采矿设计说明书.doc

目 录
第一章 课程设计大纲 1
1.1实践课程的性质、目的与任务 1
1.2课程设计的基本要求 1
第二章 采区概况及开采范围 2
2.1采区概况及开采范围 2
第三章 采区地质情况 3
3.1煤层情况 3
3.2煤质 4
3.3瓦斯、煤尘、自燃、地温等情况 4
3.4地质构造 5
3.5开采条件评述 5
3.6水文地质特征 6
第四章 采区工业和可采储量 9
4.1采区工业储量计算 9
4.2采区煤柱损失计算 9
4.3采区可采储量计算 10
第五章 采区巷道布置 10
5.1采区设计方案比较 11
5.2采区车场 13
第六章 采煤方法及回采工艺 18
6.1采煤方法 18
6.2采煤工艺 18
6.3采煤工作面循环图表的编制 20
第七章 采区生产能力及服务年限 21
7.1 区段参数的确定 21
7.2 采区生产能力计算 21
7.3 采区生产能力 22
7.4采区服务年限 22
第八章 采区巷道断面设计 22
8.1巷道断面选择原则 22
8.2巷道断面设计 23
第九章 采区生产系统及设备 27
9.1采区生产系统 27
9.2采区设备 28
9.3采区上山运输设备 32
第十章 安全措施 33
10.1 采区通风、防尘及瓦斯事故的防治 33
10.2防顶板措施 34
10.3 提高回采率措施 34
第十一章 采区主要经济技术指标 34
11.1采区主要技术经济指标.如下表11-1所示 34

第一章 课程设计大纲
1.1实践课程的性质、目的与任务
采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节。是在“矿山压力及其控制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上，通过采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过程。
通过采区设计要达到下列目的：
1.系统地灵活运用和巩固所学的理论知识；
2.掌握采区开采设计的步骤和方法；
3.提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。
本课程设计的主要任务是：
1.编写采区设计说明书一份（30～50页）；
2.设计图纸部分：
①采区巷道布置平、剖面图（平面图1：2000，剖面图1：1000）；
②工作面布置图（平面图1：100或1：200，剖面图1：100或1：50），其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表；
③采区下部车场设计图：线路设计平面图（1：200）、线路设计坡度图（1：100）、巷道断面图（1:50）。
1.2课程设计的基本要求
1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解，提高对就业岗位的感性认识；
2.使学生在课程设计过程中，独立完成教学要求，提高设计工作能力；
3.使学生能熟练采区设计内容级步骤，提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。
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第二章 采区概况及开采范围
2.1采区概况及开采范围
本采区是万年矿一采区，位于一水平西翼，西以井田边界为界，东至工业广场保护煤柱、并与二采区相邻，北与第三采区相接壤，南至井田边界。采区走向长度1369m,倾向长度935m。煤层面积为1300651平方米。

第三章 采区地质情况
3.1煤层情况
万年煤矿井田的含煤地层为二叠系下统山西组、石炭系上统太原组、中统本溪组，总厚度174～267m，平均厚度220m（注：未计算岩浆岩厚度），煤层总厚14.40m左右，含煤系数为6.55%，其中可采和局部可采煤层7层，自上而下依次为山西组的1#、2#煤层和太原组的4#、6#、7#、8#、9#煤层，可采煤层总厚为10.47m，可采煤层含煤系数为4.76%。2#、8#、9#煤层为较稳定可采煤层，4#、6#煤层为不稳定煤层，1#、7#煤层为极不稳定煤层。
山西组含煤8层，分布在煤系地层最上部，煤层平均厚度7.80m，含煤系数11.6%。其中可采煤层2层，为1#煤层和2#煤层，平均可采厚度4.12m，可采含煤系数5.49%。
太原组含煤14层，煤层平均厚度10.76m，含煤系数为9.0%。其中可采和局部可采煤层5层，为4#、6#、7#、8#、9#煤层，平均厚度6.35m，可采含煤系数5.29 %，均匀分布在本组中、下部。
本溪组含煤0～1层，为10#煤层，不稳定，不可采，煤厚0.36～0.42m，平均厚度0.39m。
可采煤层特征：
2#煤：区内普遍可采，厚度在2.5～6.5米，平均厚度3.6米，顶板为粉砂岩西南一部分为砂质泥岩。底板为砂质泥岩及细砂岩交互层。
4#煤：区内可采，不含夹矸，平均1.6米。直接顶为粉砂岩，老顶为野青灰岩，底板为粉细砂岩，抗压强度157MP。上距2#煤20米。

