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4.4.1综合防尘...23
4.4.2防止煤尘爆炸...23
4.5一通三防及安全监测...23
第五章设计参考资料
第一章
采煤方法及工艺选择
1.1概述
某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区自上而下开采Ml、M2和M3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图1。
该采（带）区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采（带）区内各煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，M1煤层属简单结构煤层，普氏系数f=2，M2和M3煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，均为低瓦斯煤层，煤层均有自然发火倾向性（发火期为1a），煤层涌水量较小。
设计矿井的地面标高为+30m，开采上限-30m。
第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在M3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。
图1
设计采（带）区综合柱状图
1.2采煤法选择及分析
M3煤层属中硬煤层，煤层瓦斯涌出量较低，为低瓦斯煤层，煤层有自然发火倾向性（发火期为1a），涌水量较小，倾角平均为a=12°
，平均厚度2.2m。
倾斜长壁采煤法适用条件：
a.a<
°
21煤层，效果最好；
b.采取一定技术措施，可适用于12~17°
的煤层；
c.可据地质构造的特点采面呈伪斜布置；
d.不同采深、围岩特性、沼气涌出量及水涌出量均可采用倾斜长壁开采；
e.据不同倾角，同一矿井亦可采用倾斜长壁和走向长壁配合开采。
由材料选用倾斜长壁采煤法比走向长壁采煤法具有以下优点：
（1）巷道布置简单，巷道掘进及维护费低，投产快。
巷道掘进工程量少15%，相应工期短；
（2）运输系统简单，占用设备少。
运输设备及辅助人员可减少30%；
（3）回采巷道沿煤掘进，易固定方向，采面可等长布置，利于生产管理；
（4）通风系统简单，风路短，通风构筑物减少约1/3；
（5）对某些地质条件的适应性强；
（6）
技术经济效益显著。
采面单产增加，巷道掘进率（m/万t）降低，采出率（%）增加，工效（t/工）提高。
根据煤层赋存条件、矿井开采技术水平等因素，选用技术选进、经济合理、安全生产条件好、资源回收率高的采煤方法。
选择采煤方法必需满足安全、经济、煤炭采出率高的基本原则，努力实现高产高效安全生产。
选择采煤方法应当遵循的三个基本原则，是密切联系又相互制约的，在选择时应当综合考虑。
因此，选用倾斜长壁采煤法。
1.3采煤工艺分析与选择
结合本矿的实际条件，适合的采煤工艺有炮采和普通机械化采煤两种开采工艺。
（1）爆破采煤工艺，简称“炮采”，其特点是爆破落煤，爆破及人工装煤，机械化运煤，用单体支柱支护工作面空间顶板。
爆破采煤工艺生产率较低，工作极为繁重，劳动条件差。
炮采工艺特点：
工人劳动强度大、支护工作不安全、日产量及劳动生产率低、材料消耗量大，适应性强。
（2）普通机械化采煤，简称“普采”，其特点是用采煤机械同时完成落煤和装煤工序，而运煤、顶板支护和采空区处理与炮采工艺基本相同。
普采与炮采相比，由于使落煤与装煤实现了机械化，大大降低了工人的劳动强度，生产率大大提高，适合与中小型矿井采用，采用普采工艺时，煤层赋存条件好，无大断层，采用普采就可取得较好的效果。
普采工艺特点：
采煤工作实现了机械化，产量提高，设备投资少；
支架的架设和回撤工作仍为繁重的人工劳动，在顶板管理方面还显得比较薄弱。
（3）选择采煤工艺的原则：
尽可能采用机械化程度较高的采煤工艺方式；
工作安全、劳动条件好；
煤炭损失少、材料消耗少、成本低；
