28 19.22 411.15 1.29 1.090.094 0.788 29.48 22.88 459.52 5.03 35.60

交叉点施工图如下所示

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图7-1 下部车场与大巷交叉点示意图

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第八章 采区车场设计

第一节 采区上部车场

采区轨道上山倾角设计为12o，作辅助提升，一次提升三辆1t固定式矿车，为满足车辆运行平稳，调车方便及通过能力，采区上部车场采用顺向平车场，存车线设在绕道内的直线段中。

如下图所示，Rp平曲线的半径取35m，A/绞车房至平曲线起点的距离取23.6m，A

防过卷长度取3m，B存车线长度取6m，d缓冲直线段取2m。T竖曲线转弯切线长。

图8-1 采区上部车场示意图

第二节 采区中部车场

采区中部车场位于采区轨道上山与各区段巷道联接处，用于调运和储存车辆，并兼做通风，泄水和行人通道。

I采区中部车场共有五个，设计均采用单向甩车场双道起坡两次回转落平。

由于是辅助提升，前两组道岔选用DK615-4-12。道岔参数α1=α2=14.250，a1=a2=3340mm,b1=b2=3500mm。斜面一次回转角α1=14.250，二次回转角（α1+α2）=28.50

后两组道岔均选用DK615-3-6， a3=a4=3218mm,b3=b4=2882mm，α3=α4=1805513011。

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图8-2 采区中部车场示意图

第三节 采区下部车场

下部车场位于采区轨道上山与水平大巷联接处，用于调运和储存车辆，并兼做通风，泄水和行人通道。

上山采区的下部车场线路有装车站线路、上山下部平车场线路和连接绕道三部分组成。本采区选用大巷装车式下部车场，轨道上山跨越运输大巷，立式绕道。

已知：煤层平均倾角为140，轨道上山沿煤层底板布置，供辅助提升用；轨道上山中心线与运煤上山中心线相距A=26.4m；大巷中心线轨面至上山轨面的垂距h=15m；大巷与轨道上山均采用1t矿车；大巷为双轨，用ZK10-6∕250电机车牵引。车场与大巷采用18kg∕m钢轨、上山采用15kg∕m钢轨。

参考《采矿工程设计手册》计算：

绕道出口采用DK618-4-12，R1=1200mm，a1=2472mm，b1=3328mm，α1=14.250 平车线处采用DK618-4-12，R2=1200mm，a2=2472mm，b2=3328mm，α2=14.250 起坡点处采用DC618-3-12，R3=1200mm，a3=2077mm，b3=2723mm，α3=14.250 三、 绕到出口线路计算：

已知DK618-4-12，R1=1200mm，a1=2472mm，b1=3328mm，α1=14.250 巷道转角δ=900 ，可求得

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T=Rtanβ∕2=12000³tan（75.75∕2）=9333mm m=a+（b+T）sin75.75∕sin90 = 2472+（3328+9333）sin75.75∕sin90 =14743mm d=bsinα

=3328³sin14.250 =819mm M=d+Rcosα

=819+12000³cos14.250 =12450mm H=M-Rcosδ =12450-0 =12450mm n=H∕sinδ =12450∕sin900 =12450mm 示意图如下

图8-3 单开道岔非平行线路连接示意图

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m、n表示连接点的轮廓尺寸，mm； H圆弧终点到主巷轨道中心线的距离，mm； M圆弧对应圆心到主巷轨道中心线的距离，mm。 （二）车场与大巷连接点尺寸计算 Y=hcotβ

0

=15000³cot170 =49063mm L=Y+TD+d1+R1

=49063+ R竖³tanβ0∕2+2000+12000 =65283mm

LK =a+Scotα+Rtanα∕2

=2472+ 1900³cot14.25°+1200³tan14.25°∕=11456mm L1=L-R1-LK-d2-n

=65283-12000-11456-2000-12450 =27381mm LZD=d1+πR1+L1

=2000+3.14³12000+27381 =67061mm X=m+2R1+S∕2

= 14743+2³12000+1900∕2 =39607mm

β0，竖曲线转角为17°；

△β，轨道上山提前下扎角取3°； R竖，竖曲线半径，mm； TD，竖曲线切线长，mm；

L,绕道线路与大巷通过线的距离，mm；

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LZD，绕道内侧存车线长度，mm； L1，绕道出口存车线直线段长度，mm； LK，单开道岔平行线路连接长度，mm； d1，平曲线与道岔间的插入段，mm； d2，平竖曲线之间的插入直线段，mm； X，基本轨起点至轨道上山中心线的距离，mm； S，空重车线摘挂钩点活动段的双轨中心距1.9 mm； S1，空重车存车线非摘挂钩点活动段的双轨中心距1.6 mm。 示意图如下