可采煤层特征详见表1-1.
表1-1 可采煤层表
煤层
编号
煤层
名称
煤层厚度
煤层间距
稳定性
煤层结构
夹矸数
可采性

顶板
岩性
底板
岩性
最小～最大
平均
2
大煤
3.6~6.0
4.8
25.～55.8
44.2
稳定
复杂
1～2
可采
粉砂岩
粉砂岩
4
野青
0.8～1.3
1.2
稳定
简单

可采
石灰岩
粉砂岩

5～8
7
3.2煤质
井田内的煤层为滨海沼泽相腐泥煤，煤质类型均为高度变质无烟煤。
3.3瓦斯、煤尘、自燃、地温等情况
地压与地温
万年煤矿建矿至今末见地压异常现象。
本区地温梯度均小于3℃/100m，不属于地温异常区。
⑴瓦斯涌出量预计
本矿为低瓦斯矿井，根据资料，预计本采区瓦斯涌出量不超过2.0m3/t.，但有可能发生瓦斯异常。
⑵煤尘情况
本采区的煤层，均属高变质的贫煤和无烟煤，1#、2#煤层的煤尘有无爆炸性不清楚，4#煤无煤尘爆炸性。均为不自燃发热煤层。
3.4地质构造
万年矿井田位于太行山东麓中段，西以磁山为屏，东以鼓山为嶂。属于丘陵地区，地形起伏不大，地表为第四系地层广泛覆盖，仅有零星基岩露头。井田内冲沟发育，多呈“V”字型，有十条冲沟分布在南洺河东岸，鼓山西麓，其走向多为NWW向，切割深度20m～30m之间，仅有一条冲沟发育在南洺河西岸，走向EW，切割深度20m左右，区内地面标高在200～330m，南高北低。东部地表西倾，西部地表东倾，中间低洼地带为南洺河河床
3.5开采条件评述
本矿目前主采2号煤层（大煤），其顶板砂岩水和山西组砂岩水对大煤生产影响较大。开采时，一般以淋流水形式充入矿井，恶化生产环境，采后采空区积存大量老空水，影响相邻工作面的掘进与回采，应采取探放水措施处理。
煤系地层中的含水层均为煤层的顶板或底板，煤层开采过程中相应的含水层会直接或间接充水，给采掘工程和矿井安全带来了一定的水害威胁。尤其是-110m标高以下的山青煤（6号煤）、小青煤（7号煤）、大青煤（8号煤）、下架煤（9号煤）受水害影响更为严重。
井田内断层发育，是含水层之间产生水力联系的通道，在采掘过程中易产生突水现象。由多年资料可知，突水量可自然疏干，断层突水影响矿井局部生产，增大矿井排水量或报废部分巷道。 
井田内浅部地方小煤窑超层越界及部分小煤窑开采洺河煤柱现象严重，且小窑之间、小窑与本矿之间大部分相互连通，小煤窑目前已全部停产，但其采空区积水仍是影响矿井局部正常生产的主要因素之一。 地表洺河、跃峰渠、封闭不良及未封闭钻孔可造成矿井瞬时突水。地表洺河、跃峰渠渗水随汛期和跃峰渠蓄水，而渗入矿井，增大矿井排水量。封闭不良及未封闭钻孔导通下部强含水层，可产生瞬间灾害性突水，对矿井正常生产威胁较大，应引起高度重视。 
通过以上分析，结合矿井水文地质条件及矿井涌水量资料，参照《矿井水文地质规程》，本矿井水文地质类型为复杂型。
3.6水文地质特征
本井田煤层埋藏较深，覆盖层厚，水文地质条件相对简单。本区开采上部煤层时，水文地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件中等的矿床；当开采下三层煤时，则为以裂隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床。
（一）含水层 
井田内主要含水层有奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅰ），大青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅱ），伏青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅳ），野青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅵ），大煤顶板砂岩裂隙含水层（Ⅶ），石盒子组砂岩裂隙含水层组（Ⅷ），第四系卵砾石孔隙含水层组（Ⅹ）及基岩风化带裂隙含水层。其它如小青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅲ）、山青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅴ）因厚度小，且不稳定。第三系卵石砂层含水层（Ⅸ），簿层砂层与卵石多为粘土充填，基本不含水。另外，井田内所见岩浆岩多为致密、裂隙不发育的闪长岩，均可视为隔水岩体，故不叙述。 
