河南理工大学万方科技学院
采 矿 学
课 程 设 计
专 业：安全工程 班 级：专升本—2 姓 名：张豪 学 号：1316250036 指导老师：顾明
河南理工大学本科课程设计
目 录
绪 论 ............................................................. 1 1 井田地质特征、矿井储量及年产量 ................................. 2 1.1 井田地质特征 .............................................. 2 1.2 井田范围及储量 ............................................ 3 1.3 矿井生产能力及服务年限 .................................... 8 2 井田开拓 ...................................................... 10 2.1 井田内划分 ............................................... 10 2.2 开拓方案的选定 ........................................... 16 2.3 开采顺序 ................................................. 24 3 采煤方法 ...................................................... 26 3.1 确定采煤方法 ............................................. 26 3.2 采区巷道布置 ............................................. 27 3.3 采煤工艺 ................................................. 36 3.4 安全技术措施 ............................................. 41
参考文献 ......................................................... 43
绪 论
采矿课程设计是采矿工程专业实践教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《矿井通风安全》、《矿山压力与控制》、《开采损害与保护》、《采矿学》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。
设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争做到分析论证清楚、证据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
1 井田地质特征、矿井储量及年产量
1.1 井田地质特征
煤层埋藏条件：煤层层数为1；煤层厚度m=6.0m；煤层倾角α=19°；煤的容重γ=1.3 t/m3，煤质中硬，坚固系数f=1.5～2.5；表土层厚60m，m煤层顶板为砂质页岩，底板为砂岩；地面标高+100m。
井田内的主要地质构造：煤层埋藏稳定，井田无大构造。
矿井涌水量及其他条件：矿井正常涌水量Q正=200m3/h；矿井最大涌水量Q大=330 m3/h；
矿井相对瓦斯涌出量q=12.5m3/d·t；煤尘无爆炸性，无自然发火倾向。
1.2 井田范围及储量 1.2.1 井田范围
沿走向长度为6500m，倾斜长度为2700m，井田面积为17.55 km2。井田面积16.6 km2。
1.2.2 矿井工业储量
矿井工业储量是经过勘探，其煤层厚度和质量均合乎开采要求，而地质构造又比较清楚的平衡表内储量，即勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量。对于煤矿课程设计没有勘探(精查)地质报告，则用计算矿井工业储量的相关公式即可，如下所示
Zg = H×L×m×γ
式中： Zg ──矿井工业储量，万t；
H ──井田倾斜长度，m；
L ──井田走向长度，m；
γ ──煤的容重，t/m3； m ──煤层的厚度，m； 计算可得煤的工业储量：
Zg1 = H×L×m×γ
= 2700×6500×6.0×1.3 =13689万t
1.2.3 矿井设计储量
矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。由于该井田中无大的构造，则断层煤柱可忽略，同时已有的地面建筑物、构筑物需要留设得保护煤柱也忽略，故既考虑防水煤柱和井田境界煤柱的永久煤柱的损失量。
Zs=Zg－P
式中： Zs ──矿井设计储量；万t；
Zg ──矿井工业储量，万t；
P ──永久煤柱的损失量，包括井田边界煤柱、防水煤柱； 其中，对于计算井田边界煤柱，在设计井田一侧可按20～30m宽度留设，该设计中井田边界煤柱取30m宽，则井田边界煤柱为:
P1=[H×L－(H－2×30) ×(L－2×30)]×m×γ 式中： P1 ──井田边界煤柱损失量，万t，； H ──井田倾斜长度，m；
L ──井田走向长度，m；
γ ──煤的容重，t/m3；
m ──煤的厚度，m； L1 ————井田边界煤柱宽度，m。 计算可得井田边界煤柱损失量：
P＝30×2×6500×6.0×1.3+20×2×(2700-30×2) ×6.0×1.3
＝287.04万t
1.2.4 矿井设计可采储量
矿井设计可采储量是矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区采出率的储量。
计算工业场地压煤时，其场地占地面积可参考表1-2。工业场地一般布置成长方形，其长边垂直于煤层走向。因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量待井田开拓、采煤方法确定后才能确定。为便于利用矿井可采储量初步确定矿井设计生产能力，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5～7%计入，初步估算矿井设计可采储量。但此计算过程不列入设计说明书中，待后续有关设计确定后，再对上述各种损失进行修正，并按表1-3的格式正式填入矿井可采储量汇总表，统计出矿井设计可采储量。
表1-2 矿井工业场地占地面积指标
注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。确定井型时，不应出现介于两种生产能力之间的中间井型。
工业场地占地面积＝设计生产能力×占地面积指标
预设计年生产能力为150万吨／年，则工业场地占地面积S＝1.5×10＝15公顷。假设工业场地为长方形，长宽比为3：2，则长边的为500m，短边为300m。根据垂直断面法可求得，工业场地煤柱损失煤量110万吨。
Q＝Amγ/cosα
式中： Q ──工业场地煤柱损失煤量，万t；
A ──工业场地煤柱在水平投影面的面积，m2； M ──煤层的厚度，m；
γ──煤的容重，t/m3；
α──煤层的倾角，°；
计算可工业场地煤柱损失煤量： Q＝Amγ/cosα
＝15×104×6×1.3/cos19° ＝110万t
由于主要巷道及上、下山的保护煤柱煤量的具体值在开拓方式确定后才能确定，现在仅按照工业储量的5～7%计算，即13135×0.05＝656.75万吨。
矿井设计可采储量 ： Zk＝(Zs－P)×C
式中： Zk──矿井设计可采储量, 万t；
Zs──矿井设计储量，万t；
P ──矿井工业场地保护煤柱、主要巷道及上、下山保护
煤柱量，万t；
C ──采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于
0.8；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.7。
计算可得矿井可采储量： Zk＝(Zs－P)×C
＝(13689-287.04-110)×0.75 ＝12730.77万t
表1-3 矿井可采储量计算表
1.3 矿井生产能力及服务年限 1.3.1 矿井工作制度
“技术政策”第14条规定：“矿井设计能力按年工作日330d，每天提升14h”计算。每天3班作业，每班工作8小时。
1.3.2 矿井年产量及服务年限
课程设计一般为新建井，分析确定矿井设计生产能力和设计服务年限时，可先试取1个矿井设计生产能力（比如0.90 Mt/a），然后按下式计算矿井服务年限：
T=
Zk
A⋅K
式中： T ──矿井设计服务年限，a；
