煤矿开采技术论文题目

第一篇：煤矿开采技术论文题目

煤矿开采技术毕业设计论文题目

1.煤矿绿色开采技术

2.我国煤矿开采技术发展的方向探讨

3.关于煤矿安全开采决策关键技术的基础研究的建议 4.我国井工煤矿开采技术现状和发展展望 5.××煤矿开采易自燃煤层防火技术研究 6.FLAC在煤矿开采沉陷预测中的应用及对比分析 7.煤矿开采沉陷有效控制的新途径 8.煤矿开采沉陷生态破坏综合防治技术 9.煤矿开采深度现状及发展趋势 10.浅谈煤矿厚煤层的开采

11.煤炭的科学开采及有关问题的讨论 12.××煤矿开展开采技术的可持续发展研究 13.浅析煤矿深井开采矿压显现规律与控制 14.浅谈地质工作在露天采矿中的作用 15.煤矿开采巷道到煤层最小法距点的求取 16.××煤矿开采—煤层水文地质浅析 17.基于plc的煤矿主通风机监控系统

18.煤矿井工开采排水设备自动控制系统的开发研究 19.薄煤层机械化开采设备的发展

20.中国煤矿煤与瓦斯突出现状及防治对策 21.矿井瓦斯综合治理及其利用研究

注：以上为可供选论文题目，也可自行命题，但要与专业相符合！

第二篇：煤矿开采技术

煤矿开采技术

主要课程：计算机文化基础、Visual Basic程序设计、工程制图、工程力学、电工技术基础、测量学、煤矿地质学、机械设计基础、井巷施工技术、矿山压力及其控制、流体力学与流体机械、采掘机械、采煤学、矿井通风与安全、矿井提升运输、矿山电工、计算机绘图、煤矿安全法规、矿山电工学、土力学与地基基础、露天开采概论、露天矿爆破工程、露天矿线路工程、边坡稳定、露天采掘机械、露天矿运输设备、露天采矿工艺、露天矿设计原理、矿山供电等。

就业方向：可在矿山企业、科研院所、政府机构等企、事业单位就业。主要从事矿区规划设计、矿山安全技术、生产技术、安全监察、科学研究等工作。

★ 矿井通风与安全

主要课程：计算机文化基础、Visual Basic程序设计、工程制图、电工与电子技术、采煤概论、工程流体力学、工程热力学与传热学、燃烧学、安全工程学、矿井通风与空气调节、瓦斯防治与开发技术、火灾防止理论与技术、粉层防止理论与技术、水防止理论与技术、安全监测监控技术及应用、煤矿安全法规、矿山电工学、管理学原理、环保概论、电气安全管理、通风与净化工程、危险货物运输管理等。

就业方向：可在煤矿、金属矿、非金属矿从事矿山通风安全和环境保护技术管理工作；也可在上述系统的科研、设计、教学、管理部门从事科学研究、矿山设计、教学、安全监察等工作；还能在工矿企业中从事采暖通风技术工作。

第三篇：煤矿绿色开采技术

煤矿绿色开采技术

摘要:提出了煤矿绿色开采的概念，阐述了它的内涵和技术体系.绿色开采的理论基础为:开采后岩层中的关键层运动形成的节理裂隙与离层规律以及瓦斯与地下水在破断岩层中的渗流规律.绿色开采技术的主要内容包括:保水开采、建筑物下采煤与离层注浆减沉、条带与充填开采、煤与瓦斯共采、煤巷支护与部分歼石的井下处理、煤炭地下气化等.关键词:绿色开采;关键层理论;岩层移动;绿色开采技术体系 中图分类号:TD 82文献标识码:A 1煤矿绿色开采的提出

党的十六大报告明确提出“„„走出一条科技含量高，经济效益好，资源消耗低，环境污染少，人力资源优势得到充分发挥的新型工业化路子.”因此，我们必须充分考虑我国资源相对短缺，环境比较脆弱的基本特点，建立起适合我国国情的资源节约、环境友好的新型工业化发展道路.近期提出的循环经济(recycling economy)是指遵循自然生态系统的物质循环和能量流动规律重构经济系统[1]，将经济活动高效有序地组织成一个“资源利用－绿色工业－资源再生”的封闭型物质能量循环的反馈式流程，保持经济生产的低消耗、高质量、低废弃，从而将经济活动对自然环境的影响破坏减少到最低程度.它不同于传统经济的“高开采、低利用、高排放”，而是达到“低开采、高利用、低排放”的可持续发展目标.显然，此处的“绿色工业”是广义的概念，应由各个工业部门去实现.对矿业来说就是要实现“绿色矿业”.“绿色矿业”的核心内容之一就是要实现“绿色开采”

矿区在开发建设之前与周围环境是协调一致的，而进行开发建设后，强烈的人为活动便使环境发生巨大的变化，由此形成了矿区独特的生态环境问题，如造成农田以及建筑物破坏，村庄迁徙，矸石堆积，使河川径流量减少，以及地下水供水水源干枯，在地面导致的土地沙漠化，由于开采而使矿物内的有害物质流入地下水中等.我国目前的煤矿生产是在以下两种情况下进行的:一是生产成本不完全.如投入不足;技术装备落后;安全设施欠帐;工人工资太低.二是相关费用支付不全.如矿产资源费以及植被恢复，地面塌陷与水损失;污染治理等.提出并形成绿色开采技术是为了使我们正视开采对环境造成的影响和破坏，并有清醒的认识与足够的估量，以便提出必要的对策和对政府提出必要的政策建议.煤炭开采形成的环境问题主要为: 1)对土地资源的破坏和占用煤炭开采对土地资源的破坏损害，井工开采以地表塌陷和矸石山压占为主，而露天开采则以直接挖损和外排土场压占为主.2)对水资源的破坏和污染煤炭开采过程中，进行的人为疏干排水和采动形成的导水裂隙对煤系含水层的自然疏干，破坏了地下水资源.同时开采还可能污染地下水资源.3)对大气环境的污染主要来自矿井排出的煤层瓦斯和煤矿研石山的自燃.以山西省为例，1949-1998年共生产原煤56亿多吨，地面塌陷破坏面积达100多万亩，其中40%是耕地.研石山占地3万多亩，至1998年煤炭地下采空面积达1 300 km²(全省面积的1写).采煤破坏地下水4.2亿m³/a，地表水逸流减少，导致井水水位下降或断流共计3 218个，影响水利工程433处、水库40座、输水管道793.89 km;造成1678个村庄，81.2715万人，10.824 1万头牲畜饮水困难.使本来缺水的山西环境受到进一步破坏.平均每采万吨原煤造成塌陷土地0.2 hm²，每年新增塌陷地约2万hm².矿井瓦斯即煤层气，它是比CO2还严重的温室气体，也是导致煤矿重大安全事故的根源.据初步估计，我国2 000 m浅范围内具有30-35万亿m³煤层气资源，居世界前列.但由于我国煤层透气性小，难以在开采前抽出.建国以来，我国煤矿发生煤与瓦斯突出事故1500余次，仅2001年由于瓦斯事故的死亡人数达2 356人，为煤矿总死亡人数的40％.煤矿每年排放瓦斯70-190亿m³.同时瓦斯又是最好的清洁能源，因此必须加以利用，变害为宝.由此可见，提出并尽快形成煤矿的“绿色开采技术”已迫在眉睫.2绿色开采的内涵与技术体系

从广义资源的角度论，在矿区范围内的煤炭、地下水、煤层气(瓦斯)、土地以至于煤矸石以及在煤层附近的其他矿床，都应该是经营这个矿区的开发对象而加以利用.而原来对矿井瓦斯的定义是:“矿井中主要由煤层气构成的以甲烷为主的有害气体”.而在矿井水文地质类型划分中认为:“根据矿井水文地质条件、涌水量、水害情况和防治水难易程度，划为……类型”.显然，上述概念将原本为矿区资源的瓦斯和水单纯作为有害物来对待是不合适的.煤矿绿色开采以及相应的绿色开采技术，在基本概念上是从广义资源的角度上来认识和对待煤、瓦斯、水等一切可以利用的各种资源;基本出发点是防止或尽可能减轻开采煤炭对环境和其他资源的不良影响;目标是取得最佳的经济效益和社会效益.根据煤矿中土地、地下水、瓦斯以及矸石排放等，绿色开采技术主要包括以下内容:1)水资源保护－形成“保水开采”技术;2)土地与建筑物保护－形成离层注浆、充填与条带开采技术;3)瓦斯抽放－形成“煤与瓦斯共采”技术;4)煤层巷道支护技术与减少歼石排放技术;5)地下气化技术.这些内容构成的绿色开采技术体系简要表达如图1所示。

开采引起环境与主要安全问题的发生都与开采后造成的岩层运动有关(岩体不破坏上述问题都不会发生)，因此，绿色开采的重大基础理论为:1)采矿后岩层内的“节理裂隙场”分布以及离层规律;2)开采对岩层与地表移动的影响规律;3)水与瓦斯在裂隙岩体中的渗流规律;4)岩体应力场分布规律及岩层控制技术.3岩层控制的关键层理论

采场老顶岩层“砌体梁”结构模型是针对开采过程中的矿山压力控制而提出来的.近年来，为了解决岩层控制中更为广泛的问题，提出了岩层控制的关键层理论[2-4].关键层理论提出的目的是为了研究覆岩中厚硬岩层对层状矿体开采中节理裂隙的分布及其对瓦斯抽放与突水防治以及对开采沉陷控制等的影响.3.1相邻硬岩层间相互作用的复合效应

关键层复合破断研究表明，一定条件下相邻两层关键层会同步破断.如假设相邻两关键层岩性相同，厚度分别为h1，h2，各自承担的岩层组厚度分别为Σh2,Σh3，则按梁的破断距计算公式可导出h1与h2同时垮落应满足的条件为

