煤矿开采毕业设计.doc

目 录
第一章 矿井概况 3
1.1矿井基本情况 3
1.2矿井生产概况 4
1.3矿井主要生产系统 4
1.3.1矿井煤炭运输方式与主要系统 4
1.3.2材料运输系统 4
1.3.3矸石运输系统 4
1.3.4矿井通风系统 4
1.3.5矿井排水系统 4
第二章 采区生产能力与区段划分 5
2.1采区煤层条件 5
2.2采区生产能力确定 6
2.3采区区段数目划分 6
第三章 采区生产能力与区段划分 10
3.1采区上（下）山布置 10
3.2采区车场形式 10
3.3区段平巷布置 11
3.3.1首采面位置、数目及技术参数 11
3.3.2采煤方法的选择 11
3.3.3工作面采、装、运方式及设备选型 11
ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表 11
3.4采区主要洞室布置 12
3.4.1采区变电所 12
3.4.2采区煤仓 13
3.4.3采区上山绞车洞室 14
3.5采区通风设计 15
3.6采区主要生产系统 16
3.7采区内的开采顺序 17
第四章 采煤工作面回采工艺设计 17
4.1工作面基本条件 17
4.1.1井巷围岩工程地质特征 17
4.1.3煤层顶、底板 17
4.1.3瓦斯 18
4.1.4煤尘 18
4.1.5煤的自燃性 18
4.1.6地温 18
4.2工作面回采方式 18
4.3采煤工作面质量管理 18
4.3.1工作面顶板管理： 18
4.3.2机头、机尾顶板管理： 18
4.3.3机、风两巷的顶板管理： 19
4.3.4阻力监控法管理顶板： 19
4.3.5八倍采高岩性分析 19
4.3.6护底设计： 19
第五章 工作面生产技术管理 20
5.1采煤工作面生产技术组织管理 20
5.1.1循环方式 20
5.1.2作业方式 20
5.1.3劳动组织 20
5.2掘进工作面生产组织 21
5.2.1 劳动组织表 21
5.2.2爆破作业循环图表 21
第六章 安全技术管理措施 21
6.1采煤工作面安全技术管理 21
6.1.1顶板管理技术措施 21
6.1.2采面采斜子安全措施 22
6.1.3处理冒顶的安全技术措施 22
6.1.4 进入煤墙侧作业及防片帮事故措施 23
6.1.5运送大件的安全技术措施 23
6.1.6单体液压支柱使用管理措施 23
6.1.7煤质管理措施 24
6.1.8采面文明生产措施 24
6.1.9 工作面顶板周期来压的预防和支护措施 25
6.1.10过上分层老巷措施 25
6.1.11工作面一般安全注意事项 26
6.2灾害防治措施及避灾路线 26
6.2.1防灭火措施 26
6.2.2防治水灾措施 27
6.2.3综合防尘措施 28
6.2.4防治瓦斯安全措施 28
第七章 采区主要经济技术指标 29
矿井设计主要技术经济指标表 29
矿井设计主要技术经济指标表 29
矿井设计主要技术经济指标表 30
矿井设计主要技术经济指标表 31
第一章 矿井概况
1.1矿井基本情况
宝丰县宇祥煤业位于平顶山市西部，距市区四十公里，其地理坐标为东径112°52′36″—112°52′59″，北纬33°51′33″—33°52′07″，属平顶山市鲁山县管辖。距焦枝铁路鲁山站20公里，位于鲁山—梁洼公路西3公里，有简易公路通向本矿，交通十分方便。井田东部和南部为低山丘岭，地面标高+180-+230米，北部为丘陵及山地，由花钢岩和灰白色砂岩组成，呈南北走向，标高+200—+260米，相对高差10-30米，最大坡度60°，山区沟谷发育，地形复杂，呈西北高东南低的地势。
宝丰县宇祥煤业位于韩梁煤田南部，井田范围南至年沟自然村，北至临颖大庄矿，东部以各煤层露头线为界；西部为荒山丘岭。井田东西走向1.4千米，倾斜1.8千米，面积0.9547平方公里。地层倾角0-17°，平均8°,煤系地层的基底为二叠统下石盒子组，平均厚度为99米左右；石炭系上统太原组，厚度17-20米，一般18米左右，为一套砂质泥岩、中细砂岩、泥岩中夹薄煤层及页岩地沉积；二叠系厚平均约220米，主要为细粒长石石英砂岩为主，本组在井田北部出露较好，但全组底层不全，仅保留己组煤以下层位，下界起于砂岩底面与下石盒子组呈连续沉积，岩性以灰白色中细粒长石石英砂岩、灰色、黑色粉沙质泥岩组成。煤系地层主要形成于白垩系和二叠系，整套含煤地层成因主要为海陆交互相、海陆过度相、海陆相沉积。井田处于双头山正断层和泉上正断层以北，老沟逆断层以西，总体构成形态呈单斜构造。
本区煤层分别贮存于二叠系山西组，二叠系下石盒子组，含煤地层总厚度约390米，含煤13层，煤层总厚度为18.7米，含煤系数2.01%。共分九个煤组，其中井田内主要可采煤层有五２１、四２２、四２１三层。四层主采煤层总厚度为11.3米。可采系数1.4%。五２１煤层及四２２、四２１煤层，煤岩类型为半光亮型，全井田范围普遍可采以粉末状及碎块状为主，煤层较硬。矿井可提供采掘设计依据的储量各煤层如下：五２１为50万吨、四２２为56万吨、四２１为41.6万吨。五２１煤层属中富灰、低硫、低磷的1/3焦煤，四２２煤层为中富灰、低硫、低磷的高发热量无烟煤。四２１煤层，为低灰、低硫，可选性较好的高发热量无烟煤，属优质无烟煤。其中动用资源储量100.23万吨，保有资源储量254.51万吨，剩余可才储量114.78万吨。
矿井现有主井、副井，风井共有3个立井井筒，其中2个进风井、1个回风井。主井井筒：净直径2.6米。安装焦作前牛矿山机械厂JT-2.0单钩提升机配24.5钢丝绳配单钩箕斗，箕斗容重2.0吨，配钢丝绳罐道。副井井筒：净直径3.5米。安装焦作前矿山机械厂JT-2.0单钩提升机配24.5钢丝绳配单钩罐笼，配钢丝绳罐道。配套0.6吨底卸式矿车，主要为提矸和升降人员，地面进出车主要在+227标高。矿井为分区抽出式通风。风井安装FBCDZ-6-N016型75KW×2对旋轴流通风机2台。副井底主排水泵房安装D85-50×5型水泵3台，φ108排水管路2趟。矿井原煤随采随运，大巷采用1吨自卸式矿车，人力推运。辅助运输JT-11.4绞车，配有平板车和材料车，轨距600毫米。原煤直接进入主井底煤仓。地面生产系统实现扬煤皮带及汽车运输。矿井电源引自岗窑和孙岭变电站，双回路供电。
