采矿工程专业论文07578.doc

毕业设计（论文）说明书论 文 题 目 xxxxxxxxxxxxxx11采区设计目 录引言1第一章、井田概况及地质特征 2第二章、采煤方法和回采工艺 8第三章、采区巷道和生产系统22第四章、采区车场设计及硐室 34第五章、矿井通风系统 42第六章、防止特殊灾害的安全措施57第七章、主要技术经济指标60参考文献 61设计总说明本设计部分为xxxxxxx责任有限责任公司xxxxxxx新井设计，全篇共七个部分：矿井概况及井田地质特征、采煤方法和回采工艺，采区巷道和生产系统，采区车场设计和硐室，矿井通风系统，防止特殊灾害的安全措施和主要经济指标，xxxxxxx矿位于郑州矿区新密煤田，由xxxxxxx，xxxxxxx和xxxxxxx三家出资组建，井田走向长12.5km，倾斜宽34km，面积50km2，井田内可采煤层为二3煤和二1煤，煤层赋存稳定，二1煤层平均厚度为5.5m，二3煤层平均厚度为1.3m，煤层倾角变化范围不大，为812°。井田可采储量为2.23×104万t。矿井首采区平均涌水量为1910 t/h , 相对瓦斯涌出量为4.436 m3/t，属于低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，煤层不易自燃。xxxxxxx年设计生产能力为300万t/a，服务年限为53.3年。矿井采用双翼长壁后退式开采，矿井同时生产的采区数目为3个，各采区布置一个生产工作面，矿井通风方法为中央边界式通风。设计过程中确定的方案要技术上可行、经济上合理，并且安全可靠，采煤方法中选用的设备尽量考虑国产，并且设备之间要相互配套。设计内容要不能违背煤矿安全规程等规定，不能出现原则性的错误。第1章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1交通位置xxxxxxx井田位于河南省xxxxxxx西侧，行政区划属新xxxxxxx和xxxxxxx及新xxxxxxx管辖。G107国道、郑新公路、京广铁路、京珠高速、郑石高速公路从井田东侧通过，新密公路从井田南部通过。区内公路以xxxxxxx为中心，可通往郑州(40km)、新密(48km)、禹县(38km)、平顶山(110km)、许昌(74km)等地。新郑国际机场位于井田的东北部。本区已形成非常便利的立体交通网络。矿井交通位置见图1-1-1。1.1.2 地形地貌区内绝大部分为第三、四系冲积层覆盖，为平原微丘地形。地势总体比较平坦，仅西北部冲沟较发育，西部边缘地带出现一些小丘陵和零星突起。井田内海拔标高一般在+100m+175m，平均为+125m左右，相对高差约为75m。1.1.3 地表水系本区主要河流为双洎河，属淮河水系。河床宽度1030m，河底平均低于地面16m，正常流量2m3/s，平均行水深度0.5m，河底坡降1/2001/1200，河底岩性为沙壤土。双洎河为常年性河流，该河自西北向东南流经本井田。河流流量受季节影响较大，旱季较小，雨季较大，最大洪水流量为256 m3/s，洪水位标高为+122.33m。1.1.4 气候特征本区属大陆性半干旱气候，其特点是干湿季节性交替明显，年温差较大，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷，春秋两季气候宜人。年平均气温14.1，月最高气温38.6（1976年6月），月最低气温为-8.1（1977年1月）。每年69月为雨季，年最大降水量为977.1mm（1954年），最小降水量为213.9mm（1985年），年均降水量为592.6mm。年蒸发量为16802041mm。本区风向风力随季节交替变化，夏季多东南风和南风，冬季多西北风和北风，年平均风速2.37m/s，最大风速为18m/s。月平均相对湿度8月最大为83%，1月最小为63%，年平均相对湿度为70%。年均霜期为159天，年均雾日为32天。