1、奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅰ） 
奥陶系石灰岩为煤系基底，岩性主要以纯石灰岩，白云质灰岩，花斑状灰岩为主，其厚度在井田西北部午汲选厂一带厚70m左右，庄晏~东孔壁村一带厚150m左右，井田南翼杨二庄以西为200m左右，下有闪长岩侵入体托底。奥陶系石灰岩顶界面上距9号煤层间距约25m左右。岩溶主要以溶孔、溶隙、溶洞等形态为主，其富水性具各向异性和空间分带性。
2、大青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅱ） 
大青石灰岩为8号煤层的直接顶板，平均厚4.80m，分布稳定。勘探资料表明：全区漏水钻孔27个，主要分布F10号断层以西，庄晏、下洛阳一线以南。518队在杨二庄西施工的70多个钻孔，多数遇大青石灰岩漏水。井田东南第三勘探线以南有5孔漏水。从井田-240大巷施工的三个大青观测孔分析，位于庄晏村北部的D3孔，涌水量为0.076m3/min， F10号断层以东的D2孔涌水量为0.017m3/min，而F10以西的D4孔涌水量为3.5m3/min。充分证实了大青灰岩富水程度的东西差异性。
大青灰岩在井田西南埋深30m左右，处于风化带内，降水及河水可通过卵石层和风化裂隙带补给。下距奥灰30m，井田内有大于30m的断层29条，即可使其与奥灰接触。根据万87、万5孔水位与奥灰水位一致且该处发育有F3和F5号断层落差均在30m以上，且接近风化带。说明井田西南部两层水的联系十分密切。
3、伏青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅳ） 
 伏青石灰岩为6号煤层的间接底板，平均厚4.50m，分布稳定。井田内漏水钻孔25个，庄晏与下洛阳村北基本无漏水钻孔，F10断层以东漏水孔较少，F10断层以西的43个孔，有20孔漏水，占47%。据万6孔、万27孔抽水试验，单位涌水量为0.0141～1.176 l/s.m，渗透系数为0.26～25.51m/d，属含水小～中等的含水层。1969年11月，万6孔水位为+196.08m，1970年12月，万87孔水位为+178.97m，1972年8月，万83孔水位为+164.57m。矿井采掘时，伏青灰岩突水6次，突水量0.35～10.40m3/min，其中1982年12月4日北三-240大巷揭露一条宽0.3~0.6m的裂缝突水10.40m3/min，说明其富水性具有空间差异性。
4、野青石灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅵ） 
野青灰岩为4号煤层直接顶板，平均厚2.70m，分布稳定，全区漏水钻孔8个，分布于井田中部庄晏、罗峪一带。据万6孔抽水试验资料，渗透系数为4.02m/d，单位涌水量为0.0699 l/s.m，属含水小的含水层。多年生产资料证实，揭露含水层初期涌水较大且补给不足，短期内即干涸，以储存量为主。 
该层在井田西南部第四系卵石层下出露可接受降水补给，其下距奥灰105m，井田内有11条落差大于100m的断层，皆可使两者相互接触，矿井建井至今共发生18次突水，突水量0.05～4.00m3/min，大部可在短期内自然疏干，对矿井采掘活动产生一定影响。
5、大煤顶板砂岩裂隙含水层（Ⅶ） 
大煤顶板砂岩裂隙含水层为2号煤层间接顶板或直接顶板(直接顶板粉砂岩不稳定0～4m)，厚0～27.24m，一般15m，以中粒砂岩为主，局部相变为砂岩互层。全区有20个孔漏水，多数分布于庄晏、罗峪一带。从生产揭露资料知，该层在罗峪、庄晏一线西侧、上洛阳背斜两翼、F6号断层以西的区域富水性良好。根据万70、万27、万5孔抽水资料，渗透系数1.50～5.30m/d，单位涌水量0.112～0.474 l/s.m，属含水中等的含水层。