1.2矿井生产概况
宝丰县宇祥煤业系资源整合技术改造矿井，井田面积0.9547平方公里，矿井采用立井开拓，批准开采五２１、四２２、四２１煤层，矿井保有地质储量256.6万吨，矿井可采储量156.6万吨，设计年生产能力15万吨，服务年限7.7年，采煤方式为走向长壁采煤法，爆破落煤工艺，全部垮落法管理顶板。
矿井已形成了一个采区一个工作面，一个准备工作面，两个掘进工作面。车场、煤仓、变电所、泵房等井巷工程已全部完工。主要生产系统如：采掘系统、运输提升、通风、排水、供电系统、安全监控等系统均已完成且运行正常。辅助生产系统、井上下消防、洒水防尘、防爆设施等系统安装到位。
1.3矿井主要生产系统
1.3.1矿井煤炭运输方式与主要系统
工作面选用SGD-420/30刮板输送机，运输顺槽铺设SGB320/22型刮板输送机和DTL65/10/30型胶带运送机，运至二1一采区运输下山皮带的DTL65/10/30型胶带输送机，再转运到原2106机巷DTL65/10/30胶带运输巷皮带至采区一部皮带卸入主井底煤仓，由主井箕斗提升至地面。
1.3.2材料运输系统
材料和设备主要采用1吨非标矿车运输，经副井→井底车场→东运输巷→采掘工作面。
1.3.3矸石运输系统
掘进工作面掘进煤炭选用1吨非标矿车，经二1一采区轨道下山、东运输巷直接输送至副井，由付井罐笼提升至地面。
1.3.4矿井通风系统
根据矿井采掘布置方式和煤层赋存条件，矿井通风方式为抽出式，通风系统为中央边界式，主、副井进风，风井回风。风井安装两台型号为BK54-4-№11轴流式通风机，配用电机功率为30kw，风量540—1380m3/ min，风压200—1080pa，转速1470 V/min，电压380V。
矿井实现分区通风，采掘工作面实行独立通风，无不合理的串联通风和扩散通风现象，通风系统合理可靠，通风设施位置合理、齐全可靠符合规定，局部通风机的安装和使用以及矿井瓦斯管理符合有关规定。
风井主要通风机均采用双回路供电，风压、电参数、检测等仪表齐全，风机工作点经济合理，且按要求进行校验。
1.3.5矿井排水系统
矿井排水系统采用一级排水，主排水泵房位于副井底中央泵房，主排水泵通过敷设在副井井筒的排水管路将井下涌水排至地面。
主排水泵房排水设备设计依据：矿井正常涌水量：30m3/h矿井最大涌水量：60m3/h；井深：261米，瓦斯等级：低瓦斯矿井。
选型计算：水泵
① 正常涌水量时水泵必须排量：
QB≥1.2×30=36m3/h
② 最大涌水量时水泵必须排量：
QBM≥1.2×60=72m3/h
③ 水泵必须的扬程：
)
=266×(1.1～1.12)
=292.6～297.92(m)
式中：
Hc--排水高度
Hc=261+5=266(m)
5--吸水高度
α--井倾角，竖井90°，Sinα=1
该矿副井底中央泵房现已安装三台D46-50×6型主排水泵，额定流量分别为Qe1=46m3/h，单级额定扬程50m，转速2950rpm.三台水泵，一台工作,一台备用,一台检修。
管路及管路布置：选用两趟排水管路，即正常涌水期和最大涌水期均为一台泵对一趟管路。该矿副井井筒已安装两趟排水管路，吸水管为Ф133×5无缝钢管。排水管Ф108×5无缝钢管。
排水管长度为：Lp=Hc+50=266+50=316 米
第二章 采区生产能力与区段划分
2.1采区煤层条件
矿区内含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组，上部地层因剥蚀缺失。据《河南省鲁山县韩梁矿区段店井田详查(最终)地质报告书》资料，本井田可采煤层3层(二1、四1-2（原三9-10煤层）、一4)，而一6煤层没有揭露到，总厚度8.1米，含煤地层保留厚度约301米，可采煤层含煤系数为2.69%。二1煤层为本矿全区可采煤层。矿区现主要开采二1煤层，煤层倾角为8～14°左右，地层沿走向、倾向变化不大。
可采煤层及其顶底板特征：
(1)二1煤层：直接顶板为岩浆岩，厚度一般1.00~3.00m,分布较稳定，岩浆岩项板强度大，易管理，有时还需人工放顶：当顶板为细粒砂岩时，常有0.1~0.4m黑色薄层泥岩伪顶随煤层开采而脱落。因此顶板岩体质量分类为II类，属稳定岩层。直接底版为深灰色砂质泥岩夹细砂岩条带，厚10.00m左右，分布稳定，岩体质量为III类，属中等稳定岩层。
(2)四1-2煤层：该煤层赋存于二叠系下统下石盒子组中部，在矿区埋深约51.60~92.00m，下距二1煤层约170m，顶板为泥岩，砂质泥岩、底板为砂岩、泥质砂岩。煤层厚度0.98~1.48m，平均厚度1.19m。
(3)一4煤层：赋存于石岩系太原组下部，在矿区埋深约64.60~121.35m，下距石灰岩顶面20m，顶板为细砂岩没，底板为砂质泥岩，煤层厚度一般为0.75~1045m，平均厚度0.95m，井田内煤层倾角约13°，分布稳定，局部在可采厚度以上，煤层结构较简单，有夹矸1~3层，属较稳定的局部可采煤层。
(4)二1煤层：矿井内及附近钻孔和本矿开采揭露煤层伪厚度0.62-8.96m,平均厚1.86 m，二1煤层全矿井可采，煤层结构较简单，多含一层夹矸，夹矸厚度0.10~0.20m，但因其厚度变化较大，应属于不稳定煤层。井田内煤层倾角约8°~14°，平均10左右，分布稳定，均在可采厚度以上，煤层结构简单，为本区主要可采煤层。
(5)四1-2煤层：煤层厚度0.98-1.48m，平均厚度1.19m，井田内煤层倾角约10°，分布比较稳定，煤层结构比较简单，常含夹矸一层，夹层多为炭质泥岩，少数为泥岩，厚0.10-0.20m。为本区主要可采煤层。
(6)一4煤层：煤层厚度一般为0.75-1.45m，平均厚度0.95m，井田内煤层倾角约13°，分布稳定，局部在可采厚度以上，煤层结构较简单，有夹矸1-3层，属较稳定的局部可采煤层。
2.2采区生产能力确定
矿井年工作日为330天，日净提升时间16小时。每天三班作业，两班出煤，一班准备。
根据本井田可采储量，煤层赋存条件、开采技术条件和矿井通风能力设计井型为15万吨/年。
根据计算的可采储量和矿井设计生产能力，考虑1.4的储量备用系数，则矿井服务年限：

