白山坪有限公司磨田煤矿24采区设计说明书.doc

湘 白山坪有限公司磨田煤矿24采区设计说明书 院（系）湘潭大学职业技术学院 专 业煤矿开采技术 学 号20089214224 姓 名伍 文 指导老师龙海洋 完成日期 前言 本次毕业设计是按照湘潭大学能源工程学院资源与环境工程系下达的毕业指导书的要求完成的。整个设计内容包含了采矿专业学过的所有知识如煤矿地质、井巷工程、矿山机械、煤矿安全、煤矿开采方法等。设计以毕业实习、生产实习及各种其它实习为基础。在多次的实习过程中，积极参加矿山生产实践，学习现场处理技术问题的能力，深入理解矿山生产的技术保障，为本次设计打下坚实的基础。 我的设计题目是白山坪磨田煤矿24上山采区采区设计。为了完成这次设计在实习期间了解了该采区的具体情况，并思考其改进方案，这在我的具体设计中会有所体现。同时考虑到矿山是一个整体系统，各个方面相互配合才能提高效率，我对开拓系统、运输、提升等其它方面也关注很多。 经过指导老师龙海洋老师认真负责、耐心细致的指导和我本人的努力，历时两个多月，我终于完成了本次毕业设计。 由于编者水平有限，考虑不周，不合理的地方在所难免，望各位专家学者给予批评指正，编者将不胜感谢 第一章 矿井概况 第一节、矿山概况 磨田煤矿隶属白山坪矿业有限公司，位于耒阳市大市乡和龙塘镇镜内，距白山坪矿业公司40公里，距耒阳市30 公里，有公从耒阳县直达井田内，从浪石坪与京广铁路接轨之专用铁路线已通至龙塘铺井田其直线距离约4.5公里。其地理坐标东经1130 ，北纬26030’，故交通尚较方便。 一、环境现状 磨田为一低山丘陵地区，山间沟谷发育，总的地势是东高西低。 距耒阳县气象站1962－1972年资料，历年平均气温为17.9 0C,气温最低零下7.7 0C（1972年2月19日），最高40 0C（1971年7月21日），地势坡度较大，地形地貌条件有利于大气降水的汇集和排放。最高降雨量1863.5mm（1961年），雨季多在三至四月；平均相对湿度81，最大蒸发量2021.5mm（1963年），在冬季以东北风为主，南风次之，夏季以南风为主，春季为偏南风的偏北风，最大风速12m/s，地震强度为5级。 矿区煤层露头处老窑分布，以开采5、61煤层居多，开采范围沿走向60－150m，个别甚至达到700多米，老窑有互相沟通现象造成众多煤炭损失。 二、矿山历史与范围 磨田煤矿于1983年破土建井，1986年正式投产，年设计生产能力15万吨/a，2005年破产重组，2011年正在准备综采工作面，来年有望年产量达到5万吨/a，其北起F12倾向逆断层，南止F13逆断层，上限27m水平，下限－400水平，井田走向长为4.5公里，倾向宽平均为0.68公里，面积为3.03公里2。 第二节、井田地质 一、概况 矿井位于郴耒煤田白沙向斜的北端，构造线方向主要为北40－600东，往往有挤压剧烈的褶皱出现，在其轴部则伴生有逆断层，磨田以断裂米，煤系地层走向一般为北东－南西，井田内地层倾角一般为300，整个井田内主要有F15－F18断层，其中F15断层范围较大，贯穿井田南北。磨田矿井出露的地层有第四系、三迭系下统大冶组，、二迭系上统大隆组及龙潭组（表1.1） 磨田煤矿地层简易表 地 层 厚度 主要岩性简述 第 三 界 第四系 Q 2-15 5 风化残积层，泥砂 中 生 界 下三叠统 大冶组Tt1 225 灰－青灰色泥灰岩，泥质灰岩，间夹灰绿 色泥质粉砂岩 古 生 界 下二叠统 大隆组P2ta 标志层 硅质泥岩和灰岩 龙潭组P2L2 中细粒杪岩，粉砂，细砂及粉与细砂互层 二、煤系地层主要是二迭系上统大隆组及龙潭组，根据地层特征及含煤性分为上下两段 所含煤层主要在上段 （一）、一煤组（P2L2） 上与大隆组成整合接触，主要为砂质泥岩与泥岩组成，为灰黑色，薄层状，缓波状层理，含植物化石碎屑，富含黄铁矿星点及结晶或半结晶的黄铁矿团块和少量的菱铁矿结粒为其特点，底部为一煤层厚0－2.12m （二）、2－6煤组（P2L22） 上部以粗细碎屑岩频繁交替为其特点，下部以粗屑碎岩为主，含煤8－10层 1、2煤层局部可采，厚0－1.77m 2.