6、石盒子组砂岩裂隙含水层组（Ⅷ） 
该含水层组由二叠系下石盒子组底部及中上部的灰白色中粒砂岩、上石盒子组一段底部及中部灰白色中、粗粒砂岩、上石盒子组二段底部灰白色中粒砂岩及中部灰白色砂砾岩组成。据钻探揭露，上石盒子组二段砂岩、砂砾岩冲冼液漏水点18处，上石盒子组一段砂岩漏水点9处，下石盒子组砂岩漏水点3处。从冲洗液漏水情况看，富水性相对较好的为上石盒子组二段砂岩含水层，一段次之。
本含水层组以上石盒子组二段底部砂岩及中部砂砾岩为主要含水层，底部中粒砂岩厚约16.30m，中部砂砾岩厚约21.30m。相对富水地段大致在城二庄～罗峪一线，垂深360m以浅地段。位于风化裂隙带之内的南翼地区其水量尤为丰富。在矿井采掘过程中，1989年土0北翼223工作面回采时曾因顶板沿F8号断层发生抽冒，涉及对盘石盒子砂岩水，出水量0.5m3/min。矿井采掘至今，涉及石盒子组涌水的有3次，涌水量0.05～0.50m3/min，涌水原因均与断层有关。附近个别地方小窑建井时均有揭露，发生不同程度的涌水，水量0.2~0.6m3/min。 
上石盒子组二段底部砂岩下距2号煤层约240m，其间有巨厚层的隔水层，对矿井采掘活动影响较小。该层在庄晏村西北洺河河床内，属风化带，可间接受降水及河水补给。
7、第四系卵砾石孔隙含水层（Ⅹ）及基岩风化带裂隙含水层 
第四系卵石层主要分布于洺河河床及其近岸地段，与河床展布方向大体一致，向河床两岸逐渐变薄，呈透镜状分布。除河床直接出露外，洺河两岸均为黄土覆盖。
（二）隔水层 
井田内奥陶系石灰岩含水层（Ⅰ）顶界至大青石灰岩含水（Ⅱ）层约30m，大青石灰岩含水（Ⅱ）上距伏青石灰岩含水层（Ⅳ）约35m，伏青石灰岩含水层（Ⅳ）上距野青石灰岩含水层（Ⅵ）约50m，野青石灰岩含水层（Ⅵ）上距2号煤层顶板砂岩含水层（Ⅶ）约40m，各含水层之间均存在一定厚度的粉砂岩和泥岩，这些岩层是良好的隔水层，同时还存在厚度不等的岩浆岩，这些岩浆岩虽然与围岩接触带间发育有成岩裂隙，具有弱富水性，但由于岩浆岩致密坚硬，在很大程度上还是增强了两含水层之间的隔水能力。 
在天然状态下，这些隔水岩层阻隔了上、下两含水层的水力联系，使各含水层水位、水质有较大差异，形成独立的含水层。值得指出的是大青石灰岩含水层与奥陶系石灰岩含水层层间距较小，且奥陶系石灰岩含水层水量丰富、水压大，在开采过程中易发生底板底鼓突水现象，遇断层或陷落柱时易产生水力联系，应引起高度重视。
矿井正常涌出量60 m3/h，最大涌出量120 m3/h
第四章 采区工业和可采储量
4.1采区工业储量计算
（一）2＃煤工业储量计算
Q1 = S1×M1×γ
=1300650.86×3.6×1.35
=6321(万吨)
式中： Q1——工业储量
S1——采区面积
M1—— 煤层厚度
γ—— 煤的容重
（二）4＃煤工业储量计算
Q2 =S2×M2×γ
=1300650.86×1.6×1.35
=280.9(万吨)
（三）采区工业总储量计算
Q= Q1+ Q2=632.1+280.9=913(万吨)
4.2采区煤柱损失计算
（一）2＃煤柱损失计算
采区边界留设10米边界煤柱，有区段煤柱维护时的区段煤柱尺寸薄及中厚煤层不小于8-15m，厚煤层不小于15-20m。（边界周长为926.8608米）
经计算煤柱损失为：
P1=926.725×10×3.6×1.35+935×（80+25）×3.6×1.35+685×6×1.35×3.6×20＝92.2（万吨）
（二）4＃煤柱损失计算
采区边界留设10米边界煤柱，断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱。两条上山间留20米煤柱，上山一侧各留20米保护煤柱；（边界周长为926.8608米）
经计算煤柱损失为：
P2=926.7250×10×1.6×1.35+935×(40+20)×1.6×1.35+685×6×1.6×1.35×15
≈27.4(万吨)
（三）采区总煤柱损失计算
P= P1+ P2=92.2+27.4≈120（万吨)
4.3采区可采储量计算
（一）2＃煤可采储量计算