Σh3+h2＝(Σh2+h1)(h2/h1)²(1)例如:h2是h1的2倍，则Σh3 + h2只要等于或大于Σh2 + h1的4倍，h2和h1将同时垮落.此时，虽然h2远大于h1，但上部关键层将不会产生离层.3.2关键层初次破断前的离层与采动裂隙“O”形圈

1)沿工作面推进方向，关键层下离层动态分布呈现两阶段发展规律:即关键层初次破断前，随着工作面推进，离层量不断增大，最大离层位于采空区中部.关键层初次破断后，关键层在采空区中部离层趋于压实，而在采空区两侧仍各自保持一个离层区.工作面侧的离层区是随着工作面开采而不断前移的，工作面侧离层区最大高度仅为关键层初次破断前最大离层量的1/3一1/4(参见图2).从平面看，在采空区四周存在图3所示一沿层面横向连通的离层发育区，称之为采动裂隙“O”形圈.2)沿顶板高度方向，随工作面推进离层呈跳跃式由下往上发展.首先，第1层亚关键层下出现离层，当其破断后其下离层呈“O”形圈分布;此时，上部第2层亚关键层下出现离层，当其破断后其下离层呈“O”形圈分布，如此发展直至主关键层.3)贯通的竖向裂隙是水与瓦斯涌人工作面的通道，对“导气”裂隙发育动态过程的研究表明，在开采初期，下位关键层的破断运动对“导气”裂隙从下往上发展的动态过程起控制作用，导气裂隙高度

由下往上发展是非均速的，随关键层的破断而突变.当采空区面积达一定值后，“导气”裂隙的分布也同样呈“O”形圈特征，它是正常回采期间邻近层卸压瓦斯流向采空区的主要通道.上述成果对对“注浆减沉”及“卸压瓦斯抽放”的钻孔布置起指导作用.3.3关键层对地表移动的影响

实验及实测研究结果都证明[5]，主关键层对地表移动过程起控制作用，主关键层的破断将导致地表快速下沉，地表下沉速度随主关键层周期性破断而呈现跳跃性变化.关键层破断后对地表变形的影响将与表土层的厚度有关.从而形成基于关键层理论的建筑物下采煤设计新原则.4绿色开采技术的主要内容 4.1开采对地下水分布的影响

煤层开采后，随着关键层的破断，在该区域内地下水将形成下降漏斗.地下水位能否恢复，则决定于随着工作面的推进，上覆岩层中是否有软弱岩层(事实上它是研究地下水渗漏的“关键层”)经重新压实导致裂隙闭合而形成隔水带.若有隔水带，则随着雨水的再次补给，下降漏斗也将随之消失.它对地面生态的影响则决定于漏斗形成与消失的时间间隔.淮北矿区冲积层中的第四含水层(简称四含)与煤系地层相连，煤层开采后四含水位持续下降，形成了多个水位降落漏斗.目前淮北临涣矿区四含水位下降范围已达40 km²，造成了四含水资源的永久破坏.以临涣矿西风井85-02四含水文观测孔为例，1985年水位是97.2 m, 2001年水位降至205.8 m,16年间水位下降了108.6 m.实际观测表明，含水层的水位下降与开采形成的导水裂隙通道紧密相关.图4为淮北朱仙庄矿84-15四含水文观测孔水位变化曲线，2000年3月以前水位缓慢下降，200。年3月开始84-15钻孔邻近的84采区开采，导致了钻孔水位的急剧下降.黄县煤矿在进行含水砂层下采煤试验中，在1201面沿走向布置一组观测钻孔，在回采前后及整个回采过程中进行了为期一年的水位观测，结果如图5及表1所示[6].由表1可见，水位降与钻孔孔底到开采煤层距离有关.由图5可见，孔1水位短暂变化后水位恢复原状，而孔2，孔3，孔4，孔5的水位下降后有所恢复，但在观测期未能恢复原状，而孔6则完全漏失了.因此，为了保护地下水资源，形成的保水开采技术应能使地下水位仅发生孔1所示的变化.在一般地区要把地下水视为资源，在我国西北地区必须形成保水开采技术，即开采后地表水暂时形成下降漏斗仍能恢复到原来状态的开采技术.另外还应该进一步观察和研究水位变化对地表生物根系的影响.对于底板承压水的防治，也同样应遵循绿色开采原则.4.2建筑物下采煤与减沉技术

1)基于关键层理论的建筑物下采煤设计新原则

基于岩层控制的关键层理论提出，可将保证覆岩主关键层不破断失稳作为建筑物下采煤设计的基本原则.为了保证建筑物下采煤既具有较好的经济效益，同时又确保地面建筑物不受到损害，关键在于根据具体条件下覆岩结构与关键层特征来研究确定合理的减沉开采技术及参数.2)离层注浆减沉技术

确定覆岩中的关键层位置，掌握其离层与破断特征参数，是注浆减沉技术应用可行性分析、钻孔布置与注浆工艺设计及减沉效果评价的基础[7].关键层初次破断前的离层区发育、离层量大，易于注浆充填;而一旦关键层初次破断后，关键层下离层量明显变小，仅为关键层初次破断前的1/3-1/4(参见图2)，注浆难度增加.因此，离层注浆必须在关键层临初次破断前进行.钻孔布置及最佳的注浆减沉效果应保证关键层始终不发生初次破断.4.3采空区充填开采技术

采空区充填开采技术是绿色开采技术的重要组成部分，尤其在经济发达地区解决建筑物下开采更应受到重视.从理论上来说，充填采矿是解决煤矿开采环境问题的理想途径，但由于目前充填采矿的成本相对偏高，限制了该项技术在煤矿的试验与应用.在市场经济条件下，充填技术的关键是充填材料的选取及如何降低成本.另外就是充填技术本身，它应该包括充填系统与开采系统的协调;充填运输系统的畅通;充填后材料的力学特性等.顺利解决上述问题将根本改变将来我国经济发达区域的开采技术.为了降低充填成本，基于岩层控制的关键层理论，提出了部分充填(条带充填)控制开采沉陷的思路:仅充填部分采空区，只要保证未充填采空区的宽度小于覆岩主关键层的初次破断跨距，且充填条带能保持长期稳定，就可有效控制地表沉陷.4.4煤与瓦斯共采

我国煤层普遍具有变质程度高、渗透率低和含气饱和度低的特点，70%以上煤层的渗透率小于1× 10-3μm²，这对我国开展煤层瓦斯采前预抽是极为不利的.正因为如此，我国已钻的200多口采前地面煤层气井中，稳产高产井很少，单井产量超3000 m³/d的也只有约30口[8].实践表明，一旦煤层开采引起岩层移动，即使是渗透率很低的煤层，其渗透率也将增大数十倍至数百倍，为瓦斯运移和抽放创造了条件.因此若在开采时形成采煤和采瓦斯两个完整的系统，即形成“煤与瓦斯共采”技术则不仅有益矿井的安全，而且采出的还是洁净能源.因此在开采高瓦斯煤层的同时，利用岩层运动的特点将煤层气开采出来将是我国煤层气开发的一条重要途径.在“煤与瓦斯共采”技术方面，岩层运动中的关键层理论所得出的节理裂隙场分布、离层规律将对上邻近层瓦斯动态涌出与下解放层开采最大卸压高度的影响等瓦斯抽出技术有重要参考作用[9].4.5煤巷支护技术与减少矸石排放

采矿引起的矸石排放对环境形成影响，而减少矸石排放的主要措施是将巷道设置在煤层内.巷道维护是煤矿的永恒主题.过去，鉴于煤巷围岩是大变形且不可抗拒，因此维护原理是:“大断面预留量－可缩性支架－巷旁充填”.目前推行锚杆支护，首先是能否在煤巷中全面使用锚杆支护.显然，我们要形成“应力场测定－数值计算－支护设计－现场测定”完整技术以及煤巷锚杆支护理论.例如，沿空巷道的维护方式与采动后岩体内的应力重新分布及关键层的破断和形成的结构有关.而且直接影响支护参数的选择(例如锚杆不完全受拉而是受剪切)，因而要形成抗剪切锚杆.矸石不上井涉及到煤巷维护问题，而且随着采深的增加，岩石巷的开掘将不可避免.因此矸石不上井就存在一个研石井下处理系统，结果是成本如何?另一种考虑能否将研石在地面处理，变废为宝，如变为建筑材料，充填材料等，终究矸石的地面处理要比井下处理简单得多.应该说，在经济原则下矸石的井下处理是绿色采矿问题.而矸石的井上处理就像地面复恳一样是环境治理问题，不属于绿色开采技术 4.6煤炭地下气化

煤炭地下气化是一种整体绿色开采技术.它是将地下煤炭通过热化学反应在原位将煤炭转化为可燃气体的技术，是对传统采煤方式的根本性变革.不仅极大地减少了井下工程及艰苦作业，而且消除了煤炭开采对环境的污染和煤炭燃烧对生态环境的不利影响和危害.煤炭地下气化技术在近10余年来经余力教授等的实践积累了一定的经验，为今后发展我国煤炭地下气化打下了良好技术基础.今后地下气化技术应解决:1)提高热值和生产适合于用户的气体;2)建立起一套行之有效的测控系统，重点放在燃烧位置和燃烧速度的控制技术上;3)燃烧后地下气化炉体结构变化及地面沉降状况的研究;4)如何使地下煤炭气化产生的致癌物质苯和酚不扩散、不污染和毒化地下水资源.其次是如何处理燃烧形成的大量二氧化碳对空气的污染.否则煤炭地下气化就失去了绿色开采的意义.5结语