、3煤层局部可采，厚0－2.20m 3、4煤层局部可采，厚0－1.69m 4、5煤层为主要可采煤层，厚0－7.4m 5、中细粒砂岩本层层位较稳定，厚度有从东向西变薄的趋势，其中含煤1－4层（厚0.16－0.87m） 6、61煤层为主采煤层厚0－5.8m （三）、7煤组（P2L22） 1、62煤层局部可采，厚0－1.74m 2、7煤组局部可采0－17.11m 3、10煤层多为粉末状，极不稳定，高脚杯0－0.50m 磨田井田煤层特征表（表1.2） 煤 层 名 称 钻孔见煤情况 可 采 含 煤 率 （） 煤 层 结 构 煤层厚度 最小 最大 平均 m 煤 层 间 距 m 备 注 穿 过 层 位 （点） 见 煤 （点） 可 采 （点） 1 10 7 1 10 简单 0－0.86 0.36 60 10 13 12 17 7 15 2 19 15 7 36 简单 0.－1.89 1 3 24 14 2 8 简单 0－1.24 0.23 一般不可采 4 29 19 2 7 简单 0－0.9 0.29 5 51 50 42 82 较简单 0－0.23 0.16 一般不可采 61 41 41 36 88 较简单 0－3.82 1.95 主采煤层 62 23 17 7 30 简单 0－1.54 0.41 一般不可采 7 20 17 7 35 较简单 0－5.15 0.85 局部可采 第三节、水文地质 一、地表水系 白沙矿区为一低山丘陵区，总的地势是北东高，南西低，最高标高395.5m（坡箕垄），最低94m（磨田村附近），地面坡度较大，地形地貌有利于大气降水的汇集和排放。 磨田矿区有一地表水河敖河 敖河了源于朱山岭，在曹家湾（98线）处进入煤系，垂直切到和沿煤层走向径流，在磨田（86线）流出本区，至大陵市汇入耒水。最高洪水位在磨田村97.11m 关于开采过程中，其安全深度以及地表溪流、老窑水等是否会流入矿井的问题，据所获资料结果，某些区段小于安全深度，河水、老窑水将不同程度的近入井巷。 二、岩层含水层 （一）、第四系 一般区内不甚发育，厚约10m左石，为基岩风化残积物和坡积物，多分布在切割沟谷之上，是良好的透水层。 （二）、大冶组 可见都江堰220m，为灰、深灰色，薄至中厚层状泥灰岩，泉水大多出露在南部丘陵地带 （三）、大隆组 厚一般为60m，灰。深灰色硅质砂岩和硅质泥岩，泉水可见，浅部发育两组构造节理，含风化裂隙潜水，深部均可视为隔水层。 （四）、龙潭组薄层砂岩 厚一般约28m，灰色、深灰色细粒石英砂岩，含裂隙承压水，故个别钻孔发生涌水，涌水水位可高出地表12m 五、2－7煤组 厚约90md左石，由中细粒粉砂岩，泥岩和煤层组成，深部含水性微弱。 （六）、龙潭组下段 以细粉砂岩为主，含水性微弱。 当敖河在86线（磨田）一带切割煤系地层时，河水与老窑水有水力联系，相互补给排放。 磨田井田供水点有三处均可利用，一是供泉6，二是供泉3，三是供泉7与河水。 第四节、排水状况 磨田煤矿现属两级排水 一级－150－地面高度285m,井口标高130m，地面净化水池标高135m,井底水泵标高－150m，井底水仓容量997.6m3,矿井中央泵房装有四台水泵，其中，有三台型号为150D－30 x10离心式水泵，其额定扬程为307m，额定流量为155m3/h，配备三台JS136－4电机，电机功率200kw，另外一台型号为200D－43x8离心式水泵，其额定扬程为326m，额定流量为288m3/h，配备一台YB450S3-7电机，电机功率为400kw，四台水泵总排水量为753m3/h，现装有二趟排水管路。 