Z1=( Q1—P1)C
=(632.1—92.2) ×0.87
≈470(万吨)
式中： P1—— 保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量；
C —— 采区采出率，取0.87
（二）4＃煤可采储量计算
Z2 =( Q2—P2)C
=(280.9—27.4) ×0.87
≈220(万吨)
（三）采区总可采储量计算
Z = Z1+ Z2
=470+220
=690(万吨)
第五章 采区巷道布置
5.1采区设计方案比较
C2 值计算，因列车已进入车场，列车速度v控制为1.5m/s，R=12000，
C2 ≥SB +(100～300)=1675～3925。故取C2 =4000
N3道岔连接点轮廓尺寸n、m值计算：本采区是该矿第一采区，属低瓦斯矿井，采区走向长度1369m，倾斜长度935m。本采区可采煤层共有两层，2#煤层厚度3.6 m，4#煤层厚度1.6 m，两层煤间距20 m，煤层面积为1300651平方米 ，总可采储量为690万吨。根据本采区情况可提出以下两种可行方案：
方案一：
煤层群采用采区集中上山的一种联合准备方式，在4#煤层中布置两条中央集中上山，两层煤共用一组上山。
优缺点：
集中轨道与集中运输巷同标高布置，有利于巷道间的联系，有利于掘进施工，有利于设备，材料运送和方便行人。巷道布置系统完善可靠，生产灵活性大，可多工作面同时生产，生产集中，增产潜力大。但缺点是煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护比较困难。
方案二：
煤层群采用采区集中上山的一种联合布置方式，在4#煤层底板中布置两条中央集中上山，两层煤共用一组上山。
优缺点
将上山布置在煤层底板的稳定岩层中，较好地克服了矿山压力大，受工作面采动影响较小，解决了巷道维护困难的问题，减少了煤层自燃的危险。但是其缺点是岩巷掘进困难，费用高、速度慢。
方案三：
煤层群采用采区集中上山的一种联合布置方式，采用一煤一岩上山，将轨道
上山布置在4#煤层中，运输上山布置在4#煤层底板岩层中，运输上山距4#煤12m。
优缺点：
采用一煤一岩上山所需的总费用要比双岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，沿煤层掘进具有超前探煤作用。而且采用一煤一岩上山节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，相对来说，轨道上山维护容易一些，费用相对会少。综合考虑以上因素，可采用在4#煤层中布置轨道上山，在4#煤层下方10m处布置运输上山。即：选中一煤一岩上山方式布置生产系统。维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。
方案四：
煤层群采用分层上山的布置方法，分别在2#煤层和4#煤层各布置一组上山。
优缺点：
这种方法需要掘进两套上山，工程量大、掘进费用高，且两套上山均在煤层中布置，受工作面采动影响较大，上山维护困难，维护费用较高，煤炭损失量大。因此，这种方案缺点明显可直接排除。
经过初步比较，方案二采用岩层上山，掘进费用高，掘进率低，且需开掘石门长度太长，因此可直接排除。现就方案一和方案三进行经济比较如下：
表5-1 上山工程量比较表
项 目
方案一
方案三
运输上山掘进/m
935
935
区段石门掘进/m
360
420
运输上山维护/(万m/a)
1.2×935×15.78×10－4＝1.77
1.2×935×10.38×10－4＝1.16
区段石门维护/m
360
420
表5-2 上山费用表
项目
方案一
方案三
工程量
单价
费用 /万元
工程量
单价
费用 /万元
运输上山掘进
935
5006
520.62
935
12399
1289.5
区段石门掘进
360
11052
397.87
420
11052
464.18
运输上山维护
1.97
90
177.3
1.29
35
45.15
区段石门维护
360
80
2.88
420
80
3.36
合计