Zk ──矿井设计可采储量，Mt； A ──矿井设计生产能力，Mt/a； K ──储量备用系数，K=1.3～1.5。
计算可得矿井设计服务年限：
Zk
A⋅K12730.77
=
150⨯1.4
T=
＝61a
计算出的矿井设计服务年限必须符合表1-4中规定的服务年限。如小于规定服务年限，则必须调整矿井设计生产能力。
表1-4 矿井井型和服务年限
2井田开拓
2.1井田内划分
2.1.1 保证年产量的工作面长度和个数及区段斜长和区段数目
1、确定达到设计产量时工作面总线长：
B=
A⋅x
m⋅γ⋅L⋅K3
式中： B ──采煤工作面总线长，m；
A ──矿井设计年产量， 万t/a； χ ──回采出煤率，可取0.9； ∑m ──同采煤层总厚度，m；
γ ──煤层容重，t/m3；
K3 ──工作面采出率，薄煤层97%、中厚煤层95%、厚煤层93%； L ──年推进度，L=330⋅n⋅I⋅φ；
其中： 330──矿井年工作日，天；
n ──日循环数，个； I ──循环进度，m；
φ ──正规循环系数， φ=0.8～1。
计算可得达到设计产量时工作面总线长：
B= =
A⋅x
m⋅γ⋅L⋅K3
150⨯10000⨯0.9
6.0⨯1.3⨯1069.2⨯0.95
＝178.21 m
其中年推进度：L=330⋅n⋅I⋅φ ＝330×6×0.6×0.9 ＝1069.2 m
影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、地质构造影响、煤层中瓦斯的涌出量及其防治措施、采区通风的条件及存在问题、机械装备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征如上表1－1所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，无大的地质构造影响，煤层走向起伏不明显，瓦斯含量相对较低，通风条件良好，工作面生产能力大 。该矿井设计为综合机械化采煤矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。一般综采面的长度范围为150～240m，本设计选择工作面的长度为210m。根据《设计规范》有关规定，回采工作面长度可参考表2-1。
表2-1 工作面长度参考表
2、确定同采工作面个数
N=B⋅n(取整数) l
式中： N ──同采工作面数，个；
B ──工作面总线长，m；
n ──同采煤层数(或分层数)；
L ──回采工作面长度，m
计算可得同采工作面个数：
B⋅n l
178.21 ＝ 210 N=
＝0.84
即工作面个数可取一个就能满足生产要求。
3、矿井年产量的验算
根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，验算公式如下：
An=∑mi⋅Ii⋅li⋅γi⋅Ki
i=1n
式中： An
mi
Ii ──矿井同采工作面产量总和，万t； ──第i号工作面采高，m； ──第i号工作面长，m；
li──第i号工作面年推进度，m/a；
γi──第i号工作面煤的容重，t/m3；
n ──采工作面数；
Ki──第i号工作面采出率，薄煤层97%、中厚煤层95%、厚煤
层93%；
其中计算结果
1.15A。 An加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，但不宜超过
计算可得矿井同采工作面产量总和：
An=∑mi⋅Ii⋅li⋅γi⋅Ki
i=1n
＝6.0×210×1069.2×1.3×0.95
＝ 166.4万t
经过计算验证，全矿井生产煤量及部分掘进煤量之和大于矿井初级设计年产量
150万t，符合矿井的设计规范要求。
4、确定区段斜长和区段数目
本设计煤层采用走向长壁采煤法，采用煤柱护巷技术，由于是6m厚的厚煤层开
采，保留20m宽的区段煤柱宽度。井田划分阶段时，阶段要有合理的斜长，以利于远
输通风，巷道维护等。阶段垂高一般缓斜倾斜阶段垂高为150～250，该设计煤层倾角
为19°瓦斯含量较低、涌水量较小，可以采用上、下山开采相结合的方式。上山采用
大倾角皮带输送机；运输顺槽采用胶带输送机运输，其工作长度可以根据工作面长度
需要进行调整，对煤层赋存条件好，生产能力较大的可以采用大皮带运输，运输能力
更大，综合经济效益和设计规范，将区段斜长初步定为880m。绞车滚筒直径一般不大
于1.6m，容绳量1130m。
本矿采用上、下山开采相结合的方式，矿井阶段数目设为3个，其中一水平采
用上、下山开采，上山阶段斜长为1100m，下山阶段斜长为420m，二水平一个阶段为
下山开采阶段为下山阶段斜长为1140m。
2.1.2 阶段斜长、走向长度及数目的确定
根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划分为两个水平，一水平采用上、
下山开采，上山阶段斜长为1100m，下山阶段斜长为420m，二水平一个阶段为下山开
采，阶段斜长为1140m。r
阶段内用采区式进行准备，每区段分四对走向长为1615m的双翼采区，在井田同
一区段内一侧布置一个生产采区，另一侧为准备采区，采用后退式开采顺序。
2.1.3 确定开采水平的参数
采区长度 L=（6500-20×2）/4=1615m
故可设四对双翼采区
开采水平的服务年限
Tk＝Zk/AK
式中： Ts ──水平内的服务年限，a；
Zk ──水平内的设计可采储量，万t；
A ──矿井设计年产量，万t；
K ──储量备用系数，取1.3～1.5。
计算可得第一水平的服务年限：
Tk＝Zk/AK
＝（1200×6460×6.0×1.3）/（150·1.4）
＝28.7 a
大于20a，查阅矿井设计规范，其服务年限满足条件。
2.2 开拓方案的选定
应根据煤层赋存条件、地形、水文地质、冲积层组成和厚度、井型、设备供应、
施工条件等因素来考虑。
2.2.1 井硐形式、数目及其配置
由于本井田地形平坦，表土层厚60m，井深超过500m，考虑到地质条件和经济费
用所采用立井和暗斜井上下山综合开拓，其主井设箕斗，副井设罐笼，两个井筒装备
梯子间作为安全出口，并按井下生产费用尽可能低的原则，确定井筒位置位于倾向
1200m处。
由于矿井范围较大，成长方形布置，为了减少压煤量，因此考虑在采区中央边界
设置专门的回风井，采取中央对角式通风方式。
根据井田条件和有关设计规范有关规定本井田在前面已划为2个水平，阶段内采
用采区式进行准备，每个区段分4对走向长1615m的双翼采区，在井田一翼布置一个
生产采区，布置一个准备采区，采用后退式开采顺序。
据上述规定，本设计提出一个方案，采用前期立井438m，可开拓第一水平进行生
产，初期投资费用较低，建井周期短，提升排水费用较低，在开采第二水平是采用暗
斜井布置，减少开拓工程量，提高矿业生产效率。主井位置位于煤田倾向1200m处，
深度435m，副井425m石门开拓方式，副井进风井田中央对角出风。
2.3 开采顺序
2.3.1 开采顺序的确定
在井田范围内，采区的开采顺序一般采用前进式，即从井田中央开始，向井田两
翼推进的方式。采用上、下山开采时，上山阶段采用前进式，下山阶段可采用后退式。
水平间的开采顺序，采用下行式即先采第一水平，然后依次开采第二水平。阶段
间的开采顺序亦是如此。
采区范围的煤层和区段的开采顺序，一般也是下行式开采，即先采上层煤及上区
段，然后依次开采下煤层及下区段，但在特殊情况下，也可考虑上行式的开采顺序；
缓倾斜煤层，顶板淋水较大时，为了减少水对开采的影响，也可采用上行式。
2.3.2 保证年产量的同采采区数和工作面数
根据井田的开采顺序，水平的开采顺序，决定在1101采区设首采工作面，其后
面是1102采区，工作面长为210m，走向长度1595m，工作面配一个备用工作面，一
个掘进工作面。
由于主副井距主要运输量较大，利用主要运输巷作为绕道回车线及调车线，可节
约开拓工程量。故可采用 立井卧式环形井底车场。
立井卧式环形井底车场
1、主井 2、副井 3、主井重车线 4、主井空车线 5、主要运输巷道
3采煤方法
3.1 确定采煤方法
3.1.1 采煤方法的确定所主要的问题
根据煤层赋存条件，矿井年生产能力，并结合我国当前技术水平和装备情况，分
析确定指定煤层的采煤方法。
为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并参考实
习矿井或矿区实际使用经验。在此基础上，可参照下列各点选择采煤方法：
（1） 对缓斜、倾斜、薄及中厚煤层，一般使用单一走向长壁采煤法，倾角小于
12°时，可考虑采用倾斜长壁采煤法的可能性。
采用走向长壁采煤法，一般采用全部冒落法处理采空区。但直接顶为坚硬难冒
落的岩层，或受其它条件限制时，可以考虑采用充填法或刀柱法处理采空区。