二级排水分24采区二轨－248水泵房和暗副井－300水泵房；其中暗副井－300水泵房排水高度150m，上部排水沟标高为－150m，暗副井井底水泵标高－300m，井底水仓容量1842.3m3，矿井－300水泵房装有三台水泵，其三台型号为150D-30 x6离心式水泵，其中额定扬程为180m，额定流量为155m3/h，配备三台JS136-4电机，电机功率22kw，三台水泵总排水量为465m3/h，其中24采区二轨－248水泵房排水高度120m，上部排水沟标高－136m，－248水泵房标高－250m，井底水仓容量338m3，矿井－248水泵房装有两台水泵，其两台型号为D85－45x3离心式水泵，其中额定扬程为135m，额定流量为85m3/h，配备有两台电机功率为55kw，两台水 泵总排水量为270m3/h。 开采情况 矿井主采5及61煤层，整个矿井的开拓方式为立井、暗斜井多水平开拓方式，现生产水平达到－300m，生产采区有23、24采区，现有生产系统较简单，准备综采的同时，建立一新井。 第二章、采区地质情况 第一节、采区概况 24采区系开采磨田煤矿二水平北部煤层，位于磨田煤矿井田北端，北至井田边界，南至第89勘探线；上部边界为-150m；深部边界为-300m。本采区南北走向长800m，东西倾斜长约292m，总面积约为233600m2，其西部是已采的14采区，南面与22采区毗邻，采区为后退式开采，所以当24采区采完后接替的是22采区。 第二节、采区地质情况 一、煤层特征 本区含有六层煤层，可采煤层一层为六煤层，六煤的主要特征见下表（表2.1） 煤 层 名 称 厚度 最大－最小 平均（m） 容重 （t/m3） 角度 最大－最小 平均（0） 层间 距 （m） 顶板性质 伪顶 直接顶 基本顶 岩 性 厚 度 岩 性 厚 度 岩 性 厚 度 6 2.10－1.23 1.8 1.63 45－26 32 5煤与6 煤的间距为12.85－17 砂质泥岩 0.4 粉砂岩 7.7 石英砂岩 16.7 二、煤层开采条件 瓦 斯 低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为0.07m3/min CO2 低CO2矿井, 绝对CO2涌出量为0.06m3/min 煤尘爆炸指数 无爆炸危险性 煤的自燃倾向性 无自燃倾向性 地温危害 正常 冲击地压危害 正常 三、水文地质条件 采区水文地质条件简单，涌水量不大 四、顶底板岩性 顶底板名称 岩石类别 硬度 厚度m 岩性 顶板 基本顶 石英砂岩 6 16.7 深灰色，厚层状，水平层理 直接顶 粉砂岩 4 7.7 灰黑色，薄层状，微波层理 伪 顶 砂质泥岩 3 0.4 黑色，薄层波状层理 底板 直接底 粉砂岩 5 4.4 灰黑色，薄层状，微波层理 采区综合柱状图如附图 五、地质构造情况及对开采的影响 本工作面地质构造简单，大体呈一单斜构造，次一级构造发育，有使煤层变薄的可能，但对开采无大的影响。 第三章、采区储量与生产能力 第一节、采区储量 一、储量计算 （一）、工业储量 储量计算公式为QS*m*r 式中 Q---－储量（万t） S----煤层面积（m2） m----煤层厚度（m） r----煤的视密度（t/m3） 煤层面积为233600m2，厚度为1.8m，r1.63m3/t 所以Q233600*1.8*1.63 685382.4t 、可采储量 ZPc-P-PS*C 式中 Z----可采储量 Pc----工业储量 P-----永久煤柱 C----为采区回采率 取80 回采要求薄煤层不低于85，中厚层不低于80， 所以Z（685382.4－10*292*1.8*1.63）*0.8＝541452.10t 第二节、采区生产能力及服务年限 一、采区生产能力 （一）、回采工作面生产能力 A0L*V0*r*m*C0 式中 L----采煤工作面长度，m m----煤层厚度或采高，m r----煤的体积密度，t/m3 C0----采煤工作面采出率。