式中：T——矿井服务年限，a。
Zk——煤层可采储量，143.79万t。
A——矿井设计生产能力，15万t/a。
C——储量备用系数，取1.4。
2.3采区区段数目划分
矿井采用三立井，二水平开拓，由于矿井走向只有800m，副井工业广场基本位于井田的西部，主井工业广场基本位于井田的东部，且矿井生产规模不大。巷道布置方便，系统简单，四1-2煤层与二1煤层层间距较大170多米，由于一4煤层与四1-2煤层无压茬关系，一4煤层北半部无煤，四1-2煤层南半部无煤，矿井首先开采二1煤层，再采一4煤层，最后采四1-2煤层。故设计将整个矿井划分为二个两个水平三个采区开采。即一水平四1-2一采区；二水平二1一采区、一4一采区。
矿井有主井、副井、风井共有3个立井井筒，其中2个进风井、1个回风井主井井筒位于井田东部，井口标高+173米，井底标高-27米，井深200米，设计为圆形断面直径2.6米，装备一个1.8吨非标箕斗,担负矿井提煤任务和部分通风。
副井位于井田西部，井口标高+196米，井底标高-65米，井深261米，设计为圆形断面，直径为3.6米，装备一个1.0吨单层单车非标罐笼，安设有梯子间，担负矿井进风、提矸和下材料、升降人员、兼作安全出口。风井位于井田东部，井口标高+159米，井底标高+19米，井深178米，设计为圆形断面，直径为2.4米，担负矿井回风、安设有梯子间、兼作安全出口。
工作面为二1—21070工作面，在井田一采区，二1—21070工作面回采结束由二1—21100工作面进行接替。首采面设计走向218m，采长56m，掘进总工程量580m，支护形式机、风巷采用2.4×2.4m12#矿用工字钢梯形支护，巷道净断面5.5㎡;切眼采用2.8×2.4m12#矿用工字钢梯形支护，巷道净断面6.4㎡；四帮四顶，背板规格1200mm×φ50mm杂木棍，可采储量4.2万吨。