（2） 对煤层赋存稳定、顶底板条件较好的中厚煤层，大型矿井一般采用综合机
械化的回采工艺方式；对中型矿井，煤层赋存较稳定，地质构造不太复杂的工作面，
以及不适于综采的大型矿井工作面，可采用高档普机采和机采回采工艺方式；对小型
矿井，或受其它条件限制不适于机采的工作面，可选用炮采回采工艺。
（3） 对缓斜、倾斜厚煤层，一般采用倾斜分层下行垮落走向长壁采煤法。分层
厚度根据选用的支架类型确定，一般为1.6—5m，煤层厚度小于4.5m时，应尽可能一
次采全高。对于特厚煤层(如大于20～30m)，难于使用分层垮落法开采或特殊条件限
制不能使用垮落法开采时，可以采用全部充填法。厚度大于6m，煤质较软，顶板中等
稳定以下，可采用综合机械化放顶煤采煤。
（4）急斜煤层，厚度为1.5～6m，倾角大于55°，赋存稳定时，应优先考虑采用
伪斜柔性掩护支架采煤法，当不适宜采用伪斜柔性掩护支架采煤法时，厚度在2.0m
以上煤层，可采用水平分层或其它采煤法。
（5）顶板稳定，煤层条件适宜，电力、水力及其它条件能保证时，也可考虑采用
水力采煤法。
3.1.2 采煤方法的选定
井田范围内煤层厚度m=6.0m；煤层倾角α=19°，井田内无较大构造，根据我国
当前技术情况，以及矿井的地质状况，这里选择低位放顶煤技术，并且能够满足设计
年产量，工作面采2.8m，放4.2m。工作面倾角为19度，必须制定一套完整的安全措
施保证采面得安全生产。
工作面采用后退式开采方法，工作面装备以ZFS5200—17/32型插板式放顶煤液
压支架为主的方案，配备MXA—300型双滚筒采煤机，刮板运输机为SGZ—800/800
型刮板输送机，运输顺槽安设SZQ—150转载机和LSP2000破碎机，DSP—1063/1000
型可伸缩皮带运输机，工作面端头和上下顺槽15m超前支护范围内可用DW3.15型和
DW2.8外注式单体液压支柱的综合采煤机械。
3.2 采区巷道布置
3.2.1 布置采区巷道的原则
（1）布置采区巷道是为了把回采工作面、矿井主要开拓巷道联系起来，构成运
输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。为了布置采区
巷道，需要确定采区走向长度、区段斜长和数目，以及采区内各种煤柱尺寸，然后确
定采区上(下)山、区段平巷、区段集中巷的位置、条数以及它们之间的联络巷道的形式。
（2） 采区巷道布置方式应根据煤层赋存条件、开采技术条件、采煤方法、采掘机械化装备水平、采区运输方式、采区设计生产能力等因素，技术经济比较后确定。
（3） 无煤与瓦斯突出危险的矿井，采区准备巷道层位的选择，应体现煤巷布置为主、少布置岩巷的原则。凡煤层倾角及顶底板岩性适宜，采区上（下）山及分阶段平巷均应布置在煤层中。有煤与瓦斯突出危险性的矿井，采区巷道布置应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
（4） 采煤工作面回采巷道（包括工作面运输巷道和回风巷道），一般应采用单巷布置。当煤层瓦斯含量大、采区涌水量大，或因掘进、通风、运输等要求，单巷布置不能满足要求时，可采用双巷或多巷布置，但应明确巷间煤柱的回收措施。
（5） 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层、厚煤层分层开采，条件适宜，回采巷道应采用无煤柱护工艺；厚度小于2.5m、不易自燃或自燃煤层，可采用沿空留巷。
（6） 采区巷道断面，必须以支护最大允许变形后的断面能满足通风、运输、行人、管线及设备安装检修等需要为原则确定。净断面的选取，应符合现行《煤炭安全规程》和国家现行标准《煤矿矿井巷道及交岔点设计规范》MT/T5024的有关规定。沿空掘巷和沿空留巷，应采用巷帮密闭或充填开采。
（7） 采区巷道支护形式，应根据围岩性质、巷道用途及服务年限、巷道受采动影响程度等因素确定。岩石巷道宜采用锚杆、锚带、锚带、金属支架等支护。
3.2.2 采区上山的布置
此煤层倾角为19度，因此第一和第二区段沿煤地板开掘两条上山，第三区段开掘两条下山。上下山在倾斜方向相距10m；轨道上山采用串车提升，运输上山铺设皮带运输机。运输上山、轨道上山的位置在每个阶段的上部。
3.2.3 区段巷道布置
1、阶段斜长及阶段数目
矿井划分为三个阶段，一水平阶段斜长为1100m、二水平设420m、1140m。
2、区段巷道煤柱尺寸
为了保护采区内部各种煤层巷道处于良好状态，目前常留设一定尺寸的煤柱。井底大巷保护煤柱一侧各留设35m，等以后上下山采完在设采区回采；留设巷道上山、运输上山、机轨合一大巷保护煤柱尺寸为20m。
3、采区轨道上山、运输上山位置的确定
此煤层倾角为19度，因此第一区段沿煤层顶、底板开掘两条上山。上下山在走向方相距10m；轨道上山采用串车提升，运输上山铺设皮带运输机。运输上山、轨道上山的位置在每个阶段的上部。
4、区段平巷的位置
M煤层厚度6m，倾角19度，区段平巷可采用倾斜内错式布置。
5、联络巷道的布置
采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上山与区段之间的联络巷道，区段集中巷与区段平巷之间联系方式，m煤层区段平巷水平布置时，采用石门联络。
6、采区硐室
采区硐室只要有采区变电所、采区绞车房、支护方式采区U型钢棚锚喷支护。根据采区绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造，含水层、将绞车房布置在m煤层底板钟。
采区中央变电所设置在采取上山之间。
3.2.4 采区车场
由于回风石门较长，为方便与回风石门联系，m煤层采区上部车场可采用顺向平车场，中部车场采用绕道式甩车场，采区下部车场采用大巷装车式采区下部车场。
3.2.5 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区采出率
根据该设计中采区巷道布置的情况，其采区主要巷道掘进、支护情况如表3-1所示。
表3-1 采区主要巷道掘进统计表
计算采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区采出率
采区总出煤量 ＝工作面采出煤量+掘进出煤量
＝1595×210×6.0×1.3＋2×12.5×1615×1.3＋1.3×210
×12.5
＝ 266.851万t
采区千吨掘进率＝
＝采区巷道掘进总长度(m) 采区总出煤量(kt)5650 2668510
＝2.11 m/kt
采区掘进出煤率＝采区掘进出煤量(t)×100% 采区总出煤量(t)
＝8.5%
采区采出率＝
＝采区总出煤量(t)×100% 采区工业储量(t)2588454.7×100% 2641824.9
＝97.97%
3.2.6 采区生产系统
1、采区运输系统（运煤材料）
（1）运煤系统
回采工作面刮板输送机→运输顺槽皮带运输机→运输上山→机轨合一大巷→主井井底煤仓→装载硐室→箕斗→地面
（2）材料、设备运输系统
井下所用材料、设备由副井→井底车场→机轨合一大巷→轨道上山→回风顺槽→工作面
矸石的运输方向与运料方向相反
2、通风系统
新鲜风流经副井→机轨合一大巷→运输上山→运输顺槽→工作面→轨道顺槽→回风石门→集中回风大巷→回风井
3、排水系统
回采工作面→工作面上顺槽或掘进工作面→轨道上山→机轨合一大巷→水仓，由主排水泵排出地面
采煤工艺
3.3.1 采煤工作面有关参数
本次设计煤层为两水平上下山开采，布置一个回采工作面。回采工作面长度210m，循环进度为0.6m，日进度为3.6m，采用低位放顶煤技术，采2.5m放3.5m。工作面生产能力为183万吨/年，考虑到回采损失和其他影响取系数0.90，故工作面生产能力为164.7万吨/年。
3.3.2 工作面的回采工艺设计
1 割煤及进刀方式
M煤层赋存比较稳定，煤层倾角较缓，顶底板比较稳定，采用端部进刀，往返一
次割两刀的方式割煤，并且每割一刀放一次煤。
2 工作面的推进方向和推进度
由于本次设计中m特厚煤层，故采用放顶煤的开采方式。 技术措施如下：
（1）降低初采高度，以后再沿走向和倾向方向调至2m，由于受支护条件的限制，确定初采高度为2m，待直接顶初次垮落后，沿走向逐渐加大到正常才高2.5m。沿倾向方向则在直接顶初次垮落前，先将工作面两端10m范围内的采高由巷道高度渐增为2.5m，在直接顶垮落后，在工作面两端15—20m范围内，禁止放顶煤，在工作面1—3架范围内加强顶板支护，采用金属网和木梁支护。由于采用低位放顶煤，支架尾部安设一部刮板输送机，故要加强1—3架支架尾部的顶板管理，防止冒顶，压后部车；同时在运输顺槽转载机另一侧架设木铎切顶支护，防止顶板冒落压住转载机。
（2）支架的防倒。防滑措施