薄煤层97；中厚煤层95；厚煤层93 其中V0----工作面推进度，m/a; V0N*n*l*r N----年工作日数； 一般按300-330天， n----日循环数目； 个 l----循环进度； m r----正规循环率 70－100，一般不应低于80，湖南一般不能达到此标准， 本采区采用炮采采煤工艺，工作制为三，八制，；边采边准，工作300天，L＝800m，工作面回采率取C095，工作面正规循环率为75，循环产量为535t，日产量为320t，故日循环数目为n260/435（个），循环进度为1.2m， V0＝300*（320/535）*1.2*0.75＝161.50（m/a） A096*161.50*1.63*1.8*0.95＝43213（t/a） （二）、采区生产能力的确定 A∑A0KK0 采区的生产能力；（t/a） ∑A0各工作面生产能力之和;t/a k掘进出煤系数；取1.1 由于本采区拟定一个采面生产，因此采区生产能力按一个采面生产能力及掘进煤量计算。 掘进工作面出煤量按采煤工作面产量的11％计算 k0----工作面产量不均衡系数。（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1，两个工作面时取0.95，三个工作面时取0.9，） 设计采区总共有6层煤，可采煤层只有一层为6煤层，平均厚度为1.8m，煤层倾角为320，底板条件较好，考虑维护费用，将两条上山（轨道上山和运输上山）布置在煤层底板岩中，采用单翼开采，采用单工作面实行后退式开采，总共可划分6个采煤工作面，掘进出煤率取1.10，工作面产量不均衡系数取0.95 所以 A＝2*43213*1.10*0.95＝90315.3（t/a） 鉴于本采区地质构造复杂，煤层产状变化大，采面生产能力受到一定限制。因此，本采区设计能力确定为9万吨/年。 二、采区服务年限的确定 （一）、采区服务年限计算 TQK/AC54.15/（91.3）4.7年 式中 T采区服务年限 QK采区内可采储量 万吨 A采区生产能力 万吨/年 C储量备用系数 取1.3 （二）、采区服务年限的确定 根据上述计算及采区内地质构造，开采技术条件，确定该采区的服务年限为4.7年。 三、采区生产能力（AB）验算 （一）、采区上山运输能力验算 AB≤AnTη0/K300 An设备生产能力,80t/h; η0运输设备正常工作系数，取0.7-0.9； K产量不均衡系数，取1.2-1.3； T日出煤（运输）时间，h。 ＜规范＞规定每班净运输时间采煤工作面与区段巷用运输机时5小时；轨道运输5.5小时 AB≤AnTη0/K30080100.81.230016万吨/年 运输设备满足要求。 （二）、通风能力验算 AB≤3002460VS/CC1 V巷道最大允许风速 6m/s; S巷道净断面积 取5.62m2; C1风量备用系数，取1.2 C生产1吨煤需要的风量取1-1.25m3/min.t（相对瓦斯量小于10） AB≤300246065.621.21.25911.13万吨/年 第四章、采区方案设计 第一节．采煤方法选择 采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。 我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种 表4-1 采煤方法技术特征表 序号 采煤方法 体系 整层与分层 推进方向 采空区 处理 采煤工艺 适应煤层基本条件 1 单一走向 长壁采煤 壁式 整层 走向 垮落 综、普、炮 薄及中厚 2 单一倾向 长壁采煤 壁式 整层 倾向 垮落 综、普、炮 薄及中厚 一、选择采煤方法的制约因素 （一）、采区煤层赋存状况及地质条件 （二）、开采水平的划分和采区巷道布置 （三）、现有技术及设备 （四）、采区储量、生产能力及服务年限等 二、采煤方法的选择 矿井现有采煤方法主要为“走向长壁采煤法”，本采区走向长800m,倾斜长约为292m，采区西部和南部有一小断层，整个采区煤层赋存比较稳定，倾角、厚度变化都不大，根据矿井现行的采煤方法和本区煤层赋存特征，本设计仍沿用“单一走向长壁后退式采煤方法”进行开采。