-鑫鼎龙采区设计内容本科毕业论文.doc

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毕 业 设 计

说 明 书 及 图 纸

题 目：鑫鼎龙采区设计内容
姓 名：
年 级： 2 0 1 4采 煤

2016 年 5 月 6日

目 录
前 言 3
第一章 井田概况及地质特征 4
第一节 井田概况 4
第二节 地质特征 5
第二章 矿井现状 13
第一节 井田境界及资源/储量 13
第二节 矿井设计生产能力及服务年限 15
第三节 矿井开拓/开采现状 15
第四节 矿井其它主要生产系统现状 17
第三章 采区布置 19
第一节 采区布置依据 19
第二节 采区布置 20
第三节 采区阶段划分 20
第四节 区段石门、回采顺槽布置 20
第四章 采煤方法 21
第五章 采区及阶段开采顺序 28
第六章 矿井通风 28
第一节 矿井总风量计算 29
第二节 矿井通风路线 36
第七章 矿井防灭火 37
第八章 运输、排水 40
第九章 安全技术措施 41
第十章 图纸-----------------------------------------------------------------------------------53

前 言
该矿位于鑫鼎龙县石炭窑矿区东部，东南距鑫鼎龙县城38km，行政区划属鑫鼎龙县。
拟建于2016年正式生产，矿井改扩建规模为9万t/a，开采急倾斜薄～厚煤层群（55°～75°）。
矿井采用立井开拓，有三条井筒，分别为主立井、副立井和回风立井。该矿井全区可采煤层为A1、A2、C2、C3、C4、C5、C6共6层煤，A1号煤层平均厚度1.08m，A2号煤层平均厚度2.08m。主采煤层为C2、C3、C4、C5、C6层煤层，C2煤层平均厚度0.99m，C3号煤平均厚度5.16m，C4号煤平均厚度6.71m，C5号煤平均厚度4.6m，C6号煤平均厚度3.32m，煤层倾角约60°。矿井9.0万t/a改扩建投产后，因C2～C6煤层间距较近（＜3.0m），西翼采煤方法变更为综采放顶煤采煤法。
一、主要设计依据
1、煤田地质局138队编制的《新疆维吾尔自治区巴里坤石炭窑煤矿区扩大延深勘探报告》；
2、新国土资储评[2016]178号“《新疆巴里坤县石炭窑煤矿区明鑫（煤炭有限责任公司）生产地质报告》评审意见书”；
3、《煤矿安全规程》、《煤炭工业小型矿井设计规范》、《煤炭法》以及国家现行有关技术经济政策。
4、其它相关资料。
二、设计指导思想及主要设计原则
以科学发展观和科技创新为指针，遵守国家现行相关法律、法规和规程，认真分析矿井和工作面的资源条件，充分利用矿井现有的开拓巷道、生产系统，因地制宜采用先进回采工艺、提高资源回采率。
第一章 井田概况及地质特征
第一节 井田概况
一、交通位置
位于鑫鼎龙县石炭窑煤田（矿区），行政区划属鑫鼎龙县，东南距鑫鼎龙县城38km。其中心地理坐标东经 92 º28 '16" ，北纬 44 º07 '15" 。
二、地形地貌
石炭窑矿区，属山间盆地型准丘陵地貌，海拔+1600m～+1750m，地势东高西低，中间基本为较平坦戈壁，系第四系洪积、风积型砂砾层，无植被或零星植被，矿区外南部为高山区，北部为低山丘陵区。
三、地表水系
井田内及其附近无常年性地表水体。
四、气象及地震
矿区属典型的大陆性干旱气候，其气候特点是常年少雨、多风、干燥，昼夜温差大，是一个极其缺水的地区。年平均气温8℃，最高
气温40.3℃，最低气温-28.5℃，一般温差在30℃左右，冬季寒冷，气候干燥，年均降水量199mm，平均蒸发量1716mm，最大积雪深度
五、矿区经济概况
煤炭工业是鑫鼎龙县经济的重要支柱性产业，所产煤炭大部分销往本地焦化厂。
六、项目建设外部条件
1、供水水源：矿区供水为距井田边界外1公里余的浅井，其水质、水量均能满足矿井建设生产要求、水质可靠。
2、电源：矿井的工作电源引自鑫鼎龙县电厂35kV变电所10kV母线侧配出的1回10kV电源线路，另外本矿还有一台600kW的柴油发电机作为备用电源。
3、通讯：该矿固定及移动通信网均已形成，通信条件良好。
4、交通运输：鑫鼎龙县城二级柏油公路经煤矿通过，交通较为方便。