当工作面倾角偏大时，支架倾倒，工作面前后部链板下滑的几率增加，可采取如下措施：
① 排头、排位用顶梁千斤顶，底座和后座千斤顶锚固，组成错固站，防止倒架。 ② 采用带压擦顶移架，防止咬架和倾倒。
③ 中间增设防倒、防滑千斤顶，防止支架倾倒和下滑。
④ 为了防止后部车下滑带到液压支架，安设防倒、防滑千斤顶的方案如上。 （3）防尘措施
①各转载点喷雾及连接软管吊挂横平竖直，喷雾灵敏可靠，雾化好，转载喷雾应正对机头安设。
②净化喷雾及连接软管吊挂规范整齐，喷雾灵敏可靠，水幕应覆盖全断面。 ③采煤机内外喷雾齐全、灵敏、可靠、雾化好。
④工作面、上下风巷、出煤系统、运料系统及时洒水，巷道不得有厚度超过2mm连续长度超过5m的煤尘堆积。
⑤煤壁按要求实行浅孔动压注水。 （4）端头支护及超前支护
①工作面上、下出口的超前支护必须用单体液压支架和铰接顶梁架设，距煤壁10m范围内不少于两排，10—20m范围内打单排柱。
②挑棚单体液压支柱间距均匀且成直线，其偏差不得超过50mm，改棚作业时，帮顶腰背严实。
③上、下顺槽自工作面煤壁超前20m范围内支架完整无缺，断面≮3.5m2，高度≮1.6m，人行道宽≮0.7m，底板平整，清理到帮。
3 综采工作面的设备选型及配套 （1）工作面配套设备的选择
综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。
综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转，做到互不影响，互为依存。采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。
工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，通常按富裕20﹪考虑。为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。
其设备设备选型及配套应遵循以下原则：
㈠液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。
㈡采煤机选型的原则
①、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。
②、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。 ③、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。 ④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。 ㈢刮板输送机的选型原则
①、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。 ②、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。
③、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。
工作面的关键参数见表3—2：
表3—2 工作面关键参数表
根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》,选用配套编号ZC140—ZZ33的配套设备。
表3—3 采区机械配备表
4 工作面循环作业图标的编制 （1） 织循环作业并编制循环图表 ①循环作业
工作面实行“三八”作业制。采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.6，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.6。
②正规循环作业图表 5 劳动组织 (1）作业方式
由于每天进6刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一个班，这样作业方式可确定为两班半生产，半班准备的工作制。
(2）工序安排
综采面割煤、移架、推移输送机、放顶煤工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护方式和滞后支护方式。
①及时支护方式
采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。
②滞后支护式
割煤后输送机实现逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。这种配合方式在底座前端和机械之间没有一个截深富裕量，比较适应周期压
力大及直接顶稳定性好的顶板，但直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前筒筒割过后将护帮板伸开，护住直接顶，随后推移输送机，移架。
3.4 安全技术措施
为了保证矿井安全生产，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯、煤尘和水、火的威胁。本设计采用先进技术设备，建立井下环境安全监控系统，对瓦斯、煤尘和水火等灾害进行早期预防，综合治理。
3.4.1 瓦斯管理措施
1）严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节和《煤矿安全规程》第142～146及150、154、155条的有关规定；
2）设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；
3）在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4
含量，并将信息即使传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪；
4）严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流； 5）按井下在册人员配备隔离式自救器；
6）按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反转反风，并达到规定风量； 7）严禁在工作面两道再掘超过3m的峒室； 8）采后按规定时间回收、密闭、注浆。
3.4.2 煤尘的防治
1）掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置，掘进头局扇要设防尘器； 2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度；
3）建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水； 4）对于容易积存煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗；
5）井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风； 6）相邻煤层及所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚； 7）采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。
3.4.3 防火
1）实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源； 2）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风。每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；
3）对各工作面及采空区进行束管监测、电子计算机检控，即时掌握自燃征候和情况，及时采取有效措施；
4）煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层，防止煤层的风化、氧化和自燃。
5）井下设置完备的消防洒水系统，存放足够的消防器材。
3.3.4 防水
1）在矿井建设和生产过程中，至始至终要认真进行水文地质工作，切实掌握水文情况；
2）在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱，当掘进头接近断层时，必须打超前钻孔探水前进；
3）开采下组煤时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施。
参考文献
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工业出版社，1998