结冰期一般为12月至翌年3月，冻土深度为100mm150mm，积雪厚度150 mm200mm。1.1.5 矿区工农业生产概况xxxxxxx总面积873km2，人口62万。近几年来社会经济发展速度很快，初步形成了以卷烟、化工、电力、医药、建材、食品加工为主，门类较为齐全的工业经济和以大枣、无公害节水莲藕、畜禽养殖为主的生态农业产业体系。xxxxxxx矿井工业场地位于新xxxxxxx，辛店镇现代通讯设施完备，信息传播方便、快捷，通讯网络与全国联网运行。辛店镇已形成煤电、水泥、焦炭、铝等产业链，被xxxxxxx委、市政府确定为能源建材工业园。1.1.6 煤炭运销情况及预测xxxxxxx矿井由xxxxxxx、xxxxxxx和xxxxxxx参股进行联合开发建设。具体运作由三方通过人才、技术、资源的重新整合而组建的河南省xxxxxxx有限责任公司承担。xxxxxxx井田原煤为低中灰，特低硫、低磷、高热值、高熔灰分的贫煤、贫瘦煤和无烟煤，用途广泛，尤其是有害成分含量低，更适合于城市动力用煤的环保要求，销售前景好。2.1 地质特征2.1.1 地质构造及煤层赋存情况xxxxxxx地质条件复杂，区内断层、褶曲发育，煤层顶底板起伏变化快，且煤层赋存不稳定，薄（无）煤带发育。从勘探资料、物探资料和实际揭露情况看，11、12采区内已经查明落差大于10m的断层18条，且次一级顶、底板小断层极其发育，目前11回风上山实际揭露断层10条，11206上、下顺槽已经揭露断层21条，断层发育频率达到每110m 发育1条。另外，二1煤层赋存很不稳定，薄（无）煤带发育，11、12采区已经查明发育14块煤厚小于2m的薄（无）煤带复杂的地质构造造成工作面回采和掘进时经常出现打碴甚至全岩现象，对采掘影响极大。2.2.2 煤层顶底、板情况二1煤层伪顶为炭质泥岩，不发育，厚度00.5m。直接顶为砂质泥岩，局部发育，厚度05m，平均2.0m左右，岩石硬度系数为46。老顶为大占砂岩，局部地段直接压煤，岩石硬度系数为58。底板为砂质泥岩，岩石硬度系数为46。且二1煤层赋存很不稳定，薄（无）煤带发育。直接底为砂质泥岩，局部发育，厚度03m，平均1.0m左右，岩石硬度系数为46。老底为大占砂岩，岩石硬度系数为58。受断层和薄（无）煤带工作面采掘时将会发生打碴现象，由于顶、底板岩石都较为坚硬，对采掘影响较大。2.2.3 水文地质条件xxxxxxx地质条件复杂，尤其是在滹沱背斜轴部和SF19、SF22、SF32正断层附近L7-8灰岩裂隙发育，含水十分丰富，且通过一些断裂破碎带或隐伏导水构造受到L1-4灰岩和O2m灰岩水的补给。目前矿井总涌水量已经达到1450m3/h（风井区域为520m3/h，主副井区域为930 m3/h），并且从实际揭露和打钻情况看，各个出水点和钻孔涌水量都比较大，其中11回风上山（上段）施工时2007年3月发生突水，水量为230m3/h，造成该头停掘近两个月；11回风上山（下段）在SF22正断层下盘L7-8灰岩富水区掘进时，集中出水点最大水量370 m3/h，目前仍有200 m3/h；11轨道石门1#钻场L7-8灰岩疏水钻孔最大水量160 m3/h ，目前仍有140 m3/h ；11回风上山和11轨道上山L7-8灰岩和L1-4灰岩注浆孔时，共有18个钻孔水量超过100 m3/h，最大达到220 m3/h。复杂的水文条件严重威胁着矿井安全生产。2.2.4 井田内可采煤层物理性质见表 煤 层 物 理 性 质煤层颜色光泽结构构造断口坚硬程度产出状态视密度真密度可磨性指数二3黑弱玻璃金刚受构造影响轻微参差状松软粉粒状1.391.46168二1灰黑似金属金刚呈现结构煤特征松软鳞片1.411.511922.2.5 井田内可采煤层特征见表 煤 层 特 征 表煤 层名 称两极厚度平均厚度 （m）煤 层 结 构稳 定 程 度煤层间距（m）二30-6.981.37含夹矸1层，较简单不稳定，大部可采二10-21.755.50含夹矸12层，较复杂较稳定，主要可采18.6054-128.002.2.6 煤层瓦斯、煤尘及自燃特性本区瓦斯呈西高东低的特征，总体东北部属瓦斯风化带，西南部为瓦斯带范围。