图8-4 轨道上山与大巷相对位置剖面图

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图8-5 采区下部车场平面图

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参考文献

[1] 徐永圻. 煤矿开采学[M]. 徐州：中国矿业大学出版社，1999

[2]煤矿矿井采矿设计手册编写组. 煤矿矿井采矿设计手册（上、下）[M].北京： 煤炭工业出版社，1982

[3]刘吉昌. 矿井设计指南[M].徐州：中国矿业大学出版社，1987 [4] 中国矿业学院等校编.采煤学[M].北京：煤炭工业出版社，1997 [5]严万生，周茜荣.矿山固定机械手册[M].北京：煤炭工业出版社，1986 [6]程居山. 矿山机械[M]. 徐州：中国矿业大学出版社，1999 [7]陈炎光.中国采煤方法[M]. 徐州：中国矿业大学出版社，1991 [8]魏同.煤矿总工程师指南[M]. 北京：煤炭工业出版社，1988 [9]刘吉昌.煤矿施工设计基础[M].太原：山西人民出版社，1983

[10]监察管理总局.煤矿安全规程[M]. 北京：煤炭工业出版社，2005 [11]淮南矿业学院.井巷设计[M]. 北京：煤炭工业出版社，1983 [12]阜新矿业学院.井巷工程[M].北京：煤炭工业出版社，1979 [13]煤炭工业部.煤炭工业设计规程[M]. 北京：煤炭工业出版社，1980 [14] 采矿工程设计手册[M]，煤炭工业出版社，2003

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致 谢

首先要感谢我的导师郭兵兵老师，他严谨细致、认真负责、一丝不苟的作风一直是我学习乃至今后工作中的榜样；他们循循善诱的教导和不拘一格的思路给予我无尽的启迪。感谢郭兵兵老师在设计过程中帮助我开拓研究思路，精心点拨、热忱鼓励。我从一开始面对设计任务不知所措经过郭兵兵老师的耐心指导和悉心辅导下到有条不紊地完成设计任务，其间的辛苦自不待言。然而通过本次龙王庄Ⅰ采区设计，使我们对所学专业有了更全面深刻的认识，对以前所学的理论知识与生产实践得到了有机结合，使我们真正具备了一个工程技术人员应有的基本素质，为我们以后的工作奠定了坚实的基础。

此次设计能够完成除郭兵兵老师的大力支持与精心辅导外，还有郭军杰、孙文标、陈国祥等老师精心指导，他们在指导的过程中不辞辛劳，每个细节都严格把关，真正做到了精益求精。帮我解决许多设计中的疑问，使我能及时的发现设计中的失误和不足，提升自己的专业水平使我受益匪浅。

通过这次设计，使我不仅提高了思考和动手的能力，而且认识到集体力量的伟大。在设计的过程中，经常出现一些自己解决不了的问题就请教同学一起讨论、交流，经过我们的共同努力、取长补短，终于顺利地完成了设计任务。在此感谢陈鑫源、庆晓光等同学对我的帮助和指点。

感谢龙王庄煤矿为我提供的设计资料，使我能较准确、客观、实际的完成对I采区的设计。

也感谢我的母校河南工程学院给我了一个接受高等教育的机会，使我在这有限的三年时间里学到了很多宝贵的专业知识为我以后走向工作岗位打下坚实的基础。也感谢学校在我们电脑紧缺的情况下使夜间12点后宿舍恢复通电，使我们在轮班熬夜的情况下利用有限资源加班加点完成设计。

龙王庄煤矿Ⅰ采区设计将要结束了，在本次设计过程中，辅导老师和同学给予了大力支持，辅导老师为我们提供了设计所需的各种资料，并为我们耐心细致的指导，为本次设计的完成奠定了良好基础。在这里再次向所有支持帮助此次设计的老师和同学表示衷心的感谢！谢谢你们！

由于设计时间及设计水平的，设计中存在的缺点、错误在所难免，恳请各位评委老师给予批评指正，谢谢!

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