第二节 地质特征
一、地层
井田地处天山褶皱带东段北侧山间盆地，为荒山戈壁地貌，第四系广泛分布于井田范围内，仅在生产巷道中见有煤层顶、底板岩石。井田地层叙述如下：
（1）第四系（Q4al+pl）
在井田范围内广泛分布，较广泛地分布在盆地之中，为现代河床冲洪积砾石层，灰白色、浅灰色砾石及砂混杂堆积，砾石成分主要由砂岩、烧变岩、岩浆岩及少量变质岩，砾径0.06m～0.2m，分选差，磨圆为次棱角－圆状，无胶结，厚度0～8m。
（2）侏罗系下统三工河组（J1S）
该组地层主要岩性为灰绿色厚层状砾岩、砂砾岩及薄层状细砂岩，偶夹极薄炭质泥岩与砂质泥岩。未见顶，与下伏地层整合接触。地层厚度大于294m。
（3）侏罗系下统八道湾组（J1b）
该组按岩性组合和含煤特征，尚可细分为上、中、下岩性段。受石炭窑走向逆断层（F5）破坏，中段地层从奎苏二号井东翼180m处尖灭。
1、下段（J1b1）
该段地层主要岩性为灰色粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩组成，具水平层理和微波状层理，含植物化石碎片，夹菱铁矿透镜体，底部含A1、A2两层煤，其中A1煤层为局部可采、A2为全区可采煤层，该段地层厚度约106m。
2、中段（J2b2）
该段地层主要岩性为淡黄色至灰色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩、黑色的炭质泥岩组成，含黄铁矿，共含有B1、B2、B3三层煤，受F5号逆断层影响，该段煤仅在石炭窑煤矿区的西部可采（南Ⅶ排线以西），该段地层厚度大约90m～170m。
3、上段（J2b3）
该段为八道湾组主要含煤段，主要岩性为灰色、深灰色、灰白色粗砂岩、中砂岩，细砂岩与泥质粉砂岩，粉砂质泥岩互层夹含炭泥岩，煤层、泥岩、粉砂岩中可见水平层理，含植物化石碎片，共含煤9层，其中可采煤层4层，为矿井主采煤层，其编号分别为C3、C4、C5、C6煤层，该段地层总厚为90m～130m。
二、构造
含煤地层位于石炭窑复向斜的西南翼，受其次级向斜西南翼控制，呈向北北东方向陡倾的单斜构造。地层倾角介于55°～75°，走向上自西向东略陡，倾向上深部较浅部变缓。局部地段受F5断层影响，地层产状变化较大。
石炭窑逆断层（F5）贯通井田东西，其走向为北西西－南东东，傾向北北西，傾角55°～75°，该断层对B组煤破坏较大，致使B组煤在奎苏2号井东翼180m处尖灭。但该断层对A组煤及C组煤无影响。
总之，在矿界内构造特征明了清晰，构造属较简单。
三、煤层与煤质
（一）煤层
井田内煤层位于下侏罗统八道湾组，共含煤12层，其中可采煤层为6层，A1、A2煤层厚度较薄，且勘探程度较低，未开采。目前矿井开采的主采煤层自下而上编号为C2、C3、C4 、C5、C6煤层，煤层倾角为60°。各主采煤层特征如下：
C2煤层：煤厚在0.53米—1.73米，含夹矸0-2层,结构简单，顶板多为粉砂岩，个别地方可见炭质泥岩和泥岩，底板为粉砂岩、细砂岩。
C3煤层：与C2煤层顶板的间距最大为10.55米，最小为3.93米，平均为6.79米。煤层厚度由浅往深、逐渐增厚，浅部厚度较薄1.05-2.01米，现采（+1440m）水平至（+1200m）水平附近厚度5.13-8.56米，平均厚6.73米。浅部煤层结构简单，深部煤层结构较为复杂，含夹矸0—3层，夹矸最大厚为0.50米。顶板岩性主要为粉砂岩、细砂岩，底板多为泥质粉砂岩。
C4煤层：与C3煤层顶板的间距最大为17.77米，最小为1.59米，平均间距8.16米，煤层厚度为3.22-13.63米，平均6.71米，层位稳定，厚度变化较大，变化规律明显，由浅往深逐渐增厚，煤层结构浅部和中部简单,南Ⅳ线和M4线较复杂，厚度也最大。井下实际调查，在+1440水平东西两翼C4煤层与C5煤合并，东翼厚度15.10m,西翼厚度达26.50m。煤层顶板主要为粉砂岩及细砂岩，底板为砂质泥岩、细砂岩，C4号煤的结构较简单,含夹矸1-3层,厚度变化大，但其层位稳定，易于对比，为全井田稳定煤层，也是矿区和本井田主要可采煤层。