图2-1 采区区段划分示意图1

图2-2 采区区段划分示意图2
第三章 采区生产能力与区段划分
3.1采区上（下）山布置
在+98米底板运输大巷340米处布置采区下部车场，然后施工采区轨道上山至+100米标高变平。同时，在平行于采区轨道上山30米处沿二煤底板布置采区通风上山，至+100米变平后施工联络巷与采区轨道上山上部车场贯穿，构成采区负压通风系统。采区轨道上山坡度30°，下部车场标高+470米，上部车场标高＋140米，井筒长度2.0米，采区通风上山坡度30。，下部变平点标高+470米，上部变平点标高+570米，井筒长度200米。
3.2采区车场形式
回采工作面煤炭皮带运至区段运输平巷，区段运输平巷采用0.75吨侧翻式矿车装车，人力推至采区中部车场，由采区轨道上山绞车下放至采区下部车场，通过底板运输大巷人力推至主井井底车场，再由主井绞车提升至地面。采区矸石、材料和设备由主井绞车和采区轨道上山提升或下放或提升，平巷采用人力推运。

图3-1 采区车场
3.3区段平巷布置
3.3.1首采面位置、数目及技术参数
首采工作面为二1-11070工作面，在井田采区东北部，二1-11070工作面回采结束由二1-11050工作面进行接替。首采面设计走向177 米，采长52米，煤层厚度3.2米，掘进工程量406米，已掘进354米，剩余工程量为52m，支护形式机、风巷采用2.4×2.4米12#矿用工字钢梯形支护，巷道净断面5.5㎡;切眼采用2.8×2.4米12#矿用工字钢梯形支护，巷道净断面6.4㎡;四帮六顶，金属网护帮、护顶，背板规格700×φ50mm杂木棍，可采储量4.1万吨。
3.3.2采煤方法的选择
采煤方法的选择是否合理，直接影响矿井的生产安全和各项技术经济指标，所以采煤方法必须符合安全、经济、高效、回采率高的基本原则。
井田内二1煤层产状较缓，倾角6°左右，属缓近水平煤层，煤层厚度2.2～13.66米,平均8.48米。煤层结构简单，局部夹矸，全区可采。
根据地质条件和煤层赋存条件，设计采用走向长壁放顶煤采煤方法，人工打眼放炮落煤，人工装煤，悬移支架支护顶板，全部垮落法管理顶板。
3.3.3工作面采、装、运方式及设备选型
首采工作面煤层平均厚度3.2米，一次采高2.2米。放顶煤高度1米，采放比1:0.45。工作面选用煤电钻打眼、爆破落煤、人工攉煤、刮板输送机运煤的回采工艺，悬移支架支护形式，人工推槽，全部垮落法处理采空区。工作面最大控顶距为3.4米，最小控顶距为2.6米，采高2.2 米。拟选用支架型号ZH1600/16/24Z,支架长度2.6 米，支架高度1.6~2.4 米,工作面选用一部SGB-420/30刮板输送机，运输顺槽选用SGB-420/30型刮板输送机及DTL65/10/30型胶带运送机,配备MRB125/31.5液压泵站。
ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表
名称
单位
参数
备注
支架高度
㎜
1600～2400