这种采煤方法煤炭损失少，劳动成本低，劳动条件好，容易实现集中落差极较大，围岩稳定，无明显的其他地质构造。根据本采区的实际情况，采用走向长壁双生产和高产高效，便于管理。 三、采煤方法参数的确定 （一）、采高 采区煤层厚度在2.10－1.23m，平均厚度为1.8m，属倾斜中厚煤层且小于3.5m，根据湖南目前煤矿的特点和生产技术条件，本采区采用一次采全高，故采高为1.8m。 （二）、工作面长度本采区煤层赋存相对较稳定，倾角变化不大且无大的地质构造，涌水量不大，瓦斯涌出量小。采区倾斜长约为292m，考虑到只布置一套上山，这时工作面走向长度大约为395m，湖南目前炮采仍占较大比例，将采区划分为三个区段，区段斜长约为96m。 （三）、煤柱尺寸设计采区底板岩石坚硬，主要巷布置在岩石中处于较稳定的状态下，但由于有小断层的存在，按照下表表4－2 巷道类别 薄及中厚煤层巷道一侧（m） 厚煤层一侧（m） 备注 水平大巷 20－30 25－50 主要回风巷 20左石 20－30 采区上（下）山 20左石 30－40 区段平巷 8－20 15－20 采区边界 5－10 5－10 较大断层 10－50 10－50 视断层落差情况而定 采区边界由于靠井田边界留设10米煤柱，跨上山采煤 第二节、采区巷道布置 一、采区布置方案 本采区虽然有6层煤，但由于1－5煤只含有极少的煤，没有开采的价值，所以实际上本采区为单一煤层，平均倾角为310，采区采煤方法仍为“单一走向长壁采煤法”，采煤工艺为炮采，针对采区的情况，考虑上下山的布置层位，提出三种方案 方案一 两上山为一煤一岩布置，由于煤层倾角约为310，考虑到轨道上山布置角度用串车提升要求上山坡度小于250，将其沿煤层底板布置，坡度控制在250，上部车场采用逆向平车场，中部车场选用甩入石门式，下部车场宜用大巷装车顶绕式下部车场，在工作面运输平巷与运输上山相连处将平巷抬高并在此处设立溜煤眼与运输上山相连，采区主运输采用自溜，运输平巷内设刮板输送机。 采区主要生产系统 一、原煤运输系统24回采工作面24区段运输平巷24区段溜煤眼24运输上山 24采区煤仓 －300水平运输大巷 －150暗主井 －150运输大巷 －150主石门 －150井底车场 主立井 地面 二、排矸系统掘进工作面 中部车场 24轨道上山 24采区下部车场 －300运输大巷 －150暗主井 －150运输大巷 －150主石门 －150井底车场 主立井 地面 三、材料、设备运输系统与矸石系统相反， 四、通风系统新鲜风由－300水平运输大巷 24采区下部车场 24轨道上山24采区中部车场24采区区段运输平巷工作面（泛风） 24采区区段回风平巷 24轨道上山－150水平运输大巷－150主石门 －150井底车场 副井 方案二 两上山均布置在煤层底板，距煤层8－20m，并将运输上山设在轨道上山之下，比轨道上山低2m，采区主运输仍用自溜解决，坡度与煤层倾角保持一致，轨道上山作辅助运输，坡度控制在250，上部车场选用逆向平车场，中部车场选用甩入石门式，下部车场仍用大巷装车顶绕式下部车场，在要工作面运输平巷与运输上山相连处将其抬高并在此处设立溜煤眼与运输上山相连。 