C5煤层：C5与C4号煤层顶板的间距，最大为22.41米，最小为0.94米，平均9.61米，层位稳定，全区分布，煤层厚度变化较大，西翼较薄1.53，东部和中部较厚4.05米-13.26米，平均厚4.60米，煤层结构浅部简单，一般不含夹矸,深部复杂,有0--3个夹矸，夹矸厚度较大,局部渐变为可独立分层的分煤层,层位复杂,较难对比。C5煤层顶板为粉砂岩及细砂岩，底板普遍有一层炭质泥岩及泥岩伪底，直接底为粉砂岩。
C6煤层：与C5号顶板的间距最大为14.77米，最小为1.55米，平均间距5.37米。层位较稳定，全区分布，煤层厚度为1.13—6.01米，平均厚度3.32米,浅部一般不含夹矸,深部含1层夹矸。C6号煤层厚度变化不大，规律明显，结构较简单，为全区可采煤层，在本井田为稳定煤层。
（二）煤质
所开采的各煤层煤质基本相同，主要可采煤层原煤挥发分产率普遍在34.33%－42.54%，粘结指数在88－101之间，其工业牌号为气煤（45QM）--气肥煤（46QF）--1/3焦煤(Jm)-肥煤（36FM），C组煤中C3、C4、C5、C6等可采煤主要为45QM；其余煤层1350m水平以上主要为1/3JM；1350m水平以下主要为36FM；各可采煤层为低硫-中硫、特低磷—低磷、低灰-中灰、高热值-特高热值的良好配焦用煤，质量好的煤种可直接作为炼焦用煤，煤的各项指标均可满足动力用煤和民用煤的需要。
各煤层煤种确定主要指标及牌号
煤层编号
A1
A2
C3
C4
C5
C6-C8
C9
V%
42.54
42.40
37.78-40.64
36.42-37.88
36.20-40.62
35.97-37.69
38.36
YCM
20
26
20-26.5
20.5-28.5
18-26.5
18-20
18-19
GRl
(88-92)
(97-101)
(99-100)
(96-99)
(92-97)
96-99
煤种
45QM
1/3JM-36FM
1/3JM-36FM
/3JM-36FM
45QM-1/3JM
四、井田水文地质条件
1、地表水
矿区盆地走向为北西西――南东东向。盆地内海拔在+1600m～+1750m之间，地形平缓，普遍为第四系洪积层构成的戈壁滩。在矿区内无地表水体。
2、含水层和隔水层
根据上述划分原则，区内分布地层可划分为四个含、隔水层。
Ⅰ：第四系（Q4）透水不含水层。
Ⅱ﹕下侏罗统三工河组（J1S）孔隙、裂隙弱含水层。
Ⅲ﹕下侏罗统八道湾组上、中段（J1b2-3）孔隙、裂隙弱含水层。
Ⅳ﹕下侏罗统八道湾组下段（J1b1相对隔水层。
（1）第四系（Q4）透水层（Ⅰ）
全区普遍分布，厚度2～8米，岩性为松散的洪积沙砾石层，局部薄粉土层，为透水不含水层。
（2）下侏罗统三工河组（J1S）孔隙、裂隙弱含水层（Ⅱ）
多为第四系覆盖分布于工区北部。岩性以细砂岩、砾岩为主，间夹粉砂岩及砂质泥岩。据该矿生产地质报告资料，该弱含水层单位涌水量0.00314升/秒·米，渗透系数0.01米/日。水位埋深49.15米。
（3）下侏罗统八道湾上、中段（J1b2-3）孔隙、裂隙弱含水层（Ⅲ）
分布于矿区中南部，上覆三工河组或第四系。岩性以砾岩、中-粗砂岩，粉砂岩、砂质泥岩互层为主。间夹数层煤，控制厚度300米左右，其中，中-粗砂岩及砾岩等粗粒岩层约占30﹪，据本次抽水试验M4-1钻孔资料，在降深15.29米时，涌水量0.07升/秒，单位涌水量0.00458升/秒·米，渗透系数K=0.00276米/日。水质分析水化学类型SO4Cl—NaMg型，溶解性总固体2.9克/升。由此看出，该含水层地下水贫乏，运移滞缓且水质较差，为典型的弱含水层。
（4）下侏罗统八道湾下段（J1b1）相对隔水层（Ⅳ）