支架长、宽
㎜
2600×960

翻转梁
㎜
960×450
上仰3—5度
支架中心距
㎜
1000

支柱数量
根
4（φ110）
柱高1400--2200
移架步距
㎜
700

工作阻力
KN
1600

初撑力
KN
760

支护强度
MPa
0.62

泵站压力
MPa
20

3.3.4ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架，支架中心距1.0m（±10㎜），最大控顶距3.3米，最小控顶距2.6米，移架时要按中线移架，支架应保持一条直线，其偏差不得超过±50㎜，支架垂直顶底板，其偏差不得超过±5°，支架顶梁要与顶板平行，相邻支架间隙40㎜（±10㎜），支柱全部穿柱鞋，迎山有力，初撑力达到要求。

图3-2 工作面机（风）巷断面图
3.4采区主要洞室布置
3.4.1采区变电所
采区变电所由变电所硐室和变电所中部通道构成，变电所内设2处防火栅栏两用门硐室，总掘进长度为109.87米。变电所硐室掘进断面S=10.4m2，长53m，成半圆拱形，采用U型钢拱形支护。变电所中部通道掘进断面S=9.8m2长39.37m，成半圆拱形，采用U型钢拱形支护。2处防火栅栏两用门硐室掘进断面均为S=9.1m2，总长17.5m，成半圆拱形，采用锚网喷支护，喷厚100mm。煤岩硬度f=4-6（见附图）

图3-3 采区变电所
3.4.2采区煤仓
采区煤仓为垂直式，煤仓断面为圆形，仓底倾角为60°～65°，圆形垂直煤仓直径为5ｍ煤仓高度20ｍ，有效容积V′≥V90%，圆形垂直煤仓设计 “短粗”形，煤仓的结构包括煤仓的上部收口、仓身、下口漏斗及溜口和闸门装置等。为了保证煤仓上口安全，为混凝土收口，同时为了防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓造成煤仓堵塞，应在煤仓上口安设铁箅子，铁箅子一般采用8～24kg/m旧钢轨或11～12号工字钢做成，铁箅子的网孔尺寸一般为200mm×200mm、250mm×250mm、300mm×300mm，煤仓上口网孔上大块煤炭的破碎和杂物的清理工作，可在煤仓上部巷道内进行，或者设置专门的破碎硐室。煤仓的溜口一般均做成四角锥形，在溜口处安设可以启闭的闸门，选择闸门时，应以操作方便省力，启动迅速可靠为原则，多采用上关式气动闸门，溜口闸门与矿车的位置关系。(见附图)

图3-4 采区煤仓

图3-4 采区煤仓上口铁箅子

3.4.3采区上山绞车洞室
采区上山绞车洞室，位于围岩坚固稳定的薄及中厚煤层或顶底板岩层中，设计两个安全出口，绳道用于运输设备、行人、通风、走绳，绳道宽2000m～2500m，并在5m以内，采用不燃性材料支护；风道位于硐室的左、右、后侧，应靠近电机布置，净宽1.2～1.5m，主要用于回风；绞车房采用1.2m以上绞车，绞车房应设起重梁，起重梁一般用11～12工字钢，两端插入壁内300～400mm，安装1.2m以下绞车可用三角架；绞车房地面应高于钢丝绳通道低板100～300mm，并向绳道倾斜2‰～3‰，以免积水。回风道应向外倾斜，以倾角不大于3°；采用不燃性材料支护，并用C15混凝土铺底，硐室采用工字钢梯形对棚支护，为增加绞车房支护强度，支护棚距缩小至500mm,允许抗压强度应大于2.5MPa。（见附图）