河南理工大学万方科技学院
采 矿 学
课 程 设 计
专 业：安全工程 班 级：专升本—2 姓 名：张豪 学 号：1316250036 指导老师：顾明
河南理工大学本科课程设计
目 录
绪 论 ............................................................. 1 1 井田地质特征、矿井储量及年产量 ................................. 2 1.1 井田地质特征 .............................................. 2 1.2 井田范围及储量 ............................................ 3 1.3 矿井生产能力及服务年限 .................................... 8 2 井田开拓 ...................................................... 10 2.1 井田内划分 ............................................... 10 2.2 开拓方案的选定 ........................................... 16 2.3 开采顺序 ................................................. 24 3 采煤方法 ...................................................... 26 3.1 确定采煤方法 ............................................. 26 3.2 采区巷道布置 ............................................. 27 3.3 采煤工艺 ................................................. 36 3.4 安全技术措施 ............................................. 41
参考文献 ......................................................... 43
绪 论
采矿课程设计是采矿工程专业实践教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《矿井通风安全》、《矿山压力与控制》、《开采损害与保护》、《采矿学》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。
设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争做到分析论证清楚、证据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
1 井田地质特征、矿井储量及年产量
1.1 井田地质特征
煤层埋藏条件：煤层层数为1；煤层厚度m=6.0m；煤层倾角α=19°；煤的容重γ=1.3 t/m3，煤质中硬，坚固系数f=1.5～2.5；表土层厚60m，m煤层顶板为砂质页岩，底板为砂岩；地面标高+100m。
井田内的主要地质构造：煤层埋藏稳定，井田无大构造。
矿井涌水量及其他条件：矿井正常涌水量Q正=200m3/h；矿井最大涌水量Q大=330 m3/h；
矿井相对瓦斯涌出量q=12.5m3/d·t；煤尘无爆炸性，无自然发火倾向。
1.2 井田范围及储量 1.2.1 井田范围
沿走向长度为6500m，倾斜长度为2700m，井田面积为17.55 km2。井田面积16.6 km2。
1.2.2 矿井工业储量
矿井工业储量是经过勘探，其煤层厚度和质量均合乎开采要求，而地质构造又比较清楚的平衡表内储量，即勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量。对于煤矿课程设计没有勘探(精查)地质报告，则用计算矿井工业储量的相关公式即可，如下所示
Zg = H×L×m×γ
式中： Zg ──矿井工业储量，万t；
H ──井田倾斜长度，m；
L ──井田走向长度，m；
γ ──煤的容重，t/m3； m ──煤层的厚度，m； 计算可得煤的工业储量：
Zg1 = H×L×m×γ
= 2700×6500×6.0×1.3 =13689万t
1.2.3 矿井设计储量
矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。由于该井田中无大的构造，则断层煤柱可忽略，同时已有的地面建筑物、构筑物需要留设得保护煤柱也忽略，故既考虑防水煤柱和井田境界煤柱的永久煤柱的损失量。
Zs=Zg－P
式中： Zs ──矿井设计储量；万t；
Zg ──矿井工业储量，万t；
P ──永久煤柱的损失量，包括井田边界煤柱、防水煤柱； 其中，对于计算井田边界煤柱，在设计井田一侧可按20～30m宽度留设，该设计中井田边界煤柱取30m宽，则井田边界煤柱为:
P1=[H×L－(H－2×30) ×(L－2×30)]×m×γ 式中： P1 ──井田边界煤柱损失量，万t，； H ──井田倾斜长度，m；
L ──井田走向长度，m；
γ ──煤的容重，t/m3；
m ──煤的厚度，m； L1 ————井田边界煤柱宽度，m。 计算可得井田边界煤柱损失量：
P＝30×2×6500×6.0×1.3+20×2×(2700-30×2) ×6.0×1.3
＝287.04万t
1.2.4 矿井设计可采储量
矿井设计可采储量是矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区采出率的储量。
计算工业场地压煤时，其场地占地面积可参考表1-2。工业场地一般布置成长方形，其长边垂直于煤层走向。因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量待井田开拓、采煤方法确定后才能确定。为便于利用矿井可采储量初步确定矿井设计生产能力，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5～7%计入，初步估算矿井设计可采储量。但此计算过程不列入设计说明书中，待后续有关设计确定后，再对上述各种损失进行修正，并按表1-3的格式正式填入矿井可采储量汇总表，统计出矿井设计可采储量。
表1-2 矿井工业场地占地面积指标
注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。确定井型时，不应出现介于两种生产能力之间的中间井型。
工业场地占地面积＝设计生产能力×占地面积指标
预设计年生产能力为150万吨／年，则工业场地占地面积S＝1.5×10＝15公顷。假设工业场地为长方形，长宽比为3：2，则长边的为500m，短边为300m。根据垂直断面法可求得，工业场地煤柱损失煤量110万吨。
Q＝Amγ/cosα
式中： Q ──工业场地煤柱损失煤量，万t；
A ──工业场地煤柱在水平投影面的面积，m2； M ──煤层的厚度，m；
γ──煤的容重，t/m3；
α──煤层的倾角，°；
计算可工业场地煤柱损失煤量： Q＝Amγ/cosα
＝15×104×6×1.3/cos19° ＝110万t
由于主要巷道及上、下山的保护煤柱煤量的具体值在开拓方式确定后才能确定，现在仅按照工业储量的5～7%计算，即13135×0.05＝656.75万吨。
矿井设计可采储量 ： Zk＝(Zs－P)×C
式中： Zk──矿井设计可采储量, 万t；
Zs──矿井设计储量，万t；
P ──矿井工业场地保护煤柱、主要巷道及上、下山保护
煤柱量，万t；
C ──采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于
0.8；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.7。
计算可得矿井可采储量： Zk＝(Zs－P)×C
＝(13689-287.04-110)×0.75 ＝12730.77万t
表1-3 矿井可采储量计算表
1.3 矿井生产能力及服务年限 1.3.1 矿井工作制度
“技术政策”第14条规定：“矿井设计能力按年工作日330d，每天提升14h”计算。每天3班作业，每班工作8小时。
1.3.2 矿井年产量及服务年限
课程设计一般为新建井，分析确定矿井设计生产能力和设计服务年限时，可先试取1个矿井设计生产能力（比如0.90 Mt/a），然后按下式计算矿井服务年限：
T=
Zk
A⋅K
式中： T ──矿井设计服务年限，a；