CH4含量总的变化趋势是随煤层埋深的增大而升高。根据矿井煤层瓦斯含量结合瓦斯含量等值线图分析，矿井属低瓦斯矿井。二3和二l煤层火焰长度分别为10mm、14mm和10mm；加岩粉量分别为43%和43%，结论为均有爆炸危险性。通过地质报告钻孔样品燃点测试结果，确定二3和二1煤层均为不易自燃煤层。 2.2.7 矿井综合柱状图第2章、采煤方法和回采工艺2.1 采煤方法2.1.1 煤层赋存及开采技术条件本矿井主采煤层二1煤，煤厚021.75m，平均5.50m，全井田可采。二3煤层下距二1煤约18m，煤厚06.98m，平均1.37m，属不稳定大部分可采煤层。首采区二1煤平均厚度5.81m，倾角12°，为“三软”煤层，煤的硬度f=0.7左右，含夹矸12层。直接顶板为易冒落泥岩、砂质泥岩，厚度028.3m，随采随落。老顶为中粒砂岩，厚度235m，一般15m，能冒落，但周期来压不明显。直接底板以泥岩、砂质泥岩为主，厚度0.7517.19m，平均3.10m，层理普遍发育，遇水易膨胀。勘探区内构造受到多级复合控制，致使区内构造复杂化，井田构造复杂程度中等。本矿井属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，煤层不易自燃。2.1.2 采煤方法的选择根据开拓布置，设计对二1煤论证其采煤方法。本矿井主采煤层二1煤，煤厚021.75m，平均5.50m，厚度变化较大。根据国内外厚煤层开采技术发展现状，结合井田开采技术条件，设计认为二1煤可供选择的采煤方法主要有：一次采全高综采放顶煤、一次采全高大采高综采和分层综采。大采高综采适应煤层厚度在46m，经过在各种地质条件下的探索和实践，大采高综采工艺在技术上已趋成熟。大采高综采可以实现高产高效，相对一般分层综采，具有以下优点：（1）简化了回采巷道，降低了巷道掘进率和巷道维护工作量；（2）避免了分层时做大量勘探煤厚的工作量及严格控制分层采高的困难，减少了工作面搬家次数及费用；（3）大采高采场过风断面大，为稀释瓦斯创造了有利条件。大采高综采的缺点是适应煤层厚度变化能力较差，对煤层及顶底板要求较高。本矿井二1煤煤厚021.75m，厚度变化较大，煤层及顶底板较软，属“三软”煤层。大采高综采采高大，支架重量大，由于采高大，采场矿压显现强烈，如煤层及顶底板松软，工作面容易片帮，支架容易下陷，推进困难，也难以实现高产高效。根据矿区内生产矿井以往的实践经验来看，三软煤层分层综采单产也较低，仅为350500kt/a的水平。机械化分层开采工作面单产较低的原因，分析主要有以下两个方面：（1）矿井煤层及顶底板较软，回采上分层时，设备和支架是以松软的煤层作底板，液压支架易下沉或前倾，前探梁不能充分起到支撑顶板作用，容易引起片帮及冒顶，常导致机道阻塞，甚至压埋采煤机组，清理机道、处理冒顶占用时间较多，致使开机率低、产量低、效率低、效益差。（2）由于煤层厚度变化大，煤层底板起伏不平，且规律不明显，因此开采下分层时，对机械化开采更不利，底板隆起之处煤层薄，另外，开采上分层时因煤层软，难以保持上分层底板的平整，造成下分层顶部起伏不平。当开采下分层时，分层厚度变化大，常常难以构成适宜机采的回采面，推进困难，回采率低，效率低。而矿区实践证明，综采放顶煤单产高，效率高，成本低，巷道掘进量小，可减少综采设备的搬家次数，节省采面的安装和搬迁费用，对不稳定厚煤层有较好的适应性；其存在的主要问题是：煤炭回收率相对稍低，原煤灰分相对较高，要求管理水平高。由于“三软”煤层大采高综采及分层综采存在较多的问题，再加上经过十几年的探索，综采放顶煤技术研究解决了“三软”不稳定厚煤层放顶煤一次采全高的工艺问题。