伏于（Ⅲ）弱含水层之下，控制厚度百余米，岩性基本为粉砂岩夹砂质泥岩。由简易水文观测资料，施工该段时水位及泥浆消耗量均无变化。据生产地质报告资料，该层渗透系数为0.00037～0.0209米/日，单位涌水量仅0.000285～0.0075升/秒·米，当属隔水层。
3、充水因素分析
根据勘查区水文地质条件及煤层空间上的分布情况，分析影响矿床充水的主要因素有含水层岩性，构造及采空区积水。
前已述及，含煤地层（侏罗系下统八道湾组）由细粒岩类（泥质岩及粉砂岩）和粗粒岩类（中砂岩、粗砂岩及砾岩）互层构成。空间上形成多个薄厚差异相互近于独立的含水层，部分构成煤层的直接顶、底板，在补给来源充分的条件下成为矿床充水的主要因素。
矿区构造上处于向斜的一翼，地层所处可视为单斜状态。其中F5断层产状近于与地层产状一致，且为压扭性逆断层，未构成地下水的运移通道。但其附近的构造、裂隙仍成为地下水的赋存空间，尤其开采煤层附近，构成充水因素。
矿区由于已开采多年，形成众多石门纵横分布的石门和采空区。上部水平开采形成的采空区，距地表仅数十米。部分塌陷已导致地表形成串珠状塌陷坑，据实地观察塌陷坑直径10-30m，深10-20m，呈圆形或椭圆形，在地表产流情况下，雨水极易直接下罐形成采空区积水，多年的积累，不排除部分采空区积蓄大量的地下水，对部分煤层的开采构成威胁。
根据上述分析的矿床充水因素，结合矿区具体的水文地质条件，矿床充水途径基本为通过含水层的渗流及采空区积水的直接涌入两类。
4、矿井涌水量
根据扩大延深勘探报告提供资料，矿井最大涌水量230.1Om3/日,正常涌水量180m3/日。
五、其他开采技术条件
（一）煤层顶底板及稳定性
矿区内C2～C6五个主要可采煤层均为厚煤层，都属较稳定类型煤层，煤层的硬度较大、较脆，裂隙、节理发育。各可采煤层顶、底板一般为粉砂岩、细砂岩、泥岩，局部为炭质泥岩,抗压强度中等，抗拉强度、抗剪强度低，其顶板稳定性中等。主要可采煤层的顶底板属稳固性较差的类型。
（二）瓦斯、煤尘、煤的自燃
1、瓦斯
根据煤炭工业管理局发布的关于鑫鼎龙县煤炭有限责任公司二号立井《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复，矿井2016年3月瓦斯（二氧化碳）等级鉴定结果为：矿井瓦斯绝对涌出量0.77m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.97m3/min，确定本矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。
2、煤尘
各煤层均具煤尘爆炸危险性。
3、煤的自燃
井田内煤层属自燃的煤。
4、地温
本区地温无异常。
5、火烧区
本矿井田范围内无火烧区存在。
第二章 矿井现状
第一节 井田境界及资源/储量
一、井田境界
采矿许可证划定的矿界范围由4个拐点坐标圈定，其拐点坐标见表。
井田拐点坐标一览表
拐点编号
直角坐标（m）
X
Y
S1
4887136
16459011
S2
4885883
16461100
S3
4885080
16460550
S4
4886349
16458537
限采标高：+1350m～+1468m
井田东西走向长度2.43km，南北宽0.93km，井田面积2.2762km2。
二、资源/储量
根据新国土资储评审［2016］178号《新疆鑫鼎龙县石炭窑煤矿区生产地质报告》评审意见书，井田内(121b)+(122b)+(333)+(334)资源储量4985.10万吨，其中（121b）类储量2378.90万吨，（122b）类储量78.90万吨，（333）类资源量1810.10万吨，(334)类资源量717.20万吨。
分水平资源估算量汇总表 单位：万吨
水平
121b
122b
333
334
121b+122b
121b+122b+333
本水平
本水平以上累计
本水平
本水平以上累计
1550-1600