绿色采矿首先要将岩层运动对工作面的影响转为研究开采后岩层运动对岩体内形成空隙的影响，以及瓦斯、地下水的渗流规律.另外，几个重要标志是: 1)将瓦斯作为资源，变害为利，在采煤的同时形成地面或井下瓦斯共同开采系统;2)根据岩层的组成，确定保水采煤的地层判别以及相宜的开采方法;3)根据具体条件，形成充填、条带开采、离层区注浆等保护建筑物及地表的技术;对东部发达地区城镇下采煤，充填与条带开采是必然的选择，因而如何降低充填成本与提高充填技术是科学研究的方向;4)形成在煤层内维护巷道的技术，减少矸石排放量;5)形成煤炭地下气化技术，并研究其对地下水环境的影响.参考文献: [1]中国科学院可持续发展战略组.中国现代化进程战略构想[M].北京:科学出版社，2002.[2]钱鸣高，缪协兴，许家林.岩层控制中的关键层理论研究[J]•煤炭学报，1996,21(3):225-230.[3]许家林.岩层移动与控制的关键层理论及其应用 [D].徐州:中国矿业大学，1999.[4]钱鸣高，缪协兴，许家林，等.岩层控制的关键层理论 [M].徐州:中国矿业大学出版社，2000.[5]许家林，钱鸣高.关键层运动对覆岩及地表移动影响的研究[J].煤炭学报，2000,25(2):122-126.[6]刘天泉.煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用[M].北京:煤炭工业出版社，1981.146-147.[7]许家林，钱鸣高.覆岩注浆减沉钻孔布置的研究[J];中国矿业大学学报，1998, 23(2):28-30.[8]黄盛初，朱超，刘馨，等.中国煤矿区煤层气开发产业化前景[A].煤炭信息研究院主编.2001年煤矿区煤层气项目投资与技术国际研讨会论文集[C].上海:2001,11,5一11 [9]许家林，钱鸣高.地面钻井抽放上覆远距离卸压煤层气试验研究[J].中国矿业大学学报，2000, 29(1):78-81

第四篇：煤矿开采技术毕业论文

浅析当今煤炭开采技术的发展趋势

摘要：在当今社会发展的新形式下,煤矿开采技术的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。在发展现代采煤工艺的同时,继续发展多层次、多样化的采煤工艺,建立具有中国特色的采煤工艺理论。我国采煤方法已趋成熟,放顶煤采煤的应用在不断扩展,应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高。本论文就对煤矿开采技术作了分析并对其带来的环境影响阐述了针对性的技术以及向绿色开采的发展趋势。

关键词: 煤矿 采煤工艺 控制技术 机械化开采 绿色开采: 保水开采 煤与瓦斯共采 充填开采 煤炭地下气化

一、现阶段开采技术

1、采煤方法和工艺

开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术以提高工作面单产和生产集中化为核心,以提高效率和经济效益为目标,研究开发各种条件下的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺,简单、高效、可靠的生产系统和开采布臵,生产过程监控与科学管理

等相互配套的成套开采技术,发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化,进一步改进工艺和装备,提高应用水平和扩大应用范围,提高采煤机械化的程度和水平。

1.1 开发“埋深浅、硬顶板、硬煤层高产高效现代开采成套技术”,主要解决以下技术难题。

硬顶板控制技术,研究埋深浅、地压小的硬厚顶板控制技术,主要通过岩层定向水力压裂、倾斜深孔爆破等顶板快速处理技术,使直接顶能随采随冒,提高顶煤回收率,且基本顶能按定步距垮落,既有利于顶煤破碎,又保证工作面的安全生产。

硬厚顶煤控制技术,研究开发埋深浅、支承压力小条件硬厚顶煤的快速处理技术,包括高压注水压裂技术和顶煤深孔预爆破处理技术,使顶煤体能随采随冒,提高其回收率。顶煤冒放性差、块度大的综放开采成套设备配套技术,研制既有利于顶煤破碎和顶板控制。又有利于放顶煤的新型液压支架,合理确定后部臵输送机能力。

两硬条件下放顶煤开采快速推进技术,研究合适的综放开采回采工艺,优化工序,缩短放煤时间,提高工作面的推进度,实现高产高效。5.5m宽煤巷锚杆支护技术,通过宽煤巷锚杆支护技术的研究开发和应用,有利于综采配套设备的大功率和重型化,有助于连续采煤机的应用,促进工作面的高产高效。

1.2 缓倾斜薄煤层长壁开采

主要研究开发:体积小、功率大、高可靠性的薄煤层采煤机、刨煤机;研制适合刨煤机综采的液压支架;研究开发薄煤层工作面的总体配套技术和高效开采技术。

1.3 缓倾斜厚煤层一次采全厚大采高长壁采

应进一步加强完善支架结构及强度,加强防倒、防滑、防止顶梁焊缝开裂和四连杆变、防止严重损坏千斤顶措施等的研究,提高可靠性,缩小其与中厚煤层(采高3m左右)产高效指标的差距。

1.4 各种综采高产高效综采设备保障体系

要实现高产高效,就要提高开机率,对“支架—围岩”系统、采掘运设备进行监控。今后研究的重点是:通过电液控制阀组操纵支架和改善“支架-围岩”系统控制,进一步完善液压信息、支架位态、顶板状态、支护质量信息的自动采集系统;乳化液泵站及液压系统运行状态的检测诊断;采煤机在线与离线相结合的 “油-磨屑”监测和温度、电信号的监测;带式输送机、刮板输送机全面状态监控。2、深矿井开采技术

深矿井开采的关键技术是:煤层开采的矿压控制、冲击地压防治、瓦斯和热害治理及深井通风、井巷布臵等;需要攻关研究的是:深井围岩状态和应力场及分布状态的特征;

深井作业场所工作环境的变化;深井巷道(特别是软岩巷道)快速掘进与支护技术与装备;深井冲击地压防治技术与监测监控技术;深矿井高产高效开采有关配套技术;深矿井开采热害治理技术与装备。3、“三下”采煤技术

提高数值模拟计算和相似材料模拟等,深入研究开采上覆岩层运动和地表沉陷规律,研究满足地表、建筑物、地下水资源保护需要的合理开采系统和优化参数,发展沉降控制理论和关键技术,包括用地表废料向垮落法工作面采空区充填的系统;研究与应用各种充填技术和组合充填技术,村庄房屋加固改造重建技术,适于村庄保护的开采技术;研究近水体开采的开采设计、工艺参数优化和装备,提出煤炭开采与煤矿城市和谐统一的开采沉陷控制、开采村庄下压煤、土地复垦和矿井水资源优化等关键技术。

4、优化巷道布臵,减少矸石排放的开采技术

改进、完善现有采煤方法和开采布臵,以实现开采效益最大化为目标,研究开发煤矿地质条件开采巷道布臵及工艺技术评价体系专家系统,实现开采方法、开采布臵与煤层地质条件的最优匹配。、采场围岩控制技术

5.1 进一步完善采场围岩控制理论

以科学合理、优化高效的岩层控制技术来保证开采掘活动的安全、高效、低成本为目标,深入总结我国几十年的矿山压力研究成果,以理论分析(解析法)、现代数学力学(统计分析预测、数值法)和实测法相结合运用先进的计算机技术,深入研究各种煤层地质及开采条件。

5.2 研究坚硬顶板与破碎顶板条件下应用高技术低成本岩层控制技术

目前,由于应用高压注水、深孔预裂爆破处理坚硬顶板和应用化学加固技术存在工艺复杂、成本高的问题,因而需进一步研究开发新技术、新工艺、新材料来解决这些问题。

5.3 放顶煤开采岩层和支架—围岩相互作用机理 研究放顶煤开采力学模型、围岩应力、顶煤破碎机理、支架—顶煤—直接顶—基本顶相互作用关系;运用离散元等方法研究顶煤放落规律,提出放顶煤优化准则和提高顶煤回收率的途径。

5.4 支护质量与顶板动态监测技术

在总结缓倾斜中厚长壁工作面开展支护质量与顶板动态监测方面,应进一步在坚硬顶板、破碎顶板、急倾斜、放顶煤工作面开展支护质量与顶板动态监测,同时应不断完善现有的监测技术,发展智能化监测系统,改进监测仪表,使监

测仪表向直观、轻便、小型化方向发展。

5.5 冲击地压的预测和防治

通过计算机模拟研究冲击性矿压显现发生的机理;进一步完善冲击性矿压显现监测系统,发展遥控测量和预报技术,完善冲击性矿压综合防治措施的优化选择专家系统。

5.6 研究开发新型的支护设备

研究硬煤层、硬顶板放顶煤液压支架,完善液压支架性能和快速移架系统,开发耐炮崩、轻型化单体液压支柱和厚煤层巷道锚索和可伸缩锚杆。、小煤矿技术改造和机械化开采技术

实施国家关闭小煤矿,淘汰落后生产技术和生产设备,提高平均单井规模的技术政策,开发小型煤矿机械化、半机械化开采技术和装备,改进小煤矿的采煤方法和开采工艺,提高采煤工作面的单产和工效;提高小煤矿的顶底板控制技术水平,最大限度地减少顶底板事故率。

二、针对环境的影响所畅导的绿色开采技术

绿色开采是煤炭开采的发展方向,对提高煤炭采出率、保护生态环境和实现煤矿可持续发展都具有十分重要的意义。本文分析了绿色开采技术,总结了我国煤矿绿色开采方法的发展现状,对科学采矿具有一定的指导意义。

煤炭开采造成岩层移动破坏,引起岩层中水与瓦斯的流动,导致煤矿瓦斯事故与井下突水事故;煤炭开采引起岩层移动,进而造成地表沉陷,导致农田、建筑设施的损坏;煤炭开采形成的大量堆积在地面的矸石,既占用良田,又造成环境污染;随着我国矿井开采深度的不断增加,矿山压力显现及冲击地压等动力灾害发生的频次增加,强度增大,危及矿井的安全生产。上述问题若得不到有效解决,在未来几十年内,随着能源总需求和煤炭产量的不断增长,煤炭资源开采所带来的矿区安全和生态环境问题将更为严重,人类的生存和社会发展环境将受到严重威胁。