Zk ──矿井设计可采储量，Mt； A ──矿井设计生产能力，Mt/a； K ──储量备用系数，K=1.3～1.5。
计算可得矿井设计服务年限：
Zk
A⋅K12730.77
=
150⨯1.4
T=
＝61a
计算出的矿井设计服务年限必须符合表1-4中规定的服务年限。如小于规定服务年限，则必须调整矿井设计生产能力。
表1-4 矿井井型和服务年限
2井田开拓
2.1井田内划分
2.1.1 保证年产量的工作面长度和个数及区段斜长和区段数目
1、确定达到设计产量时工作面总线长：
B=
A⋅x
m⋅γ⋅L⋅K3
式中： B ──采煤工作面总线长，m；
A ──矿井设计年产量， 万t/a； χ ──回采出煤率，可取0.9； ∑m ──同采煤层总厚度，m；
γ ──煤层容重，t/m3；
K3 ──工作面采出率，薄煤层97%、中厚煤层95%、厚煤层93%； L ──年推进度，L=330⋅n⋅I⋅φ；
其中： 330──矿井年工作日，天；
n ──日循环数，个； I ──循环进度，m；
φ ──正规循环系数， φ=0.8～1。
计算可得达到设计产量时工作面总线长：
B= =
A⋅x
m⋅γ⋅L⋅K3
150⨯10000⨯0.9
6.0⨯1.3⨯1069.2⨯0.95
＝178.21 m
其中年推进度：L=330⋅n⋅I⋅φ ＝330×6×0.6×0.9 ＝1069.2 m
影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、地质构造影响、煤层中瓦斯的涌出量及其防治措施、采区通风的条件及存在问题、机械装备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征如上表1－1所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，无大的地质构造影响，煤层走向起伏不明显，瓦斯含量相对较低，通风条件良好，工作面生产能力大 。该矿井设计为综合机械化采煤矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。一般综采面的长度范围为150～240m，本设计选择工作面的长度为210m。根据《设计规范》有关规定，回采工作面长度可参考表2-1。
表2-1 工作面长度参考表
2、确定同采工作面个数
N=B⋅n(取整数) l
式中： N ──同采工作面数，个；
B ──工作面总线长，m；
n ──同采煤层数(或分层数)；
L ──回采工作面长度，m
计算可得同采工作面个数：
B⋅n l
178.21 ＝ 210 N=
＝0.84
即工作面个数可取一个就能满足生产要求。
3、矿井年产量的验算
根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，验算公式如下：
An=∑mi⋅Ii⋅li⋅γi⋅Ki
i=1n
式中： An
mi
Ii ──矿井同采工作面产量总和，万t； ──第i号工作面采高，m； ──第i号工作面长，m；
li──第i号工作面年推进度，m/a；
γi──第i号工作面煤的容重，t/m3；
n ──采工作面数；
Ki──第i号工作面采出率，薄煤层97%、中厚煤层95%、厚煤
层93%；
其中计算结果
1.15A。 An加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，但不宜超过
计算可得矿井同采工作面产量总和：
An=∑mi⋅Ii⋅li⋅γi⋅Ki
i=1n
＝6.0×210×1069.2×1.3×0.95
＝ 166.4万t
经过计算验证，全矿井生产煤量及部分掘进煤量之和大于矿井初级设计年产量
150万t，符合矿井的设计规范要求。
4、确定区段斜长和区段数目
本设计煤层采用走向长壁采煤法，采用煤柱护巷技术，由于是6m厚的厚煤层开
采，保留20m宽的区段煤柱宽度。井田划分阶段时，阶段要有合理的斜长，以利于远
输通风，巷道维护等。阶段垂高一般缓斜倾斜阶段垂高为150～250，该设计煤层倾角
为19°瓦斯含量较低、涌水量较小，可以采用上、下山开采相结合的方式。上山采用
大倾角皮带输送机；运输顺槽采用胶带输送机运输，其工作长度可以根据工作面长度
需要进行调整，对煤层赋存条件好，生产能力较大的可以采用大皮带运输，运输能力
更大，综合经济效益和设计规范，将区段斜长初步定为880m。绞车滚筒直径一般不大
于1.6m，容绳量1130m。
本矿采用上、下山开采相结合的方式，矿井阶段数目设为3个，其中一水平采
用上、下山开采，上山阶段斜长为1100m，下山阶段斜长为420m，二水平一个阶段为
下山开采阶段为下山阶段斜长为1140m。
2.1.2 阶段斜长、走向长度及数目的确定
根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划分为两个水平，一水平采用上、
下山开采，上山阶段斜长为1100m，下山阶段斜长为420m，二水平一个阶段为下山开
采，阶段斜长为1140m。r
阶段内用采区式进行准备，每区段分四对走向长为1615m的双翼采区，在井田同
一区段内一侧布置一个生产采区，另一侧为准备采区，采用后退式开采顺序。
2.1.3 确定开采水平的参数
采区长度 L=（6500-20×2）/4=1615m
故可设四对双翼采区
开采水平的服务年限
Tk＝Zk/AK
式中： Ts ──水平内的服务年限，a；
Zk ──水平内的设计可采储量，万t；
A ──矿井设计年产量，万t；
K ──储量备用系数，取1.3～1.5。
计算可得第一水平的服务年限：
Tk＝Zk/AK
＝（1200×6460×6.0×1.3）/（150·1.4）
＝28.7 a
大于20a，查阅矿井设计规范，其服务年限满足条件。
2.2 开拓方案的选定
应根据煤层赋存条件、地形、水文地质、冲积层组成和厚度、井型、设备供应、
施工条件等因素来考虑。
2.2.1 井硐形式、数目及其配置
由于本井田地形平坦，表土层厚60m，井深超过500m，考虑到地质条件和经济费
用所采用立井和暗斜井上下山综合开拓，其主井设箕斗，副井设罐笼，两个井筒装备
梯子间作为安全出口，并按井下生产费用尽可能低的原则，确定井筒位置位于倾向
1200m处。
由于矿井范围较大，成长方形布置，为了减少压煤量，因此考虑在采区中央边界
设置专门的回风井，采取中央对角式通风方式。
根据井田条件和有关设计规范有关规定本井田在前面已划为2个水平，阶段内采
用采区式进行准备，每个区段分4对走向长1615m的双翼采区，在井田一翼布置一个
生产采区，布置一个准备采区，采用后退式开采顺序。
据上述规定，本设计提出一个方案，采用前期立井438m，可开拓第一水平进行生
产，初期投资费用较低，建井周期短，提升排水费用较低，在开采第二水平是采用暗
斜井布置，减少开拓工程量，提高矿业生产效率。主井位置位于煤田倾向1200m处，
深度435m，副井425m石门开拓方式，副井进风井田中央对角出风。
2.3 开采顺序
2.3.1 开采顺序的确定
在井田范围内，采区的开采顺序一般采用前进式，即从井田中央开始，向井田两
翼推进的方式。采用上、下山开采时，上山阶段采用前进式，下山阶段可采用后退式。
水平间的开采顺序，采用下行式即先采第一水平，然后依次开采第二水平。阶段
间的开采顺序亦是如此。
采区范围的煤层和区段的开采顺序，一般也是下行式开采，即先采上层煤及上区
段，然后依次开采下煤层及下区段，但在特殊情况下，也可考虑上行式的开采顺序；
缓倾斜煤层，顶板淋水较大时，为了减少水对开采的影响，也可采用上行式。
2.3.2 保证年产量的同采采区数和工作面数
根据井田的开采顺序，水平的开采顺序，决定在1101采区设首采工作面，其后
面是1102采区，工作面长为210m，走向长度1595m，工作面配一个备用工作面，一
个掘进工作面。
由于主副井距主要运输量较大，利用主要运输巷作为绕道回车线及调车线，可节
约开拓工程量。故可采用 立井卧式环形井底车场。
立井卧式环形井底车场
1、主井 2、副井 3、主井重车线 4、主井空车线 5、主要运输巷道
3采煤方法
3.1 确定采煤方法
3.1.1 采煤方法的确定所主要的问题
根据煤层赋存条件，矿井年生产能力，并结合我国当前技术水平和装备情况，分
析确定指定煤层的采煤方法。
为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并参考实
习矿井或矿区实际使用经验。在此基础上，可参照下列各点选择采煤方法：
（1） 对缓斜、倾斜、薄及中厚煤层，一般使用单一走向长壁采煤法，倾角小于
12°时，可考虑采用倾斜长壁采煤法的可能性。
采用走向长壁采煤法，一般采用全部冒落法处理采空区。但直接顶为坚硬难冒