87.70

87.70
87.70
1500-1550

64.20

64.20
151.90
1450-1500

64.10

64.10
216.00
1400-1450
561.30
17.40
65.90

578.70
578.70
644.60
860.60
1350-1400
425.90
13.00
77.40

438.90
1017.60
516.30
1376.90
1300-1350
425.90
13.00
5.80
76.20
438.90
1456.50
444.70
1821.60
1250-1300
415.70
13.00
5.90
79.50
428.70
1885.20
434.60
2256.20
1200-1250
394.70
13.00
15.90
79.70
407.70
2292.90
423.60
2679.80
1150-1200
155.40
9.50
272.90
79.60
164.90
2457.80
437.80
3117.60
1100-1150

437.80
79.70

2457.80
437.80
3555.40
1050-1100

396.50
121.10

2457.80
396.50
3951.90
1000-1050

316.00
201.40

2457.80
316.00
4267.90
合计
2378.90
78.90
1810.10
717.20
2457.80
4267.90

分煤层估算资源储量汇总表 单位：万吨
煤层编号
121b
122b
333
334
121b+122b
121b+122b+333
合计
C2

78.9
40.7
21.1
78.90
119.60
140.70
C3
694.70

211.20
141.70
694.70
905.90
1047.60
C4
774.60

539.70

774.60
1314.30
1314.30
C5
666.90

480.30

666.90
1147.20
1147.20
C6
242.70

186.40

242.70
429.10
429.10
A1

114.00
187.20

114.00
301.20
A2

237.80
367.20

237.80
605.00
合计
2378.90
78.90
1810.10
717.20
2457.80
4267.90
4985.10
经计算（扣除矿井投产后动用储量），1468－1350水平工业资源量为1807.6万吨，减去保护煤柱和开采损失，矿井可采储量约1203.2万吨。
第二节 矿井设计生产能力及服务年限
矿井设计年工作日330d，每天三班作业，每天净提升时间16h。
矿井生产能力经改造后为60万t/a，储量备用系数取1.4，计算1468－1350水平服务年限14.3年。
第三节 矿井开拓/开采现状
生产规模定为9万吨/年，生产能力扩大为60万吨/年。
矿井开拓/开采系统简述如下：
一、矿井开拓
1、开拓方式
矿井采用立井开拓，设有主立井、副立井、回风立井三条井筒。
主立井：井筒净直径4.0m，净断面积12.6m2，井筒装备一对1.5t箕斗，担负全矿井提煤任务，兼作矿井进风井。井口标高+1645.440m，落底标高+1322m，井深323m。
副立井：井筒净直径4.0m，净断面积12.6m2，井筒装备一个1 t罐笼，担负全矿井提矸，升降人员、材料和设备等。井筒内敷设排水和消防洒水管路、动力及通讯电缆，设梯子间，作为矿井主要进风井和安全出口。井口标高+1644.607m，落底标高+1322m，井深323m。
回风立井：为专用回风井，井筒断面为矩形，为3.4m×2.8m，净断面积9.2m2，井口标高+1648.485m，落底标高+1526m，井深122m。井筒内设梯子间，是矿井另一个安全出口，井口设防爆门，担负全矿井的回风任务。
2、井底车场及硐室
副立井井底车场采用环形单轨车场形式，井下设有井底变电所、水泵房及水仓等，主立井井底有井底煤仓和装载硐室等。
3、水平设置及采区划分
全井田共划分为一个开采水平，水平标高1322－1440m，水平垂高为118m。在矿井9万吨初步设计中，矿井划分为三个采区，自井田东边界至原奎苏1号井西边界为东采区，采区走向长度为720m；自井田西边界至原奎苏2号井东边界为西采区，采区走向长度为940m；原大河煤矿的开采范围为中央采区，采区走向长度为770m，以井筒煤柱分两翼开采，中央采区西翼长420m，中央采区东翼长350m。