图3-5 采区绞车房断面图

图3-5 采区绞车房平面图
3.5采区通风设计
根据矿井采掘布置方式和煤层赋存条件，矿井通风方式为抽出式，通风系统为中央边界式，主、副井进风，风井回风。风井安装两台型号为BK54-4-№11轴流式通风机，配用电机功率为30kw。风量540—1380m3/ min、风压200—1080pa、转速1470 V/min、电压380V。
矿井实现分区通风，采掘工作面实行独立通风，无不合理的串联通风和扩散通风现象，通风系统合理可靠，通风设施位置合理、齐全可靠符合规定，局部通风机的安装和使用以及矿井瓦斯管理符合有关规定。
风井主要通风机均采用双回路供电，风压、电参数、检测等仪表齐全，风机工作点经济合理，且按要求进行校验。
系统采用JMB-4型风门绞车和立闸门，配合主风机反转反风，可保证10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主通风机的供风量大于正常风量的40%。
副井底消防材料库、变电所等主要硐室均布置在进风流中，不需单独配风。回采工作面采用全负压通风，掘进工作面采用局部扇风机压入式供风。
二1一采区二1—21070首采面通风
通风线路为：
新鲜风流自副井→主胶带运输巷→原2106机巷→二1一采区运输下山→二1—21070机巷→二1—21070工作面→二1—21070风巷→二1一采区轨道下山→二1一采区回风巷→总回风巷→风井→地面
二1一采区二1—21100掘进头
二1一采区二1—21100机巷通风线路为：
新鲜风流自副井→主胶带运输巷→原2106机巷→二1一采区下山运输巷→二1—21100工作面。
乏风风流二1—21100工作面→二1一采区轨道下山→二1一采区回风巷→总回风巷→风井→地面
二1一采区二1—21100风巷通风线路为：
新鲜风流自副井→主胶带运输巷→原2106机巷→二1一采区下山运输巷→二1—21100工作面。
乏风风流二1—21100工作面→二1一采区轨道下山→二1一采区回风巷→总回风巷→风井→地面
工作面及各巷道风流方向和用风点风量详见通风系统图
3.6采区主要生产系统
回采工作面煤炭主要运输系统选用SGD-420/30刮板输送机，运输顺槽铺设SGD-420/30型刮板输送机和DTL65/20/30型胶带运送机，回采工作面→运输顺槽→采区进风巷→采区皮带下山→主井皮带巷→井底煤仓,由主井箕斗提升至地面。
掘进工作面掘进煤炭运输系统，掘进工作面掘进煤炭选用SGD-420/30刮板输送机，直接输送至采区皮带下山DTL65/20/30胶带运输巷皮带至主井皮带巷DTL65/20/30皮带卸入主井底煤仓,由主井箕斗提升至地面。
采区辅助运输及材料和设备运输：副井→井底车场→副井轨道大巷→采区轨道下山→采掘工作面。
矿井排水系统采用一级排水，主排水泵房位于主井底中央泵房，主排水泵通过敷设在主井井筒的排水管路将井下涌水排至地面。
主排水泵房排水设备
设计依据：
(1)矿井正常涌水量：7-22m3/h，矿井最大涌水量：60m3/h，井深：312m，瓦斯等级：低瓦斯矿井
选型计算
水泵
① 正常涌水量时水泵必须排量：
QB≥1.2×22=26.4m3/h
② 最大涌水量时水泵必须排量：
QBM≥1.2×60=72m3/h
③ 水泵必须的扬程：
)
=317×(1.1～1.12)
=348.7～355.04(m)
式中：
Hc--排水高度
Hc=312+5=317(m)
5--吸水高度
α--井倾角，竖井90°，Sinα=1
④该矿主井底中央泵房现已安装三台主排水泵，分别为D46-5×9型、D46-5×7型水泵，额定流量分别为Qe1=46m3/h，Qe2=46m3/h，Qe3=46m3/h，额定电压均为Ue1=0.69KV, Ue2=0.69KV, Ue3=0.69KV, 额定功率分别为Pe1=110KW, Pe2=110KW, Pe3=75KW。确定选用现有三台水泵，一台工作,一台备用,一台检修。
(2)管路及管路布置
选用两趟排水管路，即正常涌水期和最大涌水期均为一台泵对一趟管路。详见井下中央泵房排水系统图。
①该矿主井井筒已安装两趟排水管路，两趟管道均采用外径Ф108×5无缝钢管。
现有吸水管为Ф133×5无缝钢管。吸水管内径为dx=133-2×5=123mm。
②排水管长度为：
Lp=Hc+（45-50）=418-428(m)
3.7采区内的开采顺序
鲁山祥露煤业在开采范围内可圈定10个工作面，
第四章 采煤工作面回采工艺设计
4.1工作面基本条件
4.1.1井巷围岩工程地质特征
矿井内第四系岩性由松散的砂质粘土夹钙质结核及砾石组成。基岩为二叠系含岩系，由细粒砂岩、中粒砂岩与泥岩、砂质泥岩构成互层，间夹煤层，岩石组合以层状岩层坚硬岩为主。按照《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ213―90）附录二围岩分类划分，第四系松散层为V类，属不稳定岩层；二叠系含江岩层为III类，属中等稳定岩层。本矿在井巷掘进过程中没有发生过塌方等事故。
4.1.3煤层顶、底板
本矿煤层直接顶板为深灰色泥岩、砂质泥岩，厚度1.00m左右，易随煤层开采而落，伪顶为灰色细―中粒砂岩，厚8.00―15.00m，分布稳定，刚性较强；底板为深灰色砂质泥岩、细砂岩夹泥质条带，厚8.00m左右，分布稳定。