落的岩层，或受其它条件限制时，可以考虑采用充填法或刀柱法处理采空区。
（2） 对煤层赋存稳定、顶底板条件较好的中厚煤层，大型矿井一般采用综合机
械化的回采工艺方式；对中型矿井，煤层赋存较稳定，地质构造不太复杂的工作面，
以及不适于综采的大型矿井工作面，可采用高档普机采和机采回采工艺方式；对小型
矿井，或受其它条件限制不适于机采的工作面，可选用炮采回采工艺。
（3） 对缓斜、倾斜厚煤层，一般采用倾斜分层下行垮落走向长壁采煤法。分层
厚度根据选用的支架类型确定，一般为1.6—5m，煤层厚度小于4.5m时，应尽可能一
次采全高。对于特厚煤层(如大于20～30m)，难于使用分层垮落法开采或特殊条件限
制不能使用垮落法开采时，可以采用全部充填法。厚度大于6m，煤质较软，顶板中等
稳定以下，可采用综合机械化放顶煤采煤。
（4）急斜煤层，厚度为1.5～6m，倾角大于55°，赋存稳定时，应优先考虑采用
伪斜柔性掩护支架采煤法，当不适宜采用伪斜柔性掩护支架采煤法时，厚度在2.0m
以上煤层，可采用水平分层或其它采煤法。
（5）顶板稳定，煤层条件适宜，电力、水力及其它条件能保证时，也可考虑采用
水力采煤法。
3.1.2 采煤方法的选定
井田范围内煤层厚度m=6.0m；煤层倾角α=19°，井田内无较大构造，根据我国
当前技术情况，以及矿井的地质状况，这里选择低位放顶煤技术，并且能够满足设计
年产量，工作面采2.8m，放4.2m。工作面倾角为19度，必须制定一套完整的安全措
施保证采面得安全生产。
工作面采用后退式开采方法，工作面装备以ZFS5200—17/32型插板式放顶煤液
压支架为主的方案，配备MXA—300型双滚筒采煤机，刮板运输机为SGZ—800/800
型刮板输送机，运输顺槽安设SZQ—150转载机和LSP2000破碎机，DSP—1063/1000
型可伸缩皮带运输机，工作面端头和上下顺槽15m超前支护范围内可用DW3.15型和
DW2.8外注式单体液压支柱的综合采煤机械。
3.2 采区巷道布置
3.2.1 布置采区巷道的原则
（1）布置采区巷道是为了把回采工作面、矿井主要开拓巷道联系起来，构成运
输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。为了布置采区
巷道，需要确定采区走向长度、区段斜长和数目，以及采区内各种煤柱尺寸，然后确
定采区上(下)山、区段平巷、区段集中巷的位置、条数以及它们之间的联络巷道的形式。
（2） 采区巷道布置方式应根据煤层赋存条件、开采技术条件、采煤方法、采掘机械化装备水平、采区运输方式、采区设计生产能力等因素，技术经济比较后确定。
（3） 无煤与瓦斯突出危险的矿井，采区准备巷道层位的选择，应体现煤巷布置为主、少布置岩巷的原则。凡煤层倾角及顶底板岩性适宜，采区上（下）山及分阶段平巷均应布置在煤层中。有煤与瓦斯突出危险性的矿井，采区巷道布置应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
（4） 采煤工作面回采巷道（包括工作面运输巷道和回风巷道），一般应采用单巷布置。当煤层瓦斯含量大、采区涌水量大，或因掘进、通风、运输等要求，单巷布置不能满足要求时，可采用双巷或多巷布置，但应明确巷间煤柱的回收措施。
（5） 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层、厚煤层分层开采，条件适宜，回采巷道应采用无煤柱护工艺；厚度小于2.5m、不易自燃或自燃煤层，可采用沿空留巷。
（6） 采区巷道断面，必须以支护最大允许变形后的断面能满足通风、运输、行人、管线及设备安装检修等需要为原则确定。净断面的选取，应符合现行《煤炭安全规程》和国家现行标准《煤矿矿井巷道及交岔点设计规范》MT/T5024的有关规定。沿空掘巷和沿空留巷，应采用巷帮密闭或充填开采。
（7） 采区巷道支护形式，应根据围岩性质、巷道用途及服务年限、巷道受采动影响程度等因素确定。岩石巷道宜采用锚杆、锚带、锚带、金属支架等支护。
3.2.2 采区上山的布置
此煤层倾角为19度，因此第一和第二区段沿煤地板开掘两条上山，第三区段开掘两条下山。上下山在倾斜方向相距10m；轨道上山采用串车提升，运输上山铺设皮带运输机。运输上山、轨道上山的位置在每个阶段的上部。
3.2.3 区段巷道布置
1、阶段斜长及阶段数目
矿井划分为三个阶段，一水平阶段斜长为1100m、二水平设420m、1140m。
2、区段巷道煤柱尺寸
为了保护采区内部各种煤层巷道处于良好状态，目前常留设一定尺寸的煤柱。井底大巷保护煤柱一侧各留设35m，等以后上下山采完在设采区回采；留设巷道上山、运输上山、机轨合一大巷保护煤柱尺寸为20m。
3、采区轨道上山、运输上山位置的确定
此煤层倾角为19度，因此第一区段沿煤层顶、底板开掘两条上山。上下山在走向方相距10m；轨道上山采用串车提升，运输上山铺设皮带运输机。运输上山、轨道上山的位置在每个阶段的上部。
4、区段平巷的位置
M煤层厚度6m，倾角19度，区段平巷可采用倾斜内错式布置。
5、联络巷道的布置
采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上山与区段之间的联络巷道，区段集中巷与区段平巷之间联系方式，m煤层区段平巷水平布置时，采用石门联络。
6、采区硐室
采区硐室只要有采区变电所、采区绞车房、支护方式采区U型钢棚锚喷支护。根据采区绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造，含水层、将绞车房布置在m煤层底板钟。
采区中央变电所设置在采取上山之间。
3.2.4 采区车场
由于回风石门较长，为方便与回风石门联系，m煤层采区上部车场可采用顺向平车场，中部车场采用绕道式甩车场，采区下部车场采用大巷装车式采区下部车场。
3.2.5 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区采出率
根据该设计中采区巷道布置的情况，其采区主要巷道掘进、支护情况如表3-1所示。
表3-1 采区主要巷道掘进统计表
计算采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区采出率
采区总出煤量 ＝工作面采出煤量+掘进出煤量
＝1595×210×6.0×1.3＋2×12.5×1615×1.3＋1.3×210
×12.5
＝ 266.851万t
采区千吨掘进率＝
＝采区巷道掘进总长度(m) 采区总出煤量(kt)5650 2668510
＝2.11 m/kt
采区掘进出煤率＝采区掘进出煤量(t)×100% 采区总出煤量(t)
＝8.5%
采区采出率＝
＝采区总出煤量(t)×100% 采区工业储量(t)2588454.7×100% 2641824.9
＝97.97%
3.2.6 采区生产系统
1、采区运输系统（运煤材料）
（1）运煤系统
回采工作面刮板输送机→运输顺槽皮带运输机→运输上山→机轨合一大巷→主井井底煤仓→装载硐室→箕斗→地面
（2）材料、设备运输系统
井下所用材料、设备由副井→井底车场→机轨合一大巷→轨道上山→回风顺槽→工作面
矸石的运输方向与运料方向相反
2、通风系统
新鲜风流经副井→机轨合一大巷→运输上山→运输顺槽→工作面→轨道顺槽→回风石门→集中回风大巷→回风井
3、排水系统
回采工作面→工作面上顺槽或掘进工作面→轨道上山→机轨合一大巷→水仓，由主排水泵排出地面
采煤工艺
3.3.1 采煤工作面有关参数
本次设计煤层为两水平上下山开采，布置一个回采工作面。回采工作面长度210m，循环进度为0.6m，日进度为3.6m，采用低位放顶煤技术，采2.5m放3.5m。工作面生产能力为183万吨/年，考虑到回采损失和其他影响取系数0.90，故工作面生产能力为164.7万吨/年。
3.3.2 工作面的回采工艺设计
1 割煤及进刀方式
M煤层赋存比较稳定，煤层倾角较缓，顶底板比较稳定，采用端部进刀，往返一
次割两刀的方式割煤，并且每割一刀放一次煤。
2 工作面的推进方向和推进度
由于本次设计中m特厚煤层，故采用放顶煤的开采方式。 技术措施如下：
（1）降低初采高度，以后再沿走向和倾向方向调至2m，由于受支护条件的限制，确定初采高度为2m，待直接顶初次垮落后，沿走向逐渐加大到正常才高2.5m。沿倾向方向则在直接顶初次垮落前，先将工作面两端10m范围内的采高由巷道高度渐增为2.5m，在直接顶垮落后，在工作面两端15—20m范围内，禁止放顶煤，在工作面1—3架范围内加强顶板支护，采用金属网和木梁支护。由于采用低位放顶煤，支架尾部安设一部刮板输送机，故要加强1—3架支架尾部的顶板管理，防止冒顶，压后部车；同时在运输顺槽转载机另一侧架设木铎切顶支护，防止顶板冒落压住转载机。
（2）支架的防倒。防滑措施