郑煤（集团）公司“三软”不稳定放顶煤采煤工艺研究也已获得重大突破，部分综采放顶煤工作面单产已达1.80Mt/a以上。因此，结合郑州矿区新密煤田矿井生产情况，根据本矿井煤层赋存特点，对二1煤的开采设计采用综采放顶煤采煤法。2.1.3 回采工作面参数的确定2.1.3.1 工作面长度及推进方向长度工作面长度与地质因素和机械设备能力、顶板管理等技术因素关系密切，直接影响生产效益，适当加大工作面长度，不仅可以减少工作面的准备工程量，提高回采率，而且也相对减少了端头进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效。而提高工作面推进方向长度，可以减少搬家倒面次数，为工作面连续稳产高产高效创造条件。近几年，随着综放设备开发水平的提高和采煤工艺的成熟，阳泉、潞安、晋城、郑州等矿区综采放顶煤工作面长度一般为120200m，部分工作面加大到300m以上。参照国内矿井放顶煤工作面长度，综合邻近井的实践经验，设计认为本矿井二1煤放顶煤综采工作面长度150180m左右，推进方向长度2000m左右较为适宜。二3煤煤层厚度较小，采用薄煤层综采解放下赋的二1煤层，根据考察多个矿井薄煤层综采工作面长度参数，工作面长度暂按110120m左右考虑，待取得二3煤开采经验后可适当加长工作面长度。2.1.3.2 工作面采高二1煤为厚煤层，井田内煤层平均厚度5.50m，首采区平均厚度5.81m，设计采用综采放顶煤开采，割煤高度取2.6m，放煤高度3.21m，采放比1：1.23。二3煤层煤厚平均1.37m，设计采用一次采全高薄煤层综采采煤方法。由于二3煤属不稳定部分可采煤层，设计仅考虑其作为配采。2.1.3.3 采煤机截深目前我国综采工作面的截深一般为600800mm，考虑到本矿井煤层及顶底板均较软的实际情况，为减少煤壁片帮，设计采煤机截深取600mm。2.1.4 工作面设备选型2.1.4.1 设备选型原则和装备标准建设高产高效矿井是煤炭工业的发展方向，提高矿井机械化水平是发展高产高效的有效途径。目前采煤机朝大功率、大截深、高速电牵引方向发展；运输设备朝大运量、大功率、重型化、高强度、多点驱动、高自动化方向发展；液压支架朝简单实用、高工作阻力、高强度、高可靠性方向发展，采用电液控制系统，提高移架速度和安全性能。针对这种发展趋势，结合本井田“三软”煤层实际情况，在工作面主要设备选型时考虑以下原则：（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。同时设备间相互配套，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，加大工作面推进方向长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采、准工作快，适当增大巷道断面特别是顺槽断面。（3）对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，工作人员能快速方便地到达工作地点。xxxxxxx矿井作为大型矿井，依照高技术、高质量、高效率、高效益的开发建设原则，其工作面装备需充分依靠科技进步，立足国内选择先进的高产高效、性价比高、安全可靠的采、掘、运、支设备。2.1.4.2 二1煤综放工作面设备选型（1）采煤机a、采煤机应具有的生产能力采煤机应具有的最小生产能力由下式计算：Qh=Qy×f/D×（N-M）×t×K式中：Qh工作面设备所需最小生产能力，t/h；Qy要求的工作面年产量， 1.5×106t/a ；D年生产天数， 按330d计算；f能力富裕系数，1.4；N日作业班数，4班；M每日检修班数，1班；t每班工作时数，6h；K开机率， 0.6。