根据矿井实际，目前采用单采区东西两翼开采，开采水平为1322－1468m，东翼长1070m，西翼长1360m。
4、主要巷道布置
矿井设置+1322m井底运输石门与采区溜煤斜巷连接，轨道运输石门与采区轨道上山连接，矿井在+1440m水平设有轨道运输石门（兼进风）和回风石门，并以回风上山连接回风立井。
采区内设有输煤下山和轨道上山，在+1440m标高设有采区轨道运输石门、回风石门和回风上山。
回风上山在+1526m标高与回风立井连接。
轨道运输上山穿层布置，坡度26°，垂高118m（+1322m～+1400m），斜长269m。
二、采空区分布情况
全矿井在+1468m标高以上的C3～C6煤层已采空。目前矿井开采中央采区的+1440～1468m标高之间的C3～C6煤层，其余A1、A2煤层均未开采。
第四节 矿井其它主要生产系统现状
一、提升、运输系统
1、主立井：
主立井采用6.0吨双钩箕斗提升系统，钢丝绳罐道，担负全矿井提煤任务，提升设备为2JK－3.0×1.5/31.5型双滚筒提升绞车，配套电动机额定功率355kW。
2、副立井：
副立井采用1t标准单层罐笼，主要担负提升矸石、设备、材料和人员，采用钢丝绳罐道，井筒内布置排水管道、动力和通讯电缆等，设梯子间，兼作进风井和安全出口，提升设备为JPT－1600/12/24型单滚筒提升绞车，配套电动机额定功率110kW。
3、井下运输
井下运输石门采用SGB-620/40T刮板运输机运煤；轨道运输石门材料、设备运输配备材料车和平板车并用小绞车。
二、矿井通风系统及安全出口
本矿井通风方式为中央并列式，副立井/主立井进风，回风立井回风。
副立井、回风立井井筒内设梯子间，作为矿井的两个安全出口。
回风立井装备2台FBCDZNo/3/2×30型轴流式通风机，其中1台工作，1台备用。电机功率为2×30KW，额定风压为463～1750Pa，额定风量为912～2022m3/min。
三、排水系统
矿井在+1322m标高井底车场设中央排水泵房及主、副水仓，主排水配备3台D25-50X型离心泵，一台使用，一台备用，一台维修，主排水管路为Φ108×4的钢管两条，沿副立井井筒敷设。
四、井下供电
在+1322m标高井底车场设井下中央变电所，双回电源引自地面变电所，下井电压等级10kV。井下中央变电所安装KBSG-500/10矿用电力变压器二台，将10KV电压变为660V向水泵房、采掘工作面供电。矿井自备1台GF600交流工频柴油发电机组，连接下井高压电缆。当主供电电源停电时，启动自备发电机，保证井下主排水泵和地面主通风机供电，以保证矿井的正常排水和通风。
五、安全监控系统和防灭火
矿井装备了KJ90型瓦斯监控系统一套和KHY-3型矿井火灾束管监测系统一套，设备状态良好。
二号立井地面安装有1台400m3/min制氮机，进行注氮防灭火。矿井常规的防灭火措施为阻化剂防灭火，配备了SYZ—B喷洒喷雾泵，阻化剂采用氯化钙，在放顶后对架子后的浮煤进行喷洒，从投产以来未出现自燃发火征兆。
第三章 采区布置
第一节 采区布置依据
1、地质资料
根据地质报告，矿井主采煤层为C组煤，共有C2、C3、C4、C5、C6四层煤，煤层间距很小，只在C3和C4煤层间有1.5－7.5米的细砂岩，粉砂岩，其余煤层全部合并，C3和C4之间煤层间距从西往东有逐渐增大的趋势。
2、矿井设计
根据2016年二号立井的初步设计，煤矿划分为三个采区，首采区为中央采区。
3、《煤矿安全规程》的有关规定。
第二节 采区布置
二号立井划分为三个采区，分别为中央采区（原大河井）、东采区（原奎苏一号立井）、西采区（原奎苏二号立井），投产后在中央采区东翼布置了一个采煤工作面，开采C3、C4、C5、C6煤层，走向短壁采煤方法。工作面走向长度400米，现基本采完。经过一年的试产，认为采区划分存在一定的问题，现改为二号立井只一个采区，分东西两翼开采，开采水平为1322－1468米。
第三节 采区阶段划分
根据二号立井的煤层赋存条件，矿井的西翼C组煤煤层间距较小，有些煤层合并为一层，形成了大于20米的特厚煤层，采用水平分段综采放顶煤采煤法，工作面回风巷和运输巷在同一水平。矿井的东翼，煤层间距较大，煤层厚度在4－10米左右，采用小阶段液压支架放顶煤采煤法，工作面回风巷高于运输巷10米。综合两种采煤方法，采区阶段高度定为20米，共分7个阶段。第一阶段为1440－1468水平，第二阶段为1420－1440水平，第三阶段为1400－1420水平，第四阶段为1380－1400水平，第五阶段为1360－1380水平，第六阶段为1340－1360水平，第七阶段为1322－1340水平。