当工作面倾角偏大时，支架倾倒，工作面前后部链板下滑的几率增加，可采取如下措施：
① 排头、排位用顶梁千斤顶，底座和后座千斤顶锚固，组成错固站，防止倒架。 ② 采用带压擦顶移架，防止咬架和倾倒。
③ 中间增设防倒、防滑千斤顶，防止支架倾倒和下滑。
④ 为了防止后部车下滑带到液压支架，安设防倒、防滑千斤顶的方案如上。 （3）防尘措施
①各转载点喷雾及连接软管吊挂横平竖直，喷雾灵敏可靠，雾化好，转载喷雾应正对机头安设。
②净化喷雾及连接软管吊挂规范整齐，喷雾灵敏可靠，水幕应覆盖全断面。 ③采煤机内外喷雾齐全、灵敏、可靠、雾化好。
④工作面、上下风巷、出煤系统、运料系统及时洒水，巷道不得有厚度超过2mm连续长度超过5m的煤尘堆积。
⑤煤壁按要求实行浅孔动压注水。 （4）端头支护及超前支护
①工作面上、下出口的超前支护必须用单体液压支架和铰接顶梁架设，距煤壁10m范围内不少于两排，10—20m范围内打单排柱。
②挑棚单体液压支柱间距均匀且成直线，其偏差不得超过50mm，改棚作业时，帮顶腰背严实。
③上、下顺槽自工作面煤壁超前20m范围内支架完整无缺，断面≮3.5m2，高度≮1.6m，人行道宽≮0.7m，底板平整，清理到帮。
3 综采工作面的设备选型及配套 （1）工作面配套设备的选择
综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。
综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转，做到互不影响，互为依存。采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。
工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，通常按富裕20﹪考虑。为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。
其设备设备选型及配套应遵循以下原则：
㈠液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。
㈡采煤机选型的原则
①、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。
②、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。 ③、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。 ④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。 ㈢刮板输送机的选型原则
①、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。 ②、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。
③、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。
工作面的关键参数见表3—2：
表3—2 工作面关键参数表
根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》,选用配套编号ZC140—ZZ33的配套设备。
表3—3 采区机械配备表
4 工作面循环作业图标的编制 （1） 织循环作业并编制循环图表 ①循环作业
工作面实行“三八”作业制。采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.6，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.6。
②正规循环作业图表 5 劳动组织 (1）作业方式
由于每天进6刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一个班，这样作业方式可确定为两班半生产，半班准备的工作制。
(2）工序安排
综采面割煤、移架、推移输送机、放顶煤工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护方式和滞后支护方式。
①及时支护方式
采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。
②滞后支护式
割煤后输送机实现逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。这种配合方式在底座前端和机械之间没有一个截深富裕量，比较适应周期压
力大及直接顶稳定性好的顶板，但直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前筒筒割过后将护帮板伸开，护住直接顶，随后推移输送机，移架。
3.4 安全技术措施
为了保证矿井安全生产，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯、煤尘和水、火的威胁。本设计采用先进技术设备，建立井下环境安全监控系统，对瓦斯、煤尘和水火等灾害进行早期预防，综合治理。
3.4.1 瓦斯管理措施
1）严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节和《煤矿安全规程》第142～146及150、154、155条的有关规定；
2）设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；
3）在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4
含量，并将信息即使传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪；
4）严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流； 5）按井下在册人员配备隔离式自救器；
6）按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反转反风，并达到规定风量； 7）严禁在工作面两道再掘超过3m的峒室； 8）采后按规定时间回收、密闭、注浆。
3.4.2 煤尘的防治
1）掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置，掘进头局扇要设防尘器； 2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度；
3）建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水； 4）对于容易积存煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗；
5）井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风； 6）相邻煤层及所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚； 7）采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。
3.4.3 防火
1）实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源； 2）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风。每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；
3）对各工作面及采空区进行束管监测、电子计算机检控，即时掌握自燃征候和情况，及时采取有效措施；
4）煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层，防止煤层的风化、氧化和自燃。
5）井下设置完备的消防洒水系统，存放足够的消防器材。
3.3.4 防水
1）在矿井建设和生产过程中，至始至终要认真进行水文地质工作，切实掌握水文情况；
2）在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱，当掘进头接近断层时，必须打超前钻孔探水前进；
3）开采下组煤时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施。
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