根据我国的能源资源状况,煤炭作为我国最重要的一次性能源,在未来20年内,其在能源构成中的主体地位将不会改变。2020年我国煤炭消费量将达到40亿t。届时,煤炭产量很可能无法满足工业需求。不能再单纯地通过提高煤炭的产量缓解煤炭供应的压力,而应该综合考虑发展煤炭循环经济,减少煤炭开采对环境的破坏,而且也应该把“发展煤炭循环经济,实现煤炭绿色开采”作为理念,大力发展绿色的采煤技术。

1、煤炭绿色开采体系

煤矿绿色开采以及相应的绿色开采技术,在基本概念上是要从广义资源的角度上来认识和对待煤、瓦斯、水等一切

可以利用的各种资源。基本出发点是防止或尽可能减轻开采煤炭对环境和其他资源的不良影响。目标是取得最佳的经济效益和社会效益。根据煤矿中土地、地下水、瓦斯以及矸石排放等,绿色开采主要包括以下内容:水资源保护—“保水开采”;瓦斯抽放—“煤与瓦斯共采”;土地与建筑物保护—“充填开采”;排放矸石占用土地污染环境—“煤炭地下气化”等。2003年,中国矿业大学钱鸣高院士首次提出了煤矿绿色开采的概念和技术体系,随后明确了实现煤炭资源开采和环境保护协调发展的绿色开采研究目标,为我国绿色开采技术的研究指明了方向。钱院士提出的绿色开采技术体系, 绿色开采理论依据:(1)关键层理论。

(2)开采对岩层移动的影响及移动规律。(3)水在裂岩体中的渗流规律。

(4)开采后岩层内节理裂隙分布发育规律等。

2、保水开采

保水采煤在不同的矿区有不同的技术内涵,缺水矿区要以水资源保护和利用为主;大水矿区,要以减少水资源破坏和防治水灾害为主。因此,保水开采包含水资源保护、水资源利用(煤水共采)和水灾害防治等多项重要内容。煤矿开采过程中破坏了地下含水层的原始径流,大量排出地下水;采

空区上方导水裂隙带与地下水体贯通,形成大规模地下水降落漏斗,造成区域含水层水位下降,直接影响到区域水文地质条件。采动影响稳定后产生的地表沉陷往往影响到地表水体(河流、湖泊、井泉等)的原来形态,造成部分沟泉水量减少甚至干涸;影响当地居民正常的生产生活,进而影响区域植被生长,甚至土地沙漠化。我国大部分矿区处在干旱半干旱地区,而每年采煤破坏地下水22亿m3,可见保水开采具有重要的意义。

3、煤与瓦斯共采

瓦斯既是矿井有害气体也是洁净能源。因此,应该使其资源化,其技术途径有:(1)采前抽采:若能在开采前将煤层内瓦斯抽出,则是利用瓦斯改善煤矿安全的最好办法。但由于我国大部分煤体透气性低,在本层内抽采瓦斯有难度。

(2)煤与瓦斯共采:开采后围岩压力降低,大量瓦斯在采空区释放,有利于瓦斯抽采,因此形成煤与瓦斯共采体系。

(3)废弃矿井抽采瓦斯。鉴于废弃矿井煤层经过采动而充满瓦斯,因而可以利用采动后岩体内裂隙场的分布及钻孔,将瓦斯抽排管装在井下、封闭井口后,抽出瓦斯。

(4)回风井回收瓦斯。

(5)煤与瓦斯共采的技术主要有:留巷钻孔法、卸压法

等。

4、充填开采

我国多数煤矿存在建筑物下、水体下、铁路下压煤的问题,充填采矿法对解决这类问题具有重要的意义。充填开采法是用充填材料充填采煤工作面采空区的岩层控制方法。该法可以缓和工作面支承压力产生的矿压显现,改善采场和巷道维护状况,有效减少地表下沉和变形,提高煤矿采出率,保护地面建筑物、构筑物、生态环境和水体。按照充填材料的不同,充填采矿法分矸石充填、水砂充填和膏体充填。

4.1 矸石充填利用井下采空区处臵煤矸石的充填采煤方法,既可以减少煤矿固体废弃物排放,又可以减轻开采沉陷灾害、提高矿井资源回收率,是实现煤矿绿色开采的关键技术途径之一。

(1)抛矸机抛矸充填。将岩巷和半煤岩巷掘进矸石用矿车运至井下矸石车场,经翻车机卸载后,矸石经破碎机破碎,而后进入矸石仓。通过矸石仓下口,胶带或刮板输送机将破碎后的矸石运入上下山,而后由胶带或刮板输送机转载进入采煤工作面回风平巷,再由工作面采空区可伸缩胶带输送机运至工作面采空区抛矸胶带输送机尾部,由抛矸胶带输送机向采空区抛矸充填。

(2)刮板输送机卸矸充填。充填装备由后端带悬梁的自

移式液压支架和充填刮板输送机组成。在自移式液压支架后端增加后悬臂等配件,采用可调高但挂链悬挂充填刮板输送机溜槽,悬挂是为了增加充填垂直高度。输送机中部溜槽按顺序连接,并与机头和机尾组成整部刮板输送机。每2节中部溜槽设臵1个溜矸孔,溜矸孔开在溜槽的中板上。由电机车牵引矸石矿车至采区矸石车场,通过翻车机卸载,矸石经转载机、破碎机进入矸石仓。破碎后的矸石经上下山输送机、平巷输送机运至液压支架后的充填刮板输送机,在采空区卸载。

(3)风力抛矸充填。风力充填材料粒度的直径不宜大于充填管道的1/2-1/3。并且要求充填材料沉缩率低、不自然、腐蚀性小。矸石经充填机、充填管路充填采空区。一般采煤机割两刀煤充填一次,充填步距1.2-1.6 m,每次充填长度6-9 m,工作面每向前推进50-100 m,充填机前移一次。机械矸石充填对充填材料要求不严格,使用设备也较少,在我国山东矿区发展较快,有推广趋势。

4.2 水砂充填

水砂充填采煤法是利用水力通过管道把充填材料沙粒送入采空区的充填采煤法。我国早在20世纪初就开始应用水砂充填采煤法,目前水砂充填技术已经十分成熟。在地面用矿车将采出、破碎及筛分后的成品砂运到贮砂仓贮存。在贮砂室,砂与水混合成砂浆,经充填管路送至工作面采空区，并在采空区脱水,砂子形成充填体,废水经采区流水上山和流水道流入采区沉淀池,经沉淀后,澄清的水流入水仓,用水泵经排水管将水排至地面贮水池,以供循环利用。水砂充填采煤法充填致密,可减少煤尘危害,能有效地控制地表下沉和变形,但井上下充填系统复杂,设备及设施投资大,充填材料昂贵,提高了吨煤成本。

4.3 膏体充填

膏体充填技术是1979年在德国的格伦德铅锌矿首先发展起来的,由于膏体充填具有料浆质量分数高、充填效率高、成本较低等优点,这项技术试验成功以后在金属矿山得到较快的发展,在包括中国在内的许多国家得到应用。为解放村庄压煤,提高开采上限,提高煤炭资源采出率,延长矿井服务年限,太平煤矿与中国矿业大学合作开展了固体废物膏体充填不迁村采煤技术的研究。太平煤矿膏体充填系统是我国煤矿第一个膏体充填示范工程,2006年5月工业性试采取得成功。膏体充填采煤技术主要由三部分组成,即充填材料、充填设备与工艺、采动岩层充填控制理论。膏体是由煤矸石、粉煤灰、水砂、水泥等组成,由地面设备加工而成的类似牙膏的流体,具有十分良好的流动性和可泵性。充填时,膏体通过巷道中的管路,由充填泵提供动力,输送到液压支架后的采空区。膏体充填技术的核心是膏体充填材料,膏体充填材料的强度对膏体充填的效果起决定作用。膏体充填后,地表

下沉减小。膏体充填开采是绿色开采技术的重要组成部分,是解决煤矿开采环境问题的理想途径,是解决村庄等建筑物下大量压煤开采问题的迫切需要。

5、煤炭地下气化

煤炭地下气化是指将地下煤炭通过热化学反应在原位把煤炭转化为可燃气体。可以部分消除煤炭开采对环境的污染和煤炭燃烧对生态环境的不利影响与破坏。煤炭地下气化技术具有投资少、安全、工期短、见效快、用人少、效率高、成本低、效益好等优点,尤其适合我国煤矿地质条件复杂、劣质煤比例高、“三下”压煤严重的矿区。煤炭地下气化是一种整体绿色开采技术。它开始于英国1912年,由于热值低、成本高而未得到发展。我国于1958-1960年曾在16个矿区进行试验,于1962年停止,1984年又开始了新的试验,1994年达到连续产气295 d,产气量为200 m3/h,热值13.81~17.57 MJ /m,采用的是有井式、长通道、大断面的煤炭地下气化方法。2005年中国矿业大学与重庆中梁山矿业集团合作实现了连续稳定生产优质水煤气和混合煤气。但是,地下煤炭气化燃烧产生的苯和酚是致癌物质,有可能毒化水资源;燃烧形成的大量二氧化碳对空气也是严重的污染。目前我国的地下气化技术仍处于工业试验阶段,有很多问题需要去研究和探索。

3三、结 语

资源与环境协调的绿色开采是解决煤炭开采环境问题的根本出路。要实现绿色开采,需要综合研究和解决经济与技术等方面的问题。绿色采矿可以减少环境污染,还能带来良好的社会经济效益。绿色采矿是形成绿色矿业及矿区绿色家园的重要组成部分,相信随着绿色开采的不断发展和完善,煤矿绿色开采一定会发挥它应有的作用,为人类与自然的协调发展做出贡献。