采区主要生产系统 一、原煤运输系统24回采工作面24区段运输平巷24区段溜煤眼24运输上山 24采区煤仓 －300水平运输大巷 －150暗主井 －150运输大巷 －150主石门 －150井底车场 主立井 地面 二、排矸系统掘进工作面 中部车场 24轨道上山 24采区下部车场 －300运输大巷 －150暗主井 －150运输大巷 －150主石门 －150井底车场 主立井 地面 三、材料、设备运输系统与矸石系统相反， 四、通风系统新鲜风由－300水平运输大巷 24采区下部车场 24轨道上山24采区中部车场24采区区段运输平巷工作面（泛风） 24采区区段回风平巷 24采区上部车场－150水平运输大巷－150主石门 －150井底车场 副井 两种方案的采区巷道布置图如下所示 方案一的采区巷道布置如上图 方案二的采区巷道布置如上图 二、各方案技术分析比较 一、各方案优缺点（见表4－3） 方案 项目 第一方案 第二方案 1、 采区生产系统的完善与 安全性分析 各系统均较完善，但由于运输上山位于煤层中，且作为回风上山，不利于巷道面貌的维护，安全性较差 各系统均较完善，运输上山在底板各系统运行时安全性较好 2、 掘进工程量的大小与 类型分析 运输上山为煤巷掘进，上部车场少掘一条回风联络巷 运输上山为岩巷掘进，上部车场需多掘一条回风联络巷 3、 施工条件、工艺要求、掘进速 度与安全性分析 煤巷掘进速度快，但施工技术要求高，维护和支护都较复杂，且安全性不高 两上山均为岩巷掘进，掘进速度较慢，施工条件较好，工艺要求简单，运输，通风等可以呈现良好的状态 4、管理难易比较 有煤岩巷，较难管理 上山均为岩巷，管理方便 5、巷道维护条件、费用与巷道面 貌情况分析 煤巷维护条件差，费用高，巷道面貌差 上山均为岩巷，维护条件好，费用也不是太高，巷道面貌一直处于良好状态 6、准备工期长短分析 煤巷掘进速度快，准备工期短 溜煤上山为岩巷，掘进速度慢，准备工期长 7、煤柱损失量大小 煤柱损失率较高 煤柱损失率较低 8、探明地质情况 沿煤掘巷有利于探明煤层地质及煤层赋存情况 在煤层底板中掘进很难探明煤层特征 序号 项目 方案 方 案 1 方 案 2 项目方案 工程量（m） 工程量（m） 1 24上部车场 80 80 2 24轨道上山 355.7 355.7 3 24运输上山 348.1 355.7 4 24下部车场 220 220 5 24中部车场 60 60 6 绞车房、变电所 45 45 8 煤仓 27.4 10.3 12 溜煤斜巷、溜煤眼 5 11.94 合 计 1141.2 1138.64 差 值 0 －2.56 百 分 比 100 99.98 24采区开采方案的综合评述从以下几个方面来进行 1、井巷工程 由上表对比可知方案1、方案2对比均在1％之内相差不大，方案2略占优势。 2、机电设备投资 方案1、方案2基本相同。 3、运营费用 与机电设备投资一项相同。 4、通风方面 四个方案基本相同，可比性不大。 5、采区接替方面 两个方案的采区接替都能达到正常。采区接替方面各方案基本上无可比性。 6、采掘生产方面 方案一溜煤上山布置在煤层内需留设保护煤柱，无法跨上山采煤，减短采区走向长度，且巷道面貌不好，维护费用高，维护困难。而方案二将溜煤上山布置在煤层底板可减少维护费用，巷道面貌好，方案二明显优于方案一。 三、24采区开采方案的选择 通过以上几个方案的技术、经济比较，可以得出两个方案在井巷工程量方面相差不大，方案一有一条煤巷掘进，掘进速度会比较快，但维护费用较高，且煤柱损失较大，方案二虽溜煤上山沿煤层底板掘进费用比方案一高，但从巷道的维护和掘进费用一起看在采区服务年限为4.7年的情况下总的费用方案二要比方案一少，又采区服务年限较短且为炮采工艺，巷道沿煤层底板掘进可以缓解采区接替，所以应该选择方案二。 结论选定方案2作为24采区开采设计方案。 第三节、开采顺序 一、煤层开采顺序 沿走向 由于本采区地质构造简单，大一呈一单斜构造，煤层赋存稳定，厚度变化不大，有条件实现前进式开采，煤层平均厚度为1.8m，超前掘进成巷，在工作面前方一段距离，预先掘进成巷，超前距8－10m，对于局部位置可能超前更远的距离，达到100m，甚至更多。