1098.67

1802.19
由上对比结果可知，方案三的费用是方案一费用的1.64倍，方案一的经济效果明显。
综合技术和经济比较，决定采用方案一，即采用集中上山的联合布置方式，在4#煤层中开掘两条上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山。
5.2采区车场
（一）采区上部车场
因为一采区采用煤层群的联合布置方式，为方便运料，采用逆向平车场的形式。
（二）采区中部车场
甩车场具有通过能力达，调车方便，劳动量小等优点，因此，中部车场采用甩车场。
（三）采区下部车场
（1）运输上山车场设计
为了实现连续运输，本采区采用大巷装车式采区下部车场。装车站设计：大巷采用皮带运输。
（2）辅助提升车场设计
本采区采用顶板绕道，绕道车场起坡后跨越大巷，由于煤层倾角为10到15度，为减少下部车场工程量，轨道上山提前下扎△β角，使起坡角达25度。运输大巷距上山落平点较近，围岩条件较好，存车线长，故绕道采用卧式底板绕道。
①下部平车场双道起坡斜面线路计算：
斜面线路采用DC615-3-12道岔，α=18°55′30″，a=2077mm，b=2723mm车场双道中心线间距为S=1300mm。连接半径取R=12000mm。
对称道岔线路连接长度：
L=a+cot +Rtan =5973
竖曲线半径为：
RG=15m（高道竖曲线半径）；
RD=12m（低道竖曲线半径）。
高道坡度iG取11‰
低道坡度iD取9‰
②下部平车场双道起坡斜面线路计算图：

图5-1 双道起坡斜面线路计算图
起坡位置的确定

图5-2 起坡点位置计算图
1——大巷；2——绕道；3——煤层底板；
4——变坡后的轨道上山；5——大巷中心线

大巷中心线至起坡点水平距离：
L1=+RDtan =38.34m
式中：
h2——运输大巷轨面至轨道上山轨面垂直距离，根据经验，取h215m；
RD——竖曲线半径，RD=12m；
θ——上山变坡后的坡度，θ=25°；
βD——竖曲线转角。βD=25°。
轨道上山边坡点段长度：
L2 =(—L1+RDtan)
=49.12m
式中：
h1——运输大巷中心线轨面水平至轨道上山变坡前轨面延长线的垂直距离；h1=18m；
β——煤层倾角；
其他符号同前。
绕道线路设计：
弯道计算：
如图中：R1、R3取12000，弯道部分轨道中心距仍为1300.
则：R2=13300 α1、α3均为90°。
K1===18850
K2===20892
C1——插入直线段，应该大于一个矿车长度（竖曲线低道起坡点至曲线终点），一般取2~3m；这里取3m。
d=（Le+n×Lm）—C1-LAB-K1
=(4.5m+30×2m)—3m—0.8m—18.85m=41.85m
绕道线路设计图如下5-3所示：

图5-3 顶板绕道式车场线路计算图
1——煤仓；2——运输上山胶带机中心线：
3——轨道上山轨道中心线；4——轨道大巷；5——胶带机大巷
N2 道岔设计：
采用单开道岔，选用DK618-4-12道岔，α=14°15’，a=3472，b=3328,联接曲线半径为12m。
单开道岔平行线路的联接长度：
L5=

选用DK618-4-12道岔，α=14°15’，a=3472，b=3328,联接曲线半径为R4=15000。回转角β=δ—α=90°—α=75°45′。
道岔计算图如下图5-4所示：

图5-4 绕道开口道岔N3计算图
T=R4
D =bsinα=832
M =d+R4cosα=15370
H =M—R4cosδ=15370

M =a+(b+T)=3472+(3328+11700)×0.97=18049
绕道车场开口位置确定：
X = LB + m—X1
式中：
X1—运输机上山中心线至轨道上山轨道中心线间距；X1=23000；
LB = Lg+R3+R1+=d+l5+C2+ R3+R1+
=41850+9338+4000+12000+12000+650
=79838；
故X = 79838+18049-23000=74887
L3值:
根据大巷断面得知:e=850
L3=R1+C+L1-e-n-R3=12000+3000+37535-850-15357-12000=24328
按L3≥SB+2(100-300)(100SqV2)条件检查
列车运行速度控制在2m/s,得：L3≥3500～10150
故 24382≥10150符合要求。