参考文献: [1]张吉春.煤炭开采技术.中国矿业大学出版社,2007: [2]缪协兴,钱鸣高.中国煤炭资源绿色开采研究现状与展望[J].采矿与安全工程学报, 2009(3): [3]黄庆享.煤炭资源绿色开采[J].陕西煤炭.2008(03): [4]徐 睿,谢亚涛,周坤鹏.煤炭绿色保水开采[J].矿业快报,2008(6): 14

第五篇：煤矿开采技术毕业论文

摘要：

1、详细查明了井田地质构造，发育有5条断层，其中落差最大为20m在井田的西部边界处，其余4条断差在5-8m间，对井田内煤层开采影响不大。

2、井田工程地质条件，2号煤层为中等，9+10号煤层为简单。2号煤层煤尘具有爆炸危险性，9+10号煤层煤尘具有爆炸危险性；2号煤层不易自燃，9+10号煤层自燃。无地温、地压异常。

3、井田内可采煤层为2号、9+10号两层。2号煤层厚0.47～1.20m，平均厚0.95m。为较稳定煤层，井田内大部可采；9+10号煤层厚4.14～5.60m，平均厚4.80m，为稳定煤层，井田内全区可采。4、2号煤层为特低灰-中灰、特低硫-低硫、中热值-高热值贫煤；9+10号煤层为特低灰-中灰、高硫分、中热值-特高热值无烟煤。

5、井田内2、9+10号煤层采空区中有积水，且9+10号煤层部分块段为带压开采，突水系数为0.061MPa/m，存在奥灰水突水危险，2、9+10号煤层水文地质条件为中等。

第一章 井田概况和地质特征

第一节 矿区概述

一、矿区地理位置及交通条件

山西中强福山煤业有限公司水地庄煤矿位于浮山县城东，与浮山县直线距离6.25Km处的水地庄村东侧、南北两侧一带，行政区划隶属天坛镇管辖。重组后井田东西宽2740m，南北长4000m，面积8.4763km2。地理坐标为111°53＇55＂—111°55＇44＂，北纬35°56＇30＂—111°58＇40＂。

交通位置图1-1-1

二、矿区的工农业生产建设概况

矿区内有村庄及矿井工业广场，洗煤厂等工业设施。区内多为山区荒地和林地，以杂草丛生为主，南、北部山上生长有落叶松树，覆盖率40%左右。

三、矿区电力供应基本情况

山西中强福山煤业有限公司已与浮山供电支公司签订了高压供用电合同。矿井供电电源采用双回路，一路10kv电源引自浮山110kv变电站，距离3km，另一路10kv电源引自湾子里35kv变电站，距离7.5km。

第二节 井田地质特征

一、井田所属位置

据《山西地质志》井田所处区域构造位置为塔儿—九原山陷隆的中北部之东与郭道——安泽南北向褶带之间的浮山断裂带中。

二、井田地质构造

本井田位于吕梁—太行断块之沁水块坳的次级构造单元，郭道—安泽近南北向褶带中南段西部边缘。该褶带走向北北东，北宽南窄，褶皱排列较为紧密，成组出现的褶皱表现为若断若续。但因井田处于褶皱带西部边缘，受邻近构造带影响，井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主，西侧断裂发育，使地层、煤层均受破坏，但总体倾向以南东为主，倾角一般3°-11°。主要褶皱、断裂特征如下：

1、褶曲

井田内发育三条轴向北北东向褶皱，编号分别为Z1、Z2、Z3、Z4。Z1背斜：发育在井田的中部，轴向为北北东向，两翼地层倾角5°-10°，轴向延伸3500m。

Z2向斜：发育在井田的南东部，轴向为北东向，两翼地层倾角6°-11°，基本为一对称舒缓向斜，轴向延伸1500m。

2、断层

F1正断层：该断层位于井田的西部边界附近，断层走向为近南北，倾向西，倾角70°，落差最大达20m。对井田煤层开采影响不大。井田内延伸长度2200m。

F2正断层：位于井田的西部，F1正断层东300m左右，该断层走向N15°E，倾向NNE，倾角70°。落差6m。井田内延伸长度1200余m。南端与F1断层相交。

综上所述，井田内断层较发育，但断距较小，5-8m间，对煤层、地层的破坏影响较小；褶皱多属宽缓褶曲，对煤层、地层没有明显影响。井田内未见陷落柱及岩浆活动。因此，本井田构造类型属简单类型。

三、水文地质概况

1、井田水系分布

井田地表水主要有三大沟谷，从北而南依次为清水河、浑水河、柏村河。清水河、浑水河平时干枯无水，雨季有水均由东向西汇集于井田西部外柏村河河谷，然后汇入涝河于临汾注入汾河，汾河至河津县禹门口流入黄河，属黄河流域汾河水系。

2、井田主要含水层

井田内可划分1—5个含水层，由下而上分述如下：（1）奥陶系中统岩裂隙含水层

隐伏于煤层之下。本组灰岩按上、中、下依次划分为峰峰组、上马家沟组、下马家沟组。

强含水段主要为上、下马家沟组灰岩。上马家沟组厚度为40—150m。上部峰峰组灰岩一般岩溶不发育。由深灰色厚层状灰岩夹薄层状泥灰岩及角砾状灰岩组成。据本井田北部约5Km的浮山春山井田内ZK103水文孔测得奥灰水水位标高618.21m，另据《山西岩溶大泉》资料推断本井田奥灰水位标高为605-625m。水质类型属重碳酸、硫酸—钙镁水。

（2）石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩溶裂隙含水层。（3）二叠系下统山西组碎屑岩含水层

山西组碎屑岩含水层主要为2号煤层顶板以上由细、中粒砂岩组成，厚度变化大，平均12-13m，其含水层富水性与裂隙发育程度有关。单位涌水量0.0015L/s·m。属于裂隙弱富水性段。

第三节 煤层的埋藏特征 1、9+10＃煤层为太原组下部可采煤层，煤变质程度为无烟煤阶段。现综述如下：

煤层的光泽类型属于半亮及半暗类型，层状结构比较清晰，煤的光泽最亮部分为亮煤，内生节理发育，层理中夹有极少量的扁豆状丝炭，光泽较暗的部分为暗煤，煤质坚硬，灰分及丝炭的扁豆状夹层较多，断口呈角砾状，节理不发育，呈黑色条痕。

2、工业用途评价

根据煤炭质量分级国家标准（GB/T152224.1-2004），9+10号煤为特低灰—中灰、高硫分、中—特高热值无烟煤，由于硫分严重超标，建议作为化工用煤使用，若作为动力用煤及民用燃料，应首先研究解

决脱硫问题。

3、瓦斯等级和自燃情况

9+10号煤层瓦斯绝对涌出量0.53m3/min，相对涌出量0.87m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.59m3/min，相对涌出量0.97m3/t，等级为低瓦斯矿井。

第二章

井田境界与储量

第一节

井田境界

山西中强煤业有限公司水地庄煤矿井田面积8.4763Km2井田内无其它小煤矿生产。开采煤层9+10号，矿井能力0.90Mt/a。井田东西宽2740m，南北长4000m，面积8.4763 km2，由8个拐点坐（6°带）连线圈定，井田境界拐点坐标见下表。

井田周围均为国有空白区，再无其它小煤窑开采。

第二节 地质储量的计算

按照中华人民共和国地质矿产行业标准之《煤、泥炭地质勘查规范》有关规定进行资源/储量估算。

1、矿井地质资源/储量（1）储量估算范围

9+10号煤层，在井田上部2号煤层属于不可采区，2号煤层平均厚0.58m，新立井见2号煤层厚0.6m，不具开采条件，主要开采9+10号煤层。在所圈定的2号煤层不可采范围内未进行资源/储量估算。井田内仅9+10号煤层为可采煤层，并估算了其资源储量。其它

煤层均为不可采煤层。因此，未进行资源/储量估算。

（2）工业指标

井田内批采煤层为9+10号，其中9+10号煤类为无烟煤。煤层倾角＜25°，依据“煤、泥类地质勘查规范”中表E·2煤炭资源估算指标：

煤层厚度≥0.8m 最高灰分（Ad）40% 最高硫分（St,d）3% 最低发热量（Qnet,d）17MJ/kg(PM)、22.1MJ/kg(WY)9+10号煤硫分含量较高，平均5.77%，由于作为化工用煤使用。本次设计也对9+10煤资源/储量进行了估算。

（3）资源/储量估算方法

本井田主要可采煤层稳定、较稳定，倾角均小于15°，利用煤层的伪厚度和水平投影面积，采用地质块段法进行资源/储量估算。

（4）资源/储量估算参数

1、计算面积厚度确定：面积采用水平投影面积；各块段厚度采用邻近工程点煤层厚度算术平均求得，煤层中单层厚度小于0.05m的夹矸，与煤分层合并计算采用厚度。

2、煤层视密度采用山西省煤炭工业局综合测试中心2007年4月2日对该矿9+10号煤层视密度的测定结果，9+10号煤层为1.45t/m3。

（5）资源/储量类别划分原则

井田内构造复杂程度为简单；煤层稳定程度：9+10号煤层为稳

定煤层，厚4.14-5.27m，平均4.64m，为厚度和资源/储量占优势的煤层，以此煤层选择基本线距。

2、矿井工业资源/储量

在全矿井保有的资源／储量51.12 Mt 9 中，探明的及控制的经济基础储量（111b+122b）占总资源/储量的比例为77.8%，推断的内蕴资源量（333）占总资源/储量的比例为22.2%.根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215－2005）及本井田的勘探情况，由于9+10号煤为稳定性好的煤层，设计对推断的内蕴经济资源量（333）9+10号煤可信度按90%考虑。