第四节 区段石门、回采顺槽布置
根据煤层赋存特点，主采煤层采用水平分段放顶煤，为减少阶段车场工程量，避免车场交岔点过于密集，根据现场实践，确定采区内采用大区段布置，垂高约40m为一大区段，布置一条集中石门。集中石门除服务本标高阶段外，可向上服务1个小阶段（小阶段段高20m），共计服务2个阶段，在区段石门向上25º布置区段材料上山，与工作面运输顺槽、回风顺槽连接。在区段的回风水平，布置一条区段回风石门，向下服务2个阶段，第一阶段直接与工作面的回风顺槽连接，第一阶段采完后，可利用区段材料上山做回风上山，服务于第二阶段。采煤工作面运输顺槽按12º坡度向上或向下布置长46m斜巷（位于井筒及工业场地保护煤柱内）连接采煤工作面顺槽与区段石门。
工作面布置1条回风顺槽及1条运输顺槽，在边界煤柱处布置开切眼相联。
采区巷道布置。
第四章 采煤方法
一、采煤方法选择的原则
1、符合国家和自治区关于煤矿的政策、法规、要求，所选用的采煤方法安全性好。
2、效率高、回采率高（厚煤层回采率不低于75%）、资源损失少。
3、便于生产管理，操作性强，工作面劳动环境好、材料消耗小，生产成本低。
4、煤层的赋存条件。
二、采煤方法的选择
根据煤层的赋存条件，西翼采用水平分层走向短壁综采放顶煤采煤法，C2、C3、C4、C5、C6五层煤联合开采，东翼采用C3煤层、C4-6煤层分煤层水平分段液压支架放顶煤采煤法。
（一）西翼水平分层走向短壁综采放顶煤采煤法
1、采煤方法的确定
本矿井煤层属急倾斜特厚煤层，煤层倾角60度，为提高煤炭资源回收率，根据我矿矿采煤方法改造试验设计和矿井现有的安全生产技术条件，决定采用水平分段综采放顶煤采煤方法，对C组煤层进行联合开采。共布置24付ZF3000-16-25型支撑掩护式放顶煤液压支架，工作面沿煤层走向布置。开帮高度为2.2米，在回采过程中放顶煤高度为6.6米，采放比1：3，放煤步距采用两采一放，即放煤步距为1.2m。
2、落煤方式
开通巷道后,由采煤机割煤,煤机型号：MGD150-NW.单滚筒采煤机,滚筒直径:D=1.6m,截深=0.6m, 采高=2.0m～2.8m.顶煤采用松动爆破全部垮落法落煤。
3、装运方式：
以采煤机自装为主，铲煤板辅助装煤人工清理机头机尾,工作面前部刮板机采用SGZ630/75型中双链刮板运输机,后部溜子采用SGZ630/75型中双链刮板运输机运输顶煤,顶煤靠工作面液压支架放煤装置将煤炭放至后部刮板机内运出工作面。
4、采场支护方式：
工作面沿倾向安装24副支撑掩护式支架,型号: ZF3000-16-25，支架高度1.6m～2.5m,工作阻力3000KN，初撑力2532KN。3副型号为ZFG3200/17/26型放顶煤过渡液压支架，端头支护采用4对8梁支护，一梁三柱，工作面超前支护采用双排20m的支护方式，利用单体液压支柱配合“一”与“十”字型铰接粱，单体型号:DZ-2.5，最大支撑高度2.5m,支柱的初撑力： ø100≥90KN。
5、进回风方式
矿井全负压通风，工作面采用“U”型负压通风方式，并采取必要防止风流短路的安全措施。
5、回采工艺流程及工艺要求
正常生产时工艺流程：拉后部刮板运输机→采煤机斜切进刀→割煤→移架→推前部输送机→拉后部刮板运输机→采煤机斜切进刀→割煤→移架→推前部输送机→放顶煤
6、顶板管理
根据本矿煤层赋存条件及采煤方法，应选用支撑能力大，抗水平能力强，底版比压均匀，能够放出支架后部顶煤，适合于综合机械化放顶采煤工作面的支撑掩护式放顶煤液压支架。
工作面顶板压力估算：
Q=SHRK =6.0×2.2×1.3×3×9.8=504.5（KN）
式中： S—最大控顶距时悬移支架的支护面积
H—采高，取2.2米m3
R—煤（矸）容重，取1.3 t/ m3
K—采高的倍数，取3
ZF3000/16/25型放顶煤液压支架，其主要技术参数见下表：
项目
单位
数量
支架支护高度
mm
1600－2500
支架中心距
mm
1250
初撑力
KN
2532
工作阻力
KN
3000
支护强度
MPa
0.67
对底板比压
MPa
1.77
7、控顶距及端头支护
（1）最小控顶距：
Lmin=支架顶梁长度+端面距=3390+300=3690mm
（2）最大控顶距：
Lmax=Lmin+截深=3690+600=4290mm
（3）端头支护方式：
端头支护采用4对8梁支护，一梁三柱。
8、采煤工作面及采区回采率
工作面综合回采率77%，采区回采率75%。
9、 安装设备型号、数量
序号
设备名称
设备型号
数量
备注
1
液压支架
ZFG3200-17/26
3