第六章 采煤方法及回采工艺
6.1采煤方法
本采区可采煤层共分为两层，2#煤层平均厚度3.6m，煤层较稳定，结构复杂，纵观全区厚度无明显变化。含夹矸2层。顶底板岩性为粉砂岩。因此，2#煤采用单一走向长壁综合机械化一次采全高采煤法，采用全部跨落法管理顶板。
4#煤平均厚度1.6m，煤层稳定，结构简单，不含夹矸，顶板为石灰岩，底板为粉砂岩。根据以上地质条件，4#煤采用单一走向长壁综合机械化一次采全高采煤法，采用全部跨落法管理顶板。
6.2采煤工艺
本采区2#煤和4#煤均采用一次采全高的综合机械化采煤法。综采具有很多优点，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好，劳动强度小的优点。但是综采设备价格昂贵，综采生产优势的发展有赖于全矿井良好的生产系统，较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国综采生产的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件较好、构造少，上综采后能很快获得高产，高效。
2#煤采煤工艺
（1）落煤方法
2#煤采用综采设备，采用双滚筒机组割煤。采煤机端头斜切式进刀，双向割煤，往返一次进两刀。
（2）装煤方法
利用采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤。
（3）运煤方法
工作面采用刮板输送机运煤，至运输平巷与胶带输送机搭接。
（4）采煤机进刀方式
工作面端部斜切进刀割三角煤。采煤与移溜的间距不小于15m,割三角煤方
法如下：
①当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽已移近煤壁，采煤机机身处向留有一段下部煤；
②调换滚筒位置，前滚筒下降、后滚筒升起并沿输送机返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直。
③再调换两个滚筒上下位置，重新返向割煤至输送机机头处；
④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。
采煤机进刀方式如下图6-1所示。
图6-1 采煤机进刀方式

6.3采煤工作面循环图表的编制
本采区全部采用综合机械化采煤，采用三班制，每班8小时，综采生产割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间，因此准备班工作量较小，主要是检修设备、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。在条件差的综采面，加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等工作也在准备班进行。但这些工作量可以平行进行，一般用半个班可以完成，另半个班可以进行采煤作业。因此本采区采用“两班半采煤，半班准备”，循环图表如下表6-1所示：
表6-1 综采工作面循环图表

工作面劳动组织情况如下表6-2所示
表6-2工作面劳动组织表
序号
工种
一班
二班
三班
合计
1
班长
1
1
1
3
2
机组司机
3
3
2
8
3
支架工
3
3
4
10
4
转溜司机
1
1
1
3
5
溜子维护

2
2
6
转载机维护

2
2
7
皮带及溜子司机
2
2
2
6

8
皮带及溜子维护

6
6
9
乳化泵司机
1
1
1
3
10
端头维护
5
5
7
17
11
机电维护工
1
1
2
4
12
小计
17
17
30
64
13
区管
共4人
4

第七章 采区生产能力及服务年限
7.1 区段参数的确定
根据本采区实际情况，本采区倾斜长度为935m，区段数目确定为4个，采煤工作面斜长确定为205m，区段平巷采用沿空留巷技术，不用留设区段保护煤柱。
7.2 采区生产能力计算
本采区共有上下两层煤（即2#和4#煤），两层煤实行同采，即上下两个工作面同时开采。
（一）2#煤层
（1）日产量计算
A7 = NLSMγC
=7×205×0.625×1.35×3.6×0.87
=3792.17t
式中：N——采煤机日进刀数；
L——工作面长度；
S——截深；
M——采高；
γ——煤的容重；
C——煤的采出率。
（2）年产量计算（一年按330天计算）
A7年=330×3792.17= 125（万吨）
（二）4#煤层
（1）日产量计算
A9 =NLSMγC

=7×205×0.6×1.6×1.35×0.87
=1618t
式中：N——采煤机日进刀数；
L——工作面长度；
S——截深；
M——采高；
γ——煤的容重；
C——煤的采出率。
（2）年产量计算（一年按330天计算）
A9年=330×1618= 53（万吨）
7.3 采区生产能力
采区年生产能力= A7年+ A9年=125+53≈178（万吨）
7.4采区服务年限
采区服务年 ＝
＝690×0.87÷178
=3.4年
第八章 采区巷道断面设计
8.1巷道断面选择原则
我国煤矿井下使用的断面形状，按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类，前者如矩形、梯形、不规则型；后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。
巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩性质；巷道的用途及其服务年限；选用的支架材料和支护方式；巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素。
一般情况下，作用在巷道上的地压大小和方向，在选择巷道断面形状时起主要作用。当顶压和测压均不大时，可选用梯形或矩形断面；当顶压较大，侧压较小时，则应选用诸如马蹄形、椭圆形或者圆形等断面。
巷道的用途及所需的服务年限也是考虑选择巷道断面形状的不可或缺的因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用砖石混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利；服务年限十几年的准备巷道以往多采用梯形断面，现在采用锚喷支护和拱形断面日益增多；服务年限短的回采巷道因受采动影响，须采用具有可缩性金属支架的梯形断面。
8.2巷道断面设计
一位于该矿井田浅部，上山布置在4#煤层中，4#煤层平均厚度1.6m，煤质属中硬煤，煤层顶底板稳定，由于现代锚喷技术的发展，煤层巷道的维护更加容易，因此，本采区两条采区上山为煤层上山，轨道上山和运输上山均布置在4#煤层中，巷道两边均留有保护煤柱护巷，因此受才动影响不大，服务年限长，故采用半圆拱形断面。区段平巷布置在煤层中，所受顶压和侧压都不大，且服务年限短，采用梯形断面，支护方式采用锚喷支护。石门都是布置在岩石中，采用半圆拱形断面。支护方式均采用锚喷支护。
各巷道断面设计参数及断面图如下：
（一）采区运输上山巷道断面图如下图8-1所示，参数计算如下表8-1所示
图8-1 运输上山巷道断面图