因此，矿井工业资源/储量为49.09 Mt。

3、矿井设计资源/储量

据本矿井的具体地质条件和煤层赋存情况，所需留设的永久煤柱主要为井田边界、公路、地面建筑和村庄煤柱。

（1）井田边界

井田边界煤柱在本井田内一侧按20m留设，本矿井共留设井田境界煤柱2.03Mt。

（2）地面建筑及村庄保护煤柱

本井田范围内主要村庄为红花窑村压，压煤量较大，中强福山煤业有限公司已考虑与地方政府签订村庄搬迁协议，其他规模均较小，考虑搬迁，本次设计不再考虑村庄煤柱的留设问题。

（3）断层及陷落柱煤柱

本井田地质构造简单，可采区域内无断层、陷落柱，故不考虑留设断层及陷落柱煤柱。

第三节 可采储量的计算

矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源/储量。

（1）工业场地煤柱

工业场地的煤柱：长*宽*煤厚经计算（2）大巷煤柱

设计考虑本矿井大巷两侧各留设30m保护煤柱。经计算，全井田共留设大巷煤柱2.75Mt 采区回采率根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）第2.1.3规定，9+10号煤层取75%，经计算，矿井目前设计可采储量为22.135Mt。

安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法。

井田边界煤柱留20m，水平大巷之间留20m，两侧留35m煤柱，工业场地按二级保护，井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度（表土移动角45°，基岩移动角72°）计算保安煤柱。

第三章 矿井工作制度生产能力

第一节 矿井工作制度

设计矿井井下采用“四·六”作业制，即每天4班作业，3班生产，1班准备，每班工作6h；地面采用“三·八”作业制，即每天3班作业，2班生产，1班检修，每班工作8h。矿井每天净提升时间16h。

第二节 矿井生产能力及服务年限

山西中强福山煤业有限责任公司生产能力根据井田储量和生产条件按0.9Mt/a进行设计。

经计算，矿井可采储量为49.99Mt，储量备用系数取1.3考虑，本矿井设计生产能力按0.90Mt /a计算，其设计服务年限为42.72ａ。

第四章 井田开拓方式

第一节

井口位置、形式、数目

一、井田共布置三个井筒

主斜井、副斜井、回风立井。主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山—沁水县级公路水地庄处，回风立井场地选在驼腰村西。

1、井筒数目及用途：

矿井，共布置三个井筒：即：主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途如下：

主斜井：井口标高+894.6。斜长540m。倾角24°34′，三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。落低9+10号煤层，标高+699m。装备带宽B＝1000mm的胶带机，担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。

副斜井：井口标高+916.00m，井底标高+698.00m，半圆拱断面，井筒净宽4.5m，净断面15.1m2，倾角29°56′，斜长408m。采用单钩串车提升。选用JK-3.5/20型提升机，担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。

2、井筒井壁结构

主斜井（已有）：表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式，支护厚度500mm。基岩段采用锚网喷支护方式，喷层厚度150mm。

副斜井：表土段采用现浇钢筋混凝土支护方式，支护厚度500mm。基岩段采用锚网喷支护方式，喷层厚度150mm。

二、井口位置、工业场地以及开拓布置方案设计的主要原则（1）尽量利用现有地面工程及设施设备，以减少基建投资。（2）地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能够满足0.9Mt/a的设计要求。

（3）靠近公路、交通方便，运输距离短。

（4）井口及工业场地尽量位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。

2、井田开拓方案

基于上述设计原则，根据本矿井煤层赋存特点，结合现有井筒、地面工业场地及井下条件，设计提出两个开拓方案进行技术经济比较。

方案一（三井筒方案）

主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山—沁水县级公路水地庄处，回风立井场地选在驼腰村西。

本方案的特点是两进一回采用中央边界式通风.主斜井井口标高+894.6m。斜长472m。倾角24°34′，落底标高+698m。三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。副斜井井口标高+903.3m。斜长408m，倾角29°56′，落底标高+699m。半圆拱断面，净宽4.5m,净高3.35m。净断面积15.1m2。该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务，兼做进风井和安全出口。回风立井井口标高+960m,井筒净直径5m,净断面19.6m2，垂深276m。担负回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。

井田内可采煤层为9+10号煤层，2号煤距离9+10号煤70-80m为不可采煤层.设计采用单水平开拓，全井田共划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.设计开拓大巷为三条,集中胶

带机运输大巷和集中轨道运输大巷，专用回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近。沿井田东部边界向北布置三条采区大巷, 一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区.在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区.井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。，在主斜井底设煤仓一个，布置通风行人巷。回风立井落底9+10号煤，通过回风绕道与回风大巷相连，形成开拓系统。

采区接续为：先采北采区，南二采区为接续采区。方案二（四井筒方案）

主斜井.副斜井及工业广场在井田中部，井田边界附近，在浮山—沁水县级公路水地庄处，回风井一个在井田北东角边界处, 另一个在井田南部中边界处.本方案的特点是两进两回采用两翼对角式通风.主斜井井口标高+894.6m。斜长472m。倾角24°34′，落底标高+698m。三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。副斜井井口标高+903.3m。斜长408m，倾角29°56′，落底标高+699m。半圆拱断面，净宽4.5m,净高3.35m。净断面积15.1m2。该井筒担负排矸、运送材料、下放设备、人员运输等任务，兼做进风井和安全出口。回风立井两个, 一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19.6m2，垂深276m。担负北采区回风任

务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。另一个井口标高+960m,井筒净直径为5m,净断面均为19.6m2，垂深276m。担负南一采区和南二采区回风任务，井筒内安装有梯子间，兼做安全出口。

井田内可采煤层为9+10号煤层，2号煤距离9+10号煤70-80m为不可采煤层.设计采用单水平开拓，全井田共划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.设计开拓大巷为三条,集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷，专用回风大巷,并按原有方位向东延伸至井田东部边界附近。沿井田东部边界向北布置三条采区大巷, 一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田北部边界为北采区.在井田中部沿南方向布置三条采区大巷,一条皮带运输进风大巷, 一条轨道运输进风大巷, 一条专用回风大巷,至井田南部边界为南一采区和南二采区.井下主要硐室有井下主变电所、主排水泵房及水仓、井下消防材料库、井下爆破材料发放硐室等。，在主斜井底设煤仓一个，布置通风行人巷。回风立井落底9+10号煤，通过回风绕道与回风大巷相连，形成开拓系统。矿井共划分为三个采区，即北采区、南一采区和南二采区。设计初期在北采区布置一个放顶煤综采工作面。

采区接续为：先采北采区，南一采区为接续采区。

3、方案比较

两个方案相比，方案一具有以下优点：

1）井筒个数少，主、副井在一个工业场地内，比较集中，便于生产管理。

2）井筒工程量及井筒装备投资均比较省

3）与方案二相比，井筒初期井巷工程量少，投资省。建井工期短比方案二少。

4）工业场地压煤量小，资源回收率高。5）新增用地少，比方案二少。方案一缺点：

1）通风阻力比方案二大.单主扇功率大.2）安全出囗少, 回风行走路线长.方案二优点： 1）主扇选型功率小。2）风路短,通风容易.缺点：

1）井筒个数多, 多一个回风井用地.2)井筒工程量大, 初期投资大.3)主扇风机多, 管理比方案一难.。

综上所述，方案一与方案二相比，井筒数量少，占地面积小；比较集中，便于生产管理。井筒.装备投资少，施工工期短等优点，虽然方案一通风路线长, 但矿井实行一采两掘工作面少, 用风量不大, 一台大功率主扇可以满足矿井南北两翼供风需求。

经技术经济多方面比较，本设计推荐方案一。

第二节 垂高及开采水平的规划

设计采用单水平沿煤层开拓，全井田划分一个水平，井底车场设在9+10号煤层，水平标高+699m.服务年限为42.72（a）。

第三节 主要运输大巷的布置方式和位置选择

井田中部，主、副斜井井底向东方向布置矿井集中胶带机运输大巷和集中轨道运输大巷至井田东边界，平行轨道巷间隔20米布置一条总回风大巷至井田东边界回风立井。形成开拓系统

1.盘区划分

本井田内共有一层可采煤层9+10号煤层，全区可采。根据井田内地质构造及煤层赋存特点以及采空区的范围，结合工作面装备水平，为适应安全高效综合产业工作面的布置要求，设计确定大采区尺寸、增加工作面推进长度、尽量减少工作面搬家次数，提高矿井单产及效率。

根据上述原则及本井田的井田范围，结合井田开拓部署、大巷位置、煤层赋存情况、工作面推进长度、生产规模、煤层厚度变化情况、构造分布情况、装备水平及国内外安全高效矿井生产经验等因素，设计确定全井田分煤组共划分为三个采区，即北采区、南一采区和南二采区。

2.开采顺序

根据井田内地质构造及煤层赋存特点，首先开采北采区；南一采

区，为接续盘区。工作面均采用后退式回采。

第五章

矿井基本巷道

第一节

井筒、石门与大巷

矿井，共布置三个井筒：即：主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途如下：

主斜井：井口标高+894.6。斜长540m。倾角24°34′，三心拱断面，净宽3.3m，净高2.9m，净断面积9.26m2。落低9+10号煤层，标高+699m。装备带宽B＝1000mm的胶带机，担负矿井提煤任务，兼做进风井和安全出口。井筒内有3寸压风管；2寸静压管；主电缆；及人行阶梯。

副斜井：井口标高+916.00m，井底标高+698.00m，半圆拱断面，井筒净宽4.5m，净断面15.1m2，倾角29°56′，斜长408m。采用单钩串车提升。选用JK-3.5/20型提升机，担负排矸、运送材料、下放设备、上下人员等任务兼做进风井和安全出口。井筒内有4寸静压管一趟；4寸排水管两趟；及人行阶梯。

第二节

井底车场

一、井底车场位置及形式的选择

副斜井井底在9+10号煤层中设有平车场，长度100m，可以同时存放空重矿车60辆，通过能力较大，主要为辅助提升服务，矿井实际运输量较小，车时形式简单，调车方便，工程量省。