生产事故少、管理方便。
故结合本井田的实际条件，采用普采工艺是合适的。
由此根据井田内煤层赋存条件、地质构造特征及上述对各方案的分析等综合因素，确定采煤方法如下：
a.煤层间开采顺序为自上而下，回采面带区式布置；
b.回采工作面布置为倾斜长壁式仰斜开采；
c.煤层采用高档普采；
d.回采工作面顶板管理方法确定为全部垮落法。
1.4初选工作面长度
影响工作面长度的因素：
a.煤层赋存条件：
煤层厚度、倾角、围岩性质、地质构造等；
b.机械设备及技术管理水平：
采煤机、输送机、顶板控制、工作面通风等；
c.巷道布置。
普采工作面长度一般为120～180m，当煤层赋存条件好时可取大值，条件较差时取小值。
根据采区综合柱状图知M3煤层平均厚2.2m，属中厚煤层，煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，低瓦斯矿井，根据采煤工艺初步确定工作面长度150m，区段平巷采用沿控掘巷。
1.5确定带区内的工作面数目
该带区走向长度3000m，倾斜长度1100m，倾向长壁回采工作面长度150m，普采年工作面年进度不小于600m。
因此分带区个数为：
F===20，因此取带区数为20。
初步选择采煤机截深800mm，工作面长度L=150m，缺口长度l=10m，采煤机割煤速度V=3m/min，进刀时间t1=30min，考虑开采辅助时间较长，取每刀辅助时间系数k1=2，事故影响系数k2=0.7，准备检修工作时间为t2=6h，则采煤机每割一刀所需时间为：
t=k1（L-l）/V+t1=2×
（150-10）/3+30=123（min）
每日割煤刀数为：
N=60K2（24-t2）/t=60×
0.7×
（24-6）/123=6（刀）
工作面采用仰斜后退式回采，采煤机截深800mm，“三八制、两采一准”，班进二刀，日进度4.8m，年生产工作按330天，年进度
1.6确定带区内工作面接替顺序，概算采区年生产能力
带，仰斜后退式开采。
带区的开采顺序采区工作面按两翼式布置用前进式，区段按依次接替。
概算一个采煤面年生产能力A（万t/a）
A=LVMgC
式中：
L—采面长，150m；
V—采面年进度，m/a；
1584m/a，
M—采高，2.2m；
g—容重，1.30t/m；
C—采面采出率，0.95～0.97取0.96，
A=150×
1584×
2.2×
1.30×
0.96t/a=65.2（万t/a）
第二章
采面回采工艺设计
2.1巷道布置
2.1.1工作面巷道布置概况
（1）工作面轨道顺槽沿煤层底板掘进，与上区段运输巷间留2.0m煤柱，属于沿空巷道，为梯形断面，上净宽2.0m,下净宽3.5m，净高为2.2m，净断面积6.05m，采用拱形棚支护。
（2）工作面运输顺槽属于沿空巷道，为梯形断面，为梯形断面，上净宽2.0m,下净宽3.5m，净高为2.2m，净断面积6.05m，采用拱形棚支护，皮带顺槽用于工作面进风和运煤，内设移动变电站，乳化液泵站，皮带输送机和转载机，还设回柱绞车一个。
（3）工作面切眼初掘为矩形断面，净宽3.5m，净高2.2m，净面积7.7m，采用单体液压支柱支护。
2.2采煤工艺
（1）采煤方法
工作面采用倾斜长壁高档普采一次采全高采煤法。
（2）采煤工艺
采煤机械同时完成落煤和装煤工序，机械运煤，人工挂顶梁，推移可弯曲刮板运输机，每班开始生产时，采煤工作面上切口6m，下切口4m，双滚筒采煤机双向割煤往返一次进两刀，进刀方式为割三角煤斜切进刀，四五排控顶，“两采一准”，用单体液压支柱支护工作空间顶板。
采用MG2×
400-W双滚筒采煤机割煤，采高范围1.8～3.6m，截深800mm，滚筒直径31m，采煤机自工作面下切口向上运行时升起前滚筒摇臂并调整高度沿顶割煤，并利用滚筒螺旋及弧形挡板装煤，同时放下后滚筒并调整高度沿底板割底煤，并利用滚筒螺旋及弧形挡板装煤。
工人随机挂梁，托住刚暴露的顶板。
随采煤机上移推移推移可弯曲刮板运输机，
（1）支架工自上（下）而下（上）推移刮板运输机，推移步距0.8m，溜子弯曲段长度≥15m。