本矿范围内第四系地层厚度较小，建蟛过程中已用水泥、砖封闭，井巷围岩及煤层顶底板为III类以上，即中等稳定以上岩层，易于管理，若遇岩石破碎需加强支护。
4.1.3瓦斯
根据2009年理工大学瓦斯鉴定结果，相对瓦斯涌出量一般为3.73m3/t.d，绝对瓦斯涌出量为1.12m3/min.d，属低瓦斯矿井，可按低瓦斯矿井管理，但在生产中也必须加强通风管理和瓦斯监测工作，保证安全产。
4.1.4煤尘
本矿二1煤易破碎，粉煤较多，相邻矿区煤尘爆炸试验数据：火焰长度10―60mm，加岩粉量45―80%，爆炸指数34.9%，有爆炸性危险。
4.1.5煤的自燃性
据平煤（集团）公司通风实验室鉴定报告，本矿二1煤层属自燃煤层。邻近娘娘山矿、白庙矿多年开采发现，二1煤有自燃发火倾向，自燃发火期3～6个月。附近大庄矿开采二1煤时曾发生过煤层自燃现象，形成火区。因此，在今后开采时必须加强管理和防范。
4.1.6地温
据平顶山矿区实测资料，区域内恒温带深度为25米，温度17.2°C，平均地温梯度1.5°C/100m，属地温正常区。本矿开采煤层深度多在-160米以浅，不存在热害。
4.2工作面回采方式
该采面采用走向长壁后退式采煤法，全部爆破落煤，放炮自装和人工攉煤相结合，刮板输送机和胶带输送机运煤，专用单体液压支柱推溜，旋移支架回柱放顶，煤厚适宜时进行放顶煤。
4.3采煤工作面质量管理
4.3.1工作面顶板管理：
该采面使用DZ22-100型单体液压支柱与HDJB—1000型金属铰接顶梁配套支护顶板，辅以金属网小棍维护顶板，支架采用齐梁直线式布置，正悬臂梁支护，采高2.0米，排距1.0米，放顶步距为1.0米，二、三排支护管理，采用π型梁作为特殊支护，一梁两柱，（π型梁长2米）。采取人工分段回柱放顶，全部垮落法管理顶板，放顶后及时洒水。
4.3.2机头、机尾顶板管理：
机头做长3.6米宽3.0米高2.0米的超前出口，采用八棚双圆销梁支护，最大控顶距为6m，最小控顶距为5m，放顶步距为1.0米，机尾顶板管理方法同采面一样。上下出口与巷道搭接处因压力大顶板破碎均需超前挂梁支护。
4.3.3机、风两巷的顶板管理：
两巷顶板管理采用在原掘进工字钢棚下用单体液压 支柱配铰梁超前支护，两巷超前支护范围为50米，机巷点柱一排靠顺槽溜子外帮打齐,一排距下帮200 m m，风巷点柱距两帮均为400 mm。有空帮、空顶要及时闭帮刹顶，机风两巷与放顶线放齐（机巷必要时可以放宽一排）,底板松软时要穿好柱鞋。
4.3.4阻力监控法管理顶板：
1、监控顶板方法：阻力监控法
2、监控顶板范围：回采工作面
3、监控重点：工作面上下出口、顶板破碎区、地质构 造带、压力异常区。
4、被监测的单体柱数量不少于采煤工作面支柱数量的30% ，合格率不少于80%。初采初放期间监测的单体柱必须达到100%。
5、测压使用专用测压仪。
6、为了更加有效及时的控制顶板，减少顶板事故的发生，采面料场必须备有生产一昼夜所需的各种物料：坑木2.5m3规格为（2000mm×φ180mm）；半圆木规格为（2000mm×R100mm）；木柱鞋600块；金属网50捆规格(6.2mm×1.1m）；小棍800根；备用梁、柱不得少于采面所有梁柱的5%（其中双圆销梁10架）。
4.3.5八倍采高岩性分析
该采面煤层的直接顶为再生顶板，较为稳定，属二类老顶，周期来压步距小，来压频繁不明显，来压周期较稳定且持续时间短，再往上为细中粒砂岩，厚度大，易脱落。为了科学管理顶板，利用掌握的顶板来压预报，减少顶板事故的发生，因此必须长期坚持顶板动态检测制度，并有健全的分析处理责任制，从而科学地指挥生产。
1.工作面支护强度Pt
Pt=kmp=7×2×25=350kPa
2.支柱的有效支撑能力PE:
PE=kEpA=0.8×250=200KN
3.工作面所需支护密度n:
N=PT/P=350/200=1.75根/m2
4.工作面支柱的柱距a:
a=1/nb=1/1.75=0.571m
由于在回采过程中受地质条件影响和施工影响，棚距不均一的现象可能会出现，为提高安全性，取柱距为L柱=0.5m，正负不超过50mm。
4.3.6护底设计：
要保证工作面的工程质量，支柱不钻底是前提和基础，必须使支柱对底板的比压小于底板的允许比压值，因此就要选择合适的柱鞋。
根据：
D=d×
式中： D：为设计柱鞋的直径；
d： 为支柱缸体内径100mm；
pe：为支柱安全阀调定压力，取250MPa；
q： 为底板的比压取0.2356；
kg：分别为方差系数和方差，其为27.542。
则：D=100×=300mm
S=兀×(D/2)2=3.14×(0.3/2)2=0.07m2
式中：S：为所选柱鞋的底面积；
由计算可知所选柱鞋的底面积不能小于0.07m2。
第五章 工作面生产技术管理
5.1采煤工作面生产技术组织管理
5.1.1循环方式
该采面采用多循环“三、八”工作制作业形式，每天两个采煤班轮流作业，一个班检修，每天能组织一个正规循环。
顶板煤层厚度适合放顶煤时采取以下回采工艺：
装药(补压) →放炮 → 铺网→移支架→ 出煤→打基本柱
顶板煤层厚度不宜放顶煤时采取以下回采工艺：
装药(补压) →放炮 → 铺网→移支架→ 出煤
5.1.2作业方式
每天两班生产，一个班检，两采一准；“三、八”工作制作业形式。
5.1.3劳动组织
采煤工分组分段作业，定点、定人、定工作量，辅助工协同作业。