二、井下硐室名称及位置 主斜井井底硐室有：井底煤仓。

副斜井井底硐室有：等候硐室、医疗硐室、井下消防材料库、中央变电所、中央水泵房、管子道、中央水仓、爆破材料发放硐室等。

井底煤仓采用直煤仓，井底煤仓直径8m。垂高30m。现浇钢筋混凝土支护，容量1200t。

井底水仓有主、副水仓组成，主水仓有效长度90m。容积900m3,副水仓有效长度60m。容积600m3,采用调度绞车牵引1.5吨矿车人工清理。9+10号煤井底煤仓直径8m。垂高30m。现浇钢筋混凝土支护，容量1200t。

矿井正常涌水量为12.5m3/h，8小时涌水量为100m3，水仓总容积1500m3，大于100m3，符合《煤矿安全规程》第280条要求。

井下爆破材料库为壁槽式，总体积200m3。采用独立通风。

三、井底车场主要巷道及硐室的支护方式及支护材料 副斜井井底车场采用半圆拱断面、锚网喷支护方式，喷层厚度150mm；井下爆破材料发放硐室、中央水泵房、中央变电所及水仓采用半圆拱断面，现浇混凝土支护方式，支护厚度350mm；管子道和

井下消防材料库采用半圆拱断面，锚网喷支护方式，喷层厚度150mm；井底煤仓采用现浇钢筋混凝土支护，支护厚度400m。

第六章

采煤方法

第一节

采（盘）区地质条件与选定的采煤方法

1、煤层开采条件（1）地质构造

8401工作面位于吕梁—太行断块之沁水块坳的次级构造单元，郭道—安泽近南北向褶带中南段西部边缘。该褶带走向北北东，北宽南窄，褶皱排列较为紧密，成组出现的褶皱表现为若断若续。但因井田处于褶皱带西部边缘，受邻近构造带影响，井田内构造特征表现为中部、东部以褶皱为主，褶皱多属宽缓褶曲，对煤层、地层没有明显影响。西侧断裂发育，但断距较小，5-8m间，对煤层、地层的破坏影响较小，总体倾向以南东为主，倾角一般3°-11°。井田内未见陷落柱及岩浆活动。因此，本井田构造类型属简单类型。

（2）工程地质

9+10号煤层：伪顶为泥岩或炭质泥岩，较薄，随采随落，直接顶和老顶为K2石灰岩，石灰岩厚度4.90—8.85m平均4.83m。脆性顶板，易管理。9号煤层顶底板力学试验成果，顶板抗压强度22.6-39.6MPa，抗拉强度3.93-4.47MPa，抗剪强度3.89-5.51MPa；底板粉砂岩抗压强度18.2-27.9MPa，抗拉强度1.62-4.33MPa，抗剪强度3.63-8.04MPa。底板属软弱-中硬岩性，发生底鼓的可能性较小。

（3）瓦斯、煤尘爆炸性、自燃倾向性及地温地压

9+10号煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，9+10号煤层无煤尘爆炸危险性，自然倾向性为Ⅱ级，为自燃煤层。井田内无地温，地压异常，属地温地压正常区。

（4）水文地质

9+10号煤位于太原组第一段上部，直接充水含水层为太原组碎。2．采煤方法的选择

根据本矿井的地质条件、煤层赋存特征和矿井生产规模，设计考虑9+10号煤开采提出大采高综采一次采全高和综采放顶煤一次采全高两种采煤方法进行比选。

方案一： 综采放顶煤一次采全高采煤法

放顶煤综采采煤法就是在厚及特厚煤层的底部布置回采工作面，采用滚筒式采煤机、放顶煤液压支架、刮板输送机及其他附属设备进行配套联合生产，除用采煤机正常割煤外，还利用矿山压力或辅以人工松动方式使工作面上方顶煤破碎，并随着工作面的推进从液压支架的上方或后方放出并回收的一种采煤方法。

与大采高综采一次采全高相比放顶煤综采有如下优越性：（1）设备投资少。

（2）井巷工程量省，由于放顶煤设备外形尺寸及重量均小于大采高设备，在满足通风要求的前提下，巷道断面要求小，井巷工程量少，且本矿井副斜井倾角较大，为29°56′。若使用大采高设备，最大件重量较大，提升绞车选型困难，投资大，且运输安全性差。

（3）占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤基本是利用地压破煤，依靠自重放煤，所以综采放顶煤是一种动力消耗量最小的综合机械化采煤方法。

（4）与一般的综采相比，综采放顶煤采煤成本明显降低。（5）综采放顶煤开采过程中，由于其顶煤利用地压破碎，依靠自重有控制的放煤，块煤量与机采割煤相比有所增加，经济效益比较明显。

（6）综采放顶煤对地质构造较复杂、厚度变化较大煤层的开采，比大采高综采更灵活和适用。据矿方介绍，实际开采中9+10号煤煤层厚度变化较大，局部厚度达到6m左右。所以采用放顶煤开采，资源回收率高。

其主要缺点是：

（1）工作面设备多，工艺复杂，管理复杂。（2）混入矸石多，原煤灰分高，工作面作业条件差。（3）瓦斯不好管理。（4）工作面回采率低。

方案二 ：大采高综采一次采全高采煤法

大采高综采一般认为是指分层高度和采煤机割煤高度大于3.5m 的综采。我国于上世纪七十年代末从德国引进了部分大采高液压支架和相应的采煤、运输设备，与此同时开始国产的大采高液压支架和采煤机的研制和试验工作，经过二十多年的努力，已取得了明显的进展。大采高采煤法一般适合煤层厚度为3.5～5.5m，煤层及顶底板中硬以上的地质条件。目前大采高工作面最大采高已达7.0m，随着大采高设备和技术的进步，大采高综采已成为我国高产高效矿井的主要采煤方法之一。

与放顶煤综采相比大采高综采的主要优点是：

（1）工作面单产高，增产潜力大，工作面单产在同等条件下比一般综采高，回采工效高。

（2）工作面设备少，工序简单，易管理。（3）和放顶煤综采相比，含矸率低。（4）工作面回采率高。其主要缺点是：

（1）采高大，工作面煤壁松软时易片帮。（2）设备投资较高。

（3）工作面装备及配套环节能力大，运行费用高。

经过上面对两种采煤方法的比选，设计认为采用综采放顶煤一次采全高采煤法初期投资少、见效快，且与矿井0.9Mt/a的生产规模相适应。放顶煤综采适应性强，产量高，有明显的经济效益。

9+10号煤的冒放性分析：

(1)开采深度

生产实践和理论计算都表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。开采深度与顶煤冒放性的关系可通过有限元计算的顶煤破坏系数寻找其规律。本井田9+10号煤层埋深270～450m左右，大部分煤层开采深度大于300m，从开采深度看，较有利于顶煤的冒放。

(2)煤层强度

国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。一般当煤层硬度f系数小于

2、强度小于20Mpa时，顶煤冒放性较好。应当指出的是，煤层作为一个整体，其强度不仅与煤层抗压强度有关，同时也与煤层的节理和裂隙发育程度有关，一般煤体都存在不同程度的地质弱面和构造裂隙，节理裂隙发育的煤层，煤体的完整性较差，因而大大降低煤层的强度，顶煤在矿压的作用下易于破碎，节理裂隙越发育，顶煤的冒放性越好。而本区9+10号煤节理裂隙较发育，从而降低了煤层的整体强度，对提高顶煤冒放性有一定的作用。

(3)煤层厚度

根据国内外综采放顶煤的实践经验，顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，理论研究也证明综放开采的最大临界厚度为12.5～13.0m，最小临界厚度为4.5～5.0m，采放比以1:1～2.4为宜，设计对本矿井9+10号煤进行了厚度分析： 9+10号煤煤层厚4.14-5.27m，平均4.64m。若采高2.3 m，顶煤厚度平均为2.34m左右，平均采放比

1:1.02，符合放顶煤一次采全高条件。

(4)煤层结构

若煤层存在坚硬的夹矸，则会严重影响顶煤的冒放性。一方面夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤难以冒落；另一方面，即使顶煤垮落之后，夹矸形成大块，影响顶煤的流动性，堵塞放煤口。因此夹矸的存在对放顶煤是一种不利因素。本井田9+10号煤一般含夹矸1～2层，厚度为0.1-066m。夹矸为泥岩，夹矸强度相对较低，故对顶煤的冒放性不会产生较大的影响。

(5)顶板条件

影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和基本顶两部分。直接顶对顶煤的压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综采放顶煤开采顶煤破碎冒落后能够顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤的回收。性脆易碎，易管理。且直接顶的厚度能够达到充满采出煤厚的空间，因此对9+10号煤采用放顶煤比较有利。

本矿9+10号煤层埋藏较深，设计认为9+10号煤层宜采用一次性放顶煤综采。综上所述本矿井9+10号煤层采用一次采全高放顶煤综采采煤法，全部垮落法管理顶板。在技术上是可行的，经济上是合理的，适应煤厚变化，有利于提高矿井的经济效益。

第二节 采（盘）区巷道布置和要素

一、首采区位置及首采工作面的确定

矿井设计为3个生产盘区，即:北采区和南一采区和南二采区。

北采区东西长1620m左右，南北宽1685m左右，面积约2.279km2.南一采区东西长1250m左右，南北宽1685 m左右，面积约2.106km2.南二采区东西长1405 m左右，南北宽1685 m左右，面积约2.367km2.首采北采区。

二、选型原则

综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。矿井规模定位在二十一世纪现代化大型矿井，生产高度集中，工作面生产能力大。从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采工作面要求加大工作面长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，搞好端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对这些要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：

1、机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。

2、为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用大功率综掘机掘进，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。

三、设备选型

矿井初期达到设计生产能力时，井下9+10号煤布置一个综采放顶煤一次采全高工作面，一个工作面保证0.9Mt/a的生产规模。所以9+10号煤工作面设备选型必须满足0.9Mt/a的生产规模。