ZF3000-16/25
27

2
采煤机
MGD150/NW
1

3
前部输送机
SGZ630/75
1

4
后部输送机
SGZ630/75
1

7
移变
PBG100/10
3

8
乳化液泵
MRB125/31.5
2

9
泵箱
RX125/31.5
1

10
磁力起动器
QJZ-200/1140c
11

11
馈电开关
KBZ－200/1140
8

10、工作面产量
典型工作面煤层平均厚度为37m，倾角60°。水平分段高度10m。
一个循环的产量：
Q循环=H×G×r×M×C
式中：Q～循环产量，t；
M～煤层水平切面宽度，40m；
H～分段放煤高，10m；
G～循环进尺，0.5m；
r～煤的容重，1.3t/m3；
C～工作面综合回采率，取77%。
Q循环=40×0.5×1.3×10×0.77=200.2t
一日两班生产，每班1循环，年工作日为330d，正规循环率为70%，则
回采面日产量=2×200.2×1=400.4t/日。
回采面年产量=400.4×330×0.70/10000=9.25万t/年。
（二）东翼分煤层水平分段液压支架放顶煤采煤法
1、工作面支架的选型
水平分段高度10m，开帮高度2.5m，放煤高度7.5m。
初选整体顶粱组合悬移液压支架型号ZH2800-16/25,主要技术参数如下：
.支架高度 1800～3000mm
.支架间距 1.125m
.支架长度 3.6m
.支撑阻力 2800KN。
.泵站压力 19.6Mpa。
2、工作面支架强度验算
根据放顶煤工作面实测结果统计，以煤层厚度与岩石容重的乘积表示工作面顶板压力，即：
P力＝knMγ
式中：P力～工作面顶板压力，kN／m2；
k～安全系数，取k=1.3
n～折算系数，据统计此折算系数在来压期间n＝9.548M-0.79；
M～煤层全厚，10m；
γ～顶煤/岩容重，取21kN／m3。
按放顶煤工作面实测统计法，以顶板来压时支架的载荷作为设计支架工作阻力的基础，将参数代入上式后，工作面顶板压力强度按下式计算：
P力＝261M0.21
式中：M～煤层厚度，取10m。
P力＝261×100.21＝422（kN／m2）
支架最大总控顶面积：S＝1.125×3.6=4.05 m2
反求支架工作阻力如下：
条件式：
P支≥S×P力×K
式中：S～工作面最大总控顶面积，4.05m2；
P支～支架工作阻力，1800KN；
P力～工作面顶板压力，422kN／m2；
[P支=1800]≥S×P力=4.05×422=1712 KN
可见预选的ZH2800-16/24L(4柱) 整体顶粱组合悬移液压支架的工作阻力满足要求。
3、工作面设备配备
工作面设备配备表
序号
设备名称
型 号
单位
数量
备注
1
悬移顶梁液压支架
ZH2800/16/25L
台
2

2
巷刮板运输机
SGW40T
台
1

3
皮带输送机
SPJ-600
台
1

4
乳化液泵
BRW125/31.5
台
2

5
乳化液箱
X10RX
台
1

6
煤电站
ZMB-1.2B
台
2

7
发爆器
MFB-100
台
2

8
单体支柱
DZ-2.5
根
50

9
综保
KSGZ-2.5
台
2

10
馈电开关
DW80-150
台
1

11
启动开关
QC88-120
台
2

4、工作面顶板管理方式
矿井主要可采煤层顶、底板岩石多为泥质胶结的粉砂岩、细砂岩、泥岩和页岩。节理裂隙发育，层间结合力较弱，属易冒落顶板，为此，采用全部垮落法管理顶板。
5、采煤工作面及采区回采率
工作面综合回采率77%，采区回采率75%。
6、工作面产量
典型工作