5.2掘进工作面生产组织
5.2.1 劳动组织表
根据施工队人员配备情况及施工条件（巷道断面、提升运输）工人操作熟练程度，决定采用“三八”工作制。
工种
班次
直接工
（名）
看风机工
机电工
验收员
班长
运料工
小计
零点班
n+8
1
1
1
1
4
n+16
八点班
n+8
1
6
1
1
4
n+21
四点班
n+8
1
1
1
1
4
n+16
合计：合计：3n+53人（n为皮带、溜子数）。
5.2.2爆破作业循环图表
安排
项目
时间(min)
作业循环时间（h）
1
2
3
4
5
6
7
8
交接班准备
15

安全检查
10

打眼
20

装药连线
20

放炮通风
15

临时支护
10

运碴
30

运料
30

支护
30

自检
10

第六章 安全技术管理措施
6.1采煤工作面安全技术管理
6.1.1顶板管理技术措施
1、料场必须备足顶板支护所用的网、圆木、半圆木、小棍、竹笆、楔子、铁网、柱鞋等物料。
2、铺网要搭接合理，网点联牢联稠，破网处重新修补，放煤口封堵严密，不窜矸，不漏矸。
3、铺网后要在网下备3—6根小棍， 顶板破碎处要及时加强支护。套棚或架设顺山抬棚支护顶板。
4、过顶板破碎地段时，顶板压力大可根据实际情况加密棚子。
5、顶梁布设均匀，不缺梁少柱，消灭宽棚档、倒悬臂梁、人字梁、卡脖梁，支柱初撑力不低于90KN，迎山合适，升紧有力，坏梁坏柱及时更换。煤壁平直，无伞檐煤。
6、端面距不大于300mm,当大于此规定时，要及时用镐抠着挂梁超前支护或用木梁在支护棚间套棚超前支护。机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于200mm，当大于此规定时要用木梁刹实。
7、实行顶板动态监测，被监测单体柱数量不少于工作面支柱数量的30％，合格率不少于80％，做好监测记录，及时预报周期来压。
8、机、风两巷超前支护不少于50m （必要时范围可扩大），维修人员每天检查两巷顶板状况及支护情况，及时有效的控制维护顶板，旷帮空顶处背严刹实，顶板破碎时要进行套棚维护。
6.1.2采面采斜子安全措施
1、要根据采面条件确定采斜子的组数，每组必须先采小斜子再采大斜子，每组采完后再采一个通排进行调整。
2、采下一个斜子时，两个斜子尖的距离不小于10m，不准在同一地点采两个同样大的斜子，下一个斜子要将上一个斜子包容掉。
3、采斜子时，严禁出现卡脖梁、人字梁、单梁、倒悬臂梁，如有时要及时进行调整。
4、斜子尖应处在顶板、支架牢稳处，爆破时要将斜子尖处的上、下眼都放掉，以免形成罩头煤。
5、斜子尖处的梁必须挂齐，不得挂花梁，当出现空顶时要将空顶刹实，不准有空顶存在。
6、斜子尖处的长度不得小于12m， 过溜时要保证弯度一致，防止溜槽脱节。
7、斜子尖处的刮板输送机过够500mm，就要打基本柱， 不够500mm处要靠煤壁打靠帮柱，该段的梁柱必须打齐。
8、斜子尖处基本柱打好的那段进行放顶，未打基本柱段的顶不放，待采完下一排时一同放掉。
9、斜子尖处的炮眼装药及封泥长度要符合<<煤矿安全规程>>的有关规定。
6.1.3处理冒顶的安全技术措施
1、处理冒顶时，跟班工长、班长必须亲临现场指挥