（2）在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将刮板运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。
推移时刮板运输机滞后采煤机10～15m，依次开动千斤顶推移输送机，与此同时，输送机槽上的铲煤板清理机道上的浮煤。
推移完输送机后，开始支设单体液压支柱。
再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，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。
回采工艺包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。
根椐本带区地质情况，回采工艺安排如下；
a、落煤，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.8m。
b、装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。
c、运煤，由刮板输送机经转载机胶带输送机运到带区煤仓，然后由由皮带斜井运出地面。
d、工作面支护，工作面内部用单体支柱，工作面端头用木剁加强支护，并采用超前支护方式，超前20m左右，主要原因则由于其对地质条件适应性强，而且有利于机头与架子的稳定。
采煤工作面长度为150m，煤层平均厚度2.2m，煤层倾角12º
，煤质中硬垮
落法处理采空区。
2.3工作面设备选型
2.3.1选择采煤机
根据煤层为中硬煤层、煤层平均倾角为12°
，平均采高2.2m等条件，初选采煤机型号：
MG2×
400-W（双滚筒）,功率400kW，截深800mm。
采煤机性能参数如表2-1所示。
表2-1采煤机性能参数
采煤机型号
技术特征
采高（m）
截深（mm）
滚筒直径（m）
牵引速度（m/min）
功率（kW）
卧底量/mm
质量/t
机面高度/mm
400-W（双滚筒）
1.8～3.6
800
1.4
7
400
412
49
1499
2.3.2选择刮板输送机
根据采煤机的正常牵引速度，计算输送机的实际运输能力
Q=60KMBVcρC
=60×
1.1×
0.8×
3×
0.96
=434t/h
式中
Q—刮板输送机实际运输能力，t/h；
K—考虑到输送机运转条件差且多变所加的系数，一般取1.1～1.15，取1.1；
M—工作面采高，2.2m；
B—截深，0.8m；
ρ—煤的密度，1.30t/m；
V—采煤机正常割煤速度，3m/min；
C—工作面采出率，0.95～0.97，取0.96。
故工作面前输送机选用SGD-630/180。
输送机性能参数如表2-2所示。
表2-2输送机性能参数
输送机型号
输送能力/t·
h
电机功率（KW）
长度（m）
刮板链速（m/s）
刮板链规格/mm
刮板链拉断力/kN
总质量/t
槽尺寸（长×
宽×
高）/mm
SGD-630/180
450
2×
110
200
0.82
φ26×
92
850
88.7
1500×
630×
220
2.3.3单体液压支柱
支柱的最大支护高度Hmax：
H=M-b+e=2200-138+100=2162m
M—工作面最大采高，2200mm；
b—顶梁厚度，138mm；
e—为避免支柱在完全抽出状态下而留的活柱富裕行程，一般为100mm。
支柱的最小高度H：
H=M-S-b-a
式中
M—工作面最小采高，mm；
S—顶板在最大控顶距处平均下沉量，mm；
S=ηMR=0.05×
2200×
4=440mm
M—煤层厚度，2200mm；
R—最大控顶距，4m；
η—支柱下沉系数，0.04～0.05，取0.05；
a—支柱卸载高度（一般≥1），取2mm。
则：
H=2200-440-138-2=1620mm
根据以上计算所得参数，选取单体液压支柱：
DWX28。
单体液压支柱配DJB-1000型金属铰接顶梁。
单体液压支柱其参数如表2-3所示。
表2-3单体液压支柱参数表
型号
支撑高度（mm）