采掘工作面主要设备选型时，应遵循以下主要原则：技术先进，运行可靠，操作简单，维修方便；各设备间相互适应，能力匹配，运输畅通，不出现“卡脖子”现象，另需考虑设备的备品备件是否容易采购等问题。

北采区9+10号煤综采放顶煤工作面主要采煤设备选型（1）采煤机

9+10号煤层位于太原组第一段上部，因9、10号两层煤层相距很近，仅有0.1-0.66m，由灰、深灰色泥岩组成的夹矸分开，即合并为一层。含夹矸1-2层，其顶板直接为K2灰岩或在局部地段为0.3-0.5m厚的泥岩。煤层厚4.14-5.27m，平均4.64m。底板为灰色泥岩或炭质泥岩。

工作面采用双向割煤、端头斜切进刀的工作方式。工作面割煤高度为2.3m，首采一盘区放煤高度平均为2.34m，工作面平均回采率为85.0%。工作面采用“一采一放”的放煤方式，采煤机截深和放煤步距均为0.8m。

（2）刮板输送机 ① 前部输送机运输能力

Qm=60·B·Hg·Vc·γ=60×0.8×2.3×1.25×1.45=200.1(t/h)

Qq≥Kc·Kh·Kv·Ky·Qm=1.35×1×1.05×1.3×201.7=368.7(t/h)式中：

Qm—采煤机平均落煤能力,t/h； ② 后部输送机运输能力

后部输送机运输能力取决于工作面放煤能力，所选输送机运输能力应满足放煤能力要求。

采煤机割一刀煤所需时间为：

Tg=(L+Ls)/Vc+Td=(120+50)/1.25+4=32.4(min)工作面可弯曲刮板输送机选型应满足三个方面的要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应；二是结构形式与采煤机、液压支架相匹配；三是输送机长度与工作面长度相一致。根据以上原则，前部刮板输送机选用SGD630/220；后部刮板输送机选用SGZ630/320。

（3）回采工作面运煤设备 9+10号煤层工作面：

转载机：SZZ730/110，转载能力为700t/h，功率110kW，电压1140V。

破碎机：PLM800破碎能力800t/h，功率90kW，电压1140V。运输顺槽可伸缩带式输送机：铺设长度740m，带宽1000mm，输送能力800t/h，功率160kW，电压1140V。

四、工作面顶板管理方式，支护设备选型

1、液压支架工作阻力与支护强度计算

9+10煤工作面顶板均采用全部垮落法管理，选用液压支架支护。

支架工作阻力有多种计算方法：预计法、估计法、类比法、实测法、动载系数法、岩重法、支架载荷数理统计回归法等，这些方法大都根据矿井实际生产资料或实测数据作为计算依据。本设计按估计法来计算支架工作阻力。

2、液压支架选型

9+10号煤层平均采高2.3m，放煤高度平均2.64m。选用采煤机采高为1.4～2.92m。液压支架的支护高度，应满足采煤机采高变化范围要求。不同的采高对支架强度要求也有所不同。

根据计算，9+10号煤层综采放顶煤工作面，设计选用ZF6400/18/32H型放顶煤液压支架。主要技术参数见表

工作面端头位于工作面和顺槽的连接处，是行人、运输和通风的必经之地，多种设备的汇集处，也是工作面支护和巷道支护的交叉地带，端头处条件复杂，位置重要。设计采用端头支架支护，综采工作面选用与综采支架相配套的端头支架。每个工作面配备4架。

3、其他辅助设备

9+10煤工作面各配备有PRB5-80/31.5型乳化液泵站一台，两泵一箱、WPB-320/6.3型喷雾泵站一套，两泵两箱、MYZ-200型煤层注水钻机一台、7BZ-4.5/160型注水泵一台等。

五、工作面回采方向与超前关系

回采工作面采用后退式开采，首采工作面布置在采区边界，9+10煤工作面顺槽采用双巷布置。

第三节 回采工艺

1、回采工艺

9+10号煤综采放顶煤工艺：

根据综采放顶煤的实际生产工艺，目前放煤工艺主要有单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤以及多轮间隔放煤。

单轮顺序放煤容易混入矸石，如果实行“见矸关门”的原则，煤炭损失太大。

多轮顺序放煤和多轮间隔放煤统称为多轮放煤。多轮放煤顶煤丢失严重，放煤时间长，影响开机率，不利于工作面实现高产高效。

根据本矿井煤层的赋存条件及厚度、煤层结构和顶底板岩性，设计选择分段放煤，段内采用单轮间隔多口放煤工艺。

2、回采率

9+10号煤首采工作面及采区回采率的计算

9+10号煤为综采放顶煤工作面，机采回采率为93%，顶煤可放部分的回收率为85%，顶煤不可放部分包括起始线不放煤长度（取6m），距离停采线不放煤长度（取9m），工作面上下端头各有3架支架不放顶煤，长度共计11.2m。

第七章 井下运输与提升

第一节 运输方式

地面材料、设备等从副斜井JK-3.5/20型单滚筒提升机牵引矿车→井底车场JD-2.5型调度绞车牵引矿车→集中轨道运输大巷JD-2.5型调度绞车牵引矿车→9+10号层车场JD-2.5型调度绞车牵引矿车→9+10号层轨道运输大巷JD-2.5型调度绞车牵引矿车→9+10号

层工作面轨道运输顺槽JD-2.5型调度绞车牵引矿车、掘进工作面JD-11.4型调度绞车牵引矿车。

矸石运输与材料运输系统方向相反。

第二节 矿井提升

本矿井主井采用斜井开拓，矿井设计生产能力为90万t/a，工作制度为330d/a，提升时间16h/d，每天三班生产，一班检修。主斜井安装带式输送机，担负原煤的提升。

根据矿井生产能力、开拓方式、采区及工作面布置等条件，主斜井原煤提升采用钢绳芯深槽角强力胶带输送机。

井底煤仓的原煤通过大型给煤机、经主斜井胶带输送机输送至主斜井井口房，再转载至地面生产系统。

（2）带式输送机选型计算

输送物料：原煤，粒度0～300mm、散密度：ρ=0.9t/m3、输送量：Q=250t/h、主斜井井筒总长472m，提升高度：197米；倾角24.5°。

副斜井提升设备(一)设计资料

1、提升任务

（1）最大班下井人数 91人（2）矸石 20车/班（3）设备 10车/班（4）材料 12车/班

2、最大件为液压支架，最大件重24 t（包括特制平板车重）。

3、提升容器：选用MG1.7-9B，1.5吨固定矿车。自重974kg，取1000kg。升降液压支架采用特制平板车。

4、井筒倾角30°，斜长410m，单钩提升，机械提人。(二)方案概述

经验算，设计选用一台JK-3.5/31.5型提升机可以满足升降最大件等辅助提升任务，选用绳速3.0m/s。根据目前常用的电动机及电控类型，本提升机配套电动机选择直流电动机，型号为Z560-2A 630kW，660V 520r/min。

固定天轮：TSG-3000。

钢丝绳：40—NAT—6×19S＋FC—1670—ZZ—881—590 GB8918－2006。

(三)选型计算

井口、井底为平车场，每钩设计限挂3辆矿车。

人员上下采用斜井人车，选用XRB8-6/4型，首车1辆（自重1800 kg），尾车2辆（自重950 kg），每节乘座8人。

(四)选型及校验结果

1、提升机及电动机校验结果：

新选JK-3.5/20型提升机，配套直流电动机，型号为Z560-2A 630kW，660V 520r/min。满足矿井辅助提升任务及现行《煤矿安全规程》的要求。

2、钢丝绳选型结果：

选用国标钢丝绳：40—NAT—6×19S＋FC—1670—ZZ—881—590。

3、电源及电控设备：

副斜井提升机10kV电源引自工业场地35kV变电所10kV配电装置，双回路进线，一用一备，电缆引入。

整个电控系统包括：高低压配电设备、电动机电枢回路的整流变压器、变流设备及全数字控制、操作及监控系统。

第八章 矿井通风与安全

第一节

风量的计算

矿井日平均产量3000吨，矿井为低瓦斯矿井，矿井按最多入井人数200人计算，矿井所需总风量为：Q总=4×200

m/分=800 m/分

第二节 矿井通风系统和风量分配

矿井通风方式：中央边界式；通风方法：抽出式。

矿井通风系统：主斜井、副斜井→井底→运输皮带巷、运输轨道大巷→北采区皮带巷、北采区轨道巷→2401进风巷→8401工作面→5104回风巷→北采区回风巷→回风立井→地面

其它用风地点通风系统：主斜井、副斜井→进风大巷、采区进风巷→用风地点→回风大巷、采区回风巷→回风立井→地面

33第三节

矿井负压、等积孔和扇风机

矿井现有主扇两台一台使用；一台备用，主扇风机型号：FBCDZ——NO18(D);主扇功率2×75KW；负压水柱152mmH2O;矿井实测总风量2843 m3 /min；矿井总风阻R=h/Q2 =152/(2843/60)2 =0.0677(千繆)

等级孔：A=Q/√h=47.38/√152=1.46m 2 矿井通风难易程度为中等。

参考文献：

（1）徐永圻等，《煤矿开采学》，中国矿业大学出版社，1999；（2）冷金龙等，《矿山井巷工程量计算手册》，河北科学技术情报研究所出版，1984；

（3）陈炎光等，《中国采煤方法》，中国矿业大学出版社，1991；（4）徐永圻等，《中国采煤方法图集》，中国矿业大学出版社，1990；（5）刘吉昌等，《倾斜长壁开采》，煤炭工业出版社，1993；（6）张荣立等，《采矿工程设计手册》，煤炭工业出版社，2003；（7）张国枢等，《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2000；（8）王家廉等，《煤矿地下开采方法》，煤炭工业出版社，1985；（9）杨坚等，《矿井提升运输选型设计》，煤炭工业出版社出版，1981；