则Qh =1.5×106×1.4/330×（4-1）×6×0.6=589t/hb、采煤机装机功率装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估算：PQ×Hw589×0.7413kW式中：P装机功率，kW；Q采煤机生产率，589t/h；Hw比能耗，一般0.60.7，取0.7。c、采煤机所需牵引力据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.51倍。d、确定滚筒直径滚筒直径一般按最大采高的0.6倍考虑，滚筒直径取1.8m。根据煤层的开采技术条件、煤的硬度及采高，参照矿区内工作面装备情况，考虑到矿区内设备的互换性，工作面采煤机实际订货资料为国产MG250/600-WD型无链电牵引采煤机。采煤机技术参数见表2-1-1。（2）工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。工作面刮板输送机的运输能力应满足：QcKc×Km×Ky×Qm1.1×1.05×1.05×589714t式中：Qc刮板输送机应具有的运输能力，t/h； Kc采煤机截割速度不均衡系数，1.1；Qm采煤机平均落煤能力，589t/h；Km采煤机与刮板输送机同向运动时修正系数，1.05；Ky运输方向及倾角系数，1.05。表2-1-1 采 煤 机 技 术 参 数 表项 目单 位参 数备 注采煤机型号MG250/600-WD电牵引采煤机总装机功率kW600截割功率kW250×2采高M1.83.5截深Mm600滚筒直径M1.8驱动方式交流电牵引牵引力kN535牵引速度m/min012.4供电电压V1140重量T41经计算工作面前部刮板输送机的运输能力应大于714t/h。转载机、破碎机能力应不小于刮板输送机能力。 根据采煤机生产能力、放煤能力及工作面长度，并考虑各环节的能力配套及煤层生产能力潜力，实际订货情况为：前部刮板选用SGZ764/500型刮板输送机、后部刮板选用SGZ630/320型刮板输送机、SZZ764/200转载机及PLM1000破碎机因此，二1工作面采用走向长壁后退式、综合机械化放顶煤一次采全高采煤方法,全部垮落法管理顶板，采放平行作业。2.2 回采工艺2.2.1综采工艺方式为了保证安全，采用及时支护：即在采煤机割煤后，先移架，再移刮板输送机，工艺过程为割煤-移架-推溜。2.2.2 采煤机的工作方式和进刀方式：（1）工作方式：综采工作面采煤机为双滚筒，采煤机正常工作时，前端的滚筒沿顶板割煤；后端滚筒沿底板割煤。这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。（2）进刀方式：综采工作面的进刀方式为工作面端部斜切进刀，并且为割三角煤。其过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机已移近煤壁，采煤机身处尚留下一段下部煤图2-2-2（a）;调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直图2-2-2（b）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处图2-2-2（c）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，帆程正常割煤图2-2-2（d）。（3）割煤方式：采用往返一次割两刀的割煤方式。图2-2-2 工作面端部割三角煤斜切进刀方式（a） 起始 （b）斜切并移直输送机 （c）割三角煤 （d）开始正常割煤1-综采工作面双滚筒采煤机 2-刮板输送机2.2.3 采煤机滚筒螺旋的确定双滚筒采煤机采用相背旋转，即右滚筒右旋（顺时针），左滚筒左旋（逆时针），右滚筒采用右螺旋，左滚筒采用左螺旋。2.2.4 综采工作面巷道布置、端头支架及加强支护（1）综采工作面巷道布置（见工作面层布置图）（2）端头支护：区段轨道平巷采用工作面液压支架作端头支护；