伸缩行程（mm）
额定工作阻力（kN）
额定工作液压（MPa）
初撑力（kN）
泵站压力
（MPa）
油缸直径
（mm）
底座面积
（cm2）
支柱质量（kg）
最大
最小
无液
有液
DWX28
2800
1610
1190
300
41.5
108.～144.7
15～20
100
109
55
6O
2.4采煤与装煤
2.4.1仰斜开采和俯斜开采的选择
1、仰斜开采
1）仰斜开采—采面沿倾斜从下向上推进采煤。
适用：
顶板稳定，煤质较硬；
顶板淋水大；
煤易自燃需注浆；
临界角一般为a<
8°
2）仰采回采工艺特点：
a、水自流入采空区；
b、顶板稳定性差，临界角±
8°
；
c、当a>
10°
时，采煤机偏离煤壁，减少截深；
煤滚入溜槽下侧，输送机易断链，中心链式。
d、当a>
17°
时，采煤机不稳定，易翻倒，输送机设下部调平三角架。
2、俯斜开采
1）俯斜开采—采面沿倾斜自上向下推进采煤。
煤厚，a大，煤松软易片帮，CH大。
2）俯采回采工艺特点
a、水流入采面，工作条件差；
b、装煤困难；
c、顶板相对稳定；
d、机组不稳定，易掉道。
结合本煤层特点:
煤层属中硬煤层，煤层瓦斯涌出量较低，为低瓦斯煤层，煤层有自然发火倾向性（发火期为1a），涌水量较小，倾角平均为12°
采用仰斜开采效果较好。
2.4.2工作面采煤过程
采煤工作面长度为150m，煤层平均厚度2.2m。
每班开始生产时，采煤工作面上切口6m，深度1.6m，下切口4m，深度1.6m。
400-W型双滚筒采煤机自工作面下切口处开始端部斜切进刀割煤，滚筒截深为0.8m，滚筒直径为1.4m。
采煤机向上运行时前端滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤。
刮板输送机的弯曲段控制在15m左右。
双滚筒采煤机往返一次进二刀，四五排控顶，边采边准，割三角煤斜切进刀。
当采煤机运行到上切口时，下行割煤。
滞后采煤机10～15m，依次开动千斤顶推移输送机，与此同时，输送机槽上的铲煤板清理机道上的浮煤。
一班两循环，一天六循环。
工作面布置图见最后设计图。
2.4.3采煤机开机率和工作面生产率的计算
（1）采煤机的开机率
采面日开机率可用下式计算：
K===30.7%
t—采煤机纯割煤时间，t=（140-4）×
6/2.5=326.4min；
t—采煤机跑空刀时间，0min；
t—采煤机在工作面端头反向操作和进刀时间，30～90min；
T—全日，1584min。
（2）采煤机工作面生产率计算
Q采=60MBV采K
=60×
5×
0.307
=210t/h
Q—采煤机工作面实际生产率，t/h；
M—采高，2.2m；
V采—给定条件下采煤机最大可能牵引速度，7m/min；
—煤的实体密度，1.30t/m；
K—总时间利用系数，0.307。
2.5支护
单体液压支柱：
2.5.1支护方式选择
1）按悬臂梁与支柱的关系分正悬臂与倒悬臂。
1、正悬臂布置：
顶梁在采空区方向短，在煤壁方向长对机道顶板支护好，顶梁不容易折断
2、倒悬臂布置：
顶梁在采空区方向长，在煤壁方向短支柱不易被采空区矸石埋住，回柱时顶梁易折断
2）按梁的排列特点分为齐梁式和错梁式。
1、齐梁直线柱布置
梁端沿煤壁方向对齐，支柱排成直线。
落煤时，工作面一次进度（爆深或截深）应与铰接顶梁长度相等。
每次落煤后沿工作面全部挂梁、支柱，一般全部为正悬臂支架。
这种支架形式简单，规格质量容易掌握，放顶线整齐；
工序较简单，便于组织和管理。
2、错梁式直线柱布置
工作面一次进度（爆深或截深）为顶梁长度的一半；
正倒悬臂支架相间布置；
每次落煤后间隔挂梁，顶梁交错向前移动；
工作面全长完成第一次落煤时，支临时支柱，工作面全长完成第二次落煤煤时，临时支柱改为永久支柱，工作面全长完成二次落煤工作面增加一排控顶距，该布置方式机道上方顶板悬露窄，支护及时；
工作面全长完成一次落煤挂梁、支柱数量少，工作量均衡；
支柱成直线，行人、运料方便；
在切顶线处支柱不易被埋住，因此为现场多用。
但是，对切顶不利，倒悬臂梁易损坏。