表8-1 运输上山巷道断面参数表
围岩类别
断面/ m2
设计掘进尺寸
喷射厚度
/mm
净周长
/m
净
设计掘进
宽度/mm
高度/mm
Ⅱ
14．5
16.4
4740
3970
120
14.5
(二) 采区轨道上山巷道断面图如下图8-2所示，参数计算如下表8-2所示

图8-2 轨道上山巷道断面图
表8-2 轨道上山巷道断面参数表
围岩类别
断面/ m2
设计掘进尺寸
喷射厚度
/mm
净周长
/m
净
设计掘进
宽度/mm
高度/mm
Ⅱ
14．5
16.4
4740
3970
120
14.5
(三)区段平巷断面图如下图8-3所示，参数计算如表8-3所示：

图8-3 区段平巷断面图
表8-3区段平巷断面参数表
围岩类别
断面/m2
水沟断面
/ m2
喷射厚度
/mm
净周长
/m
净
设计掘进
Ⅱ
8.2
9.7
0.1
150
11.7
3主要运输及回风石门断面图如下图8-4所示，参数计算如下表8-4所示
图8-4 石门断面图
表8-4 石门断面参数表
围岩类别
断面/ m2
设计掘进尺寸
喷射厚度
/mm
净周长
/m
净
设计掘进
宽度/mm
高度/mm
Ⅱ
14．5
16.4
4740
3970
120
14.5

第九章 采区生产系统及设备
9.1采区生产系统
由于各煤层均采用综合机械化采煤，生产系统基本相同，因此根据综合机械化采煤生产系统的要求，各系统运作方式如下
(一)运煤系统
采煤工作面采出的煤经刮板输送机输送到区段运输平巷，在运输平巷里通过胶带输送机输送至（2#煤层至区段运输石门，然后通过溜煤眼进入运输上山）运输上山，然后通过运输上山输送至采区煤仓，然后机车通过运输大巷运至井底车场煤仓，最后通过箕斗运送至地面。
（二）通风系统
采煤工作面所需的新鲜风流，从副井进入井下，经运输大巷到达采区，经采区下部车场、轨道上山、中部车场，（2#煤经石门进入区段运输平巷，再进入采煤工作面）分成两翼经运输巷到达工作面。从工作面出来的污风，经回风巷，直接进入采区回风石门，然后进入回风大巷，经风井排出地面。
掘进工作面所需的风流，从轨道上山经中部车场经区段轨道石门送至平巷。在平巷内由局部通风机送往掘进工作面，污风流则从运输巷经运输上山回入采区回风石门。
采区绞车房和变电所所需的新鲜风流是由轨道上山直接供给的。
（三）运料和排矸系统
运料排矸采用600mm规矩的矿车和平板车。物料至下部车场经轨道上山到上部车场，然后经回风巷送至采煤工作面，区段回风巷和运输巷所需物料，自轨道上山经中部车场送入。
掘进巷道时所出的煤和矸石，利用矿车从各平巷运出，经轨道上山运至下部车场。
（四）排水系统
采煤工作面和平巷产生的水经区段平巷自流到上山，然后从上山流到运输大巷和大回风巷，再经运输大巷和回风大巷自流到井底车场，最后经水泵由副井排除地面。
（五）供电系统
高压电缆由井底中央变电所，经大巷、采区运输石门、下部车场、运输上山至采区变电所。经降压后