具体做法是超前工作面人工做一长合适，宽一定的缺口，缺中内用单体液压支柱和加长工字钢支护，后面用可缩性支架，在巷旁设1.0m宽的木模板，用粒度小于40mm的矸石、水泥、速凝剂等搅拌均匀，浇注在木模里并捣固使其贴顶，也可以用垒矸石袋墙的巷旁支护方式，或巷道用一排三根金属管缝式锚杆支护，用拉底掘出的矸石做巷旁充填带。 （二）、沿倾向 与24采区相连的14采区已采完，其回风线路与14采区阶段运输大巷－150水平大巷相连，本采区为上山采区，运煤为从上到下，采区采用逆向通风，以降低工作面与采区的瓦斯浓度，防止在低风速地点造成瓦斯局部积聚。故本采区采用下行式开采。 第四节、采区车场与硐室 一、采区煤仓 根据磨田24采区确定的开采方案可知，本采区 为两一个煤层同时开采，且开采同一煤层，故煤仓不存在原煤分级问题。采用单仓结构煤仓，采区煤仓参数如下煤仓直径3m煤仓形式为圆形垂直，高度11m，煤仓容量60吨。 确定采区煤仓容量计算公式 QAG-ANtGKb 式中 AG采区高峰生产能力，高峰期间的小时产量为平均产量的1.5-2.0倍，t/h;取2 AN装车站通过能力，为平均产量的1.0-1.3倍，t/h;取1.2 tG采区高峰生产延续时间，机采取1.0-1.5h，炮采取1.5-2h;取1.2 Kb运输不均系数，机采取1.15-1.20，炮采取1.5；取1.18 Q2-1.2501.21.18＝60t 二、采区车场形式的选择 （一）、采区上部车场 本采区为上山采区，根据采区所处位置和采区巷道布置方式，采区上部车场宜用单道起坡上部逆向平车场，因为上山采区上部车场的通过能力较小，且溜煤上山设在煤层内，选用逆向平车场时采区回风石门与水平回风大巷相连，而车场不需要与回风大巷相连，减少工程量，这种车场矿车的运行方式是矿车从上山提升到平车场通过交岔点道叉后摘钩，矿车倒推到调车线或存车线。 （二）、采区中部车场 设计采区轨道上山均布置在煤层底板，由于煤层倾角较大，平均有310，而轨道上山倾角不应大于250，根据采区巷道布置方式及轨道上山与煤层相对位置，结合矿井已采采区的经验，为便于矿车平稳提升，中部车场宜采用双道起坡二次回转甩入石门式中部车场，利用石门作调车与存车线路。 （三）采区下部车场 采区下部车场由装车站、绕道、轨道、调车场、上山下部平车场和煤仓等组成，由于矿井生产能力不大，且上山倾角大于12度，设计采区煤层顶板较完整且坚硬稳定，宜采用大巷装车式下部车场，这种车场布置方式是采区煤仓的煤炭直接在大巷装入矿车；辅助运输由轨道上山与大巷间的绕道相联；大巷距煤层间距很大，上山从大巷的顶部跨过；它布置紧凑，工程量省，且这种布置方式调车方便 三、采区硐室的确定 （一）、采区变电所 采区变电所是采区供电的枢纽，本设计采区沿用14采区变电所 （二）、采区绞车房 绞车房位置选择在围岩稳定，岩体完整和不含水地层内，绞车房回风道运输上山连通形成通风系统。 第五章、回采工艺与技术管理 第一节、回采工艺 一、落煤 本采区地质构造简单，大体成一单斜构造，次一级构造发育，煤层赋存稳定，厚度变化不大，瓦斯涌出量不大，水文地质条件简单，由于煤层平均倾角为310，为倾斜煤层，考虑到湖南现有条件和邻近采区的生产技术条件，24采区仍采用爆破落煤。 爆破落煤 本采区煤层平均厚度为1.8m，煤质较硬，顶底板都较硬较完整，根据采区地质，水文、煤层赋存条件、煤质、6煤顶底板岩石性质，确定的爆破参数、材料消耗、设备工具的型号、数量等，编制的由材料消耗表与炮眼布置图组成的爆破说明书如下 表5－1 爆破材料消耗表 炮眼深度 每循环炮眼数 每孔装药量 循环消耗量 循 环 产 量 万吨消耗 雷 管 炸 药 雷 管 炸 药 （m） （个） g 个 kg t 个 kg 顶 腰 底 顶 腰 底 合 计 顶 腰 底 1.2 1.4 1.2 87 81 44 212 1.2 0.2 0.2 212 42.4 435 4874 975 爆破说明书 表5－2 项目 内容 项目 内容 炮眼布置方式 双排眼 装药方式 正向 眼距 1.2米 连线方式 串连 眼深 1.2米 雷管 毫秒 炮眼距顶板 0.5米 起炮方式 MBF-1.5放炮器 炮眼距底板 0.3米 炮眼角度 75－80度 炮眼下倾角 10－15度 炮眼装药量 0.2kg/孔 班炮眼数 20个 班装药量 4KG 每循环炮眼数 212个 每循环装药量 42.4KG 每循环雷管数 212个 万吨炸药消耗 975KG 万吨雷管消耗数 4874个 A A1 B B1 A-----A1 B------B1 炮眼布置图 二、装煤与运煤 工作面采用人工扒煤，搪瓷溜槽自溜，24区段运输平巷内铺设刮板输送机，运输上山用自溜，在采区靠－300水平大巷上帮处设斗口装车，矿车运输，经24轨道上山到－300水平运输大巷由暗斜井经－150绞车房提升至－150水平运输大巷再到井底。 三、工作面支护 支护形式采用单体铰接梁按“一梁一柱”配套支护顶板。 支架型号参照邻近工作面支架使用情况，单体选用DE12、DE14、DE16、DE18、DE20、DE22系列单体；铰接梁规格为 长宽高＝1200mm98mm80mm 支护设计 （一）、单体支柱工作面的支护设计 采用类比法进行设计 1.参考本煤矿矿压观测资料，填制本工作矿压参数表（表5－3）。 表5－3 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序号 项目 单位 同煤层实测 本面选取或预计 1 顶底板条件 直接顶厚度 m 7.7 7.7 基本顶厚度 m 16.7 16.7 直接底厚度 m 4.4 4.4 2 直接顶初次来压步距 m 6 6 3 初次来压 来压步距 m 12 12 最大平均支护强度 kN/m2 245 245 最大平均顶底板移近量 mm 30 30 来压显现程度 明显 明显 4 周期来压 来压步距 m 6 6 最大平均支护强度 kN/m2 220 220 最大平均顶底板移近量 mm 20 20 来压显现程度 不明显 不明显 5 平时 最大平均支护强度 kN/m2 190 190 最大平均顶底板移近量 mm 300 300 6 直接顶悬顶情况 m 2 2 7 底板容许比压 Mpa 8 直接顶类型 类 Ⅱ Ⅱ 9 基本顶级别 级 Ⅰ Ⅰ 10 巷道超前影响范围 m 8 8 2.合理支护强度计算。 （1）采用经验公式计算 pt＝9.81hrk＝9.81*1.8*2.5*6 265 kN/m2。 式中pt工作面合理支护强度；h采高，m；r顶板岩石的密度，t/m2。 k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8 （2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为245（kN/m2）。 选取上述两项中最大值 265 kN/m2，即为工作面合理支护强度。 3.支柱实际支撑能力计算 Rt＝kgkzkbkhkaR ＝0.990.950.90.950.9265＝191（ kN） 式中Rt支柱实际支撑能力，kN；Kg工作系数；Kz增阻系数； Kb不均匀系数；Kh采高系数；Ka倾角系数； R支柱额定工作阻力，KN 4.工作面合理的支柱密度计算 n＝pt/Rt＝ 265/191＝1.38 根/m2 5.根据合理支柱密度，排距为 1.2 m，则柱距为 1/（1.21.38） 0.6m。 6.选择合理的控顶距。 采用“见四回一”的顶板管理方式。工作面最大控顶距为4.8m（最大有效作业空间4.2m），最小控顶距为3.6m（最小有效作业空间3m），放顶步距1.2米。 （二）、选择支护材料 根据支护强度计算，确定选用单体液压支柱配套铰接顶梁作工作面支护材料。 1、工作面所用单体，根据地质条件，选用DE14、DE16、DE18、DE20、D