因此，结合煤层赋存条件选择正悬臂齐梁直线柱布置。
2.5.2支护参数的确定
1、支护密度
支护密度是控顶范围内单位面积顶板所支设的支柱数量。
支护密度既是支护参数,又是确定生产组织管理方式和经济技术指标的重要参数。
支护密度n（棵／m）可用下式表示：
n=p/（ηR）
p—工作面支护强度,kPa；
R—支柱额定工作阻力,kN／棵；
η—支柱额定工作阻力实际利用系数.一般单体液压支柱为0.85左右。
根据采煤机截深，液压支柱配合DJB-1000型金属铰接顶梁控顶选择排距为0.8m，考虑到采煤作业的需要，最少要3排柱，当工作面所需支护材料较多时，工作面最少要4排柱。
结合采煤工作面的生产能力，选择四五控顶，即最小控顶距为4排，最大控顶距为5排。
2、工作面柱距
工作面柱距可根据所需支护密度n和排距b,求出柱距a
a=NS/（Nb+F）
N—工作面支柱排数:
F—机道上方梁端至煤壁距离,m;
S—每根支柱的支护面积,m2，是支护密度n的倒数,因此上式可改写为:
a=ηRN/（Nb+F）p
结合排距和支护密度的选择以及人员通行和材料运输的要求，选则柱距为0.8m。
2.5.3工作面支柱和顶梁的需要量计算
由工作面长度为150m，支柱的排距0.8m，柱距0.8m，四五排控顶。
则工作面支柱和顶梁个数为：
n=×
5=×
5=940
考虑到支柱和顶梁的损坏和特种支护的需要及备用取1000。
2.5.4特种支护
特种支护一般用于事故多发地段，即放顶线、端头、煤壁处及局部构造地段。
其主要类型有：
（a）放顶线的特种支护
由于直接顶垮落或基本顶来压，往往因水平推力而推倒末排支柱。
为此，必须使末排支柱不仅支撑力强，而且支护状态稳定。
一般采用斜撑把排柱连锁起来，形成一个防护整体，必要时加打木垛，硬顶板时打双排柱或打对柱、丛柱等增加切顶力。
（b）端头特种支护
工作面上下端头是工作面和平巷的交会处，此处控顶面积大，设备人员集中，又是人员、设备和材料出入工作面的交通口。
因此，搞好工作面端头支护极为重要。
端头支护的方式有：
（1）单体支柱加铰接顶梁支护
为了在跨度大处固定顶梁铰接点，可采用双钩双楔梁，或将普通铰接顶梁反用，使楔钩朝上。
（2）用4～5对长梁加单体支柱组成的迈步走向抬棚支护
（3）用基本支架加走向迈步抬棚支护
除机头、机尾处支护外，在工作面端部原平巷内可用顺向托梁加单体支柱或“十”字铰接顶梁加单体支柱支护。
选择使用4对3.2m长的π型钢梁，一梁4柱。
（c）煤壁处的特种支护
煤壁处的特殊支护主要是防止顶板在刮板运输机机道处的冒落，保持刮板运输机机道的顶板完整，该处的特殊支护一般采用2.4m长的∏型梁。
（d）超前支护
工作面运输和回风顺槽靠近工作面的20m左右，有时可达到30m的范围内，由于工作面前方移动支承压力和顺槽两侧固定支承压力的共同作用，而使该范围内顺槽压力很高，如果仍然采用正常巷道支护方式，很难达到支护目的，有时甚至发生事故而影响工作面正常生产，为此应加强该范围内顺槽支护。
其支护形式有：
工字钢梯形棚巷道；
锚（或锚网）梯形巷道；
锚（或锚网）矩形巷道；
锚（或锚网）拱形巷道拱形U钢巷道。
顶底板稳定，巷道支护选择工字钢梯形棚巷道，巷道高度2.2m，底宽度3.5m，顶宽度2m。
2.6处理采空区
采空区的处理方法有：
1、留煤柱开采
可减少上层岩层的下沉量，降低对地表环境的破坏但易造成煤炭资源的浪费，遗煤容易自燃发生火灾。
2、顶板缓慢下沉法（顶板塑性大）
对顶板要求高，实际不好控制。
3、充填法
降低对地表环境的破坏，减少岩层塌陷但是工艺比较复杂，资金使用量大，技术要求高。
4、全部垮落法
岩层下沉造成地表下陷但技术要求低，工艺简单，便于管理，消耗费用少。
结合大多矿山的实际情况和各处理方法的对比分析选择全部垮落法。
2.7回采巷道布置方式
由于整个带区只布置一个回采工作面，回采结束，则搬迁到下一面进行回采，如果工作面回采巷道采用双巷布置，势必会大大增加巷道维护时间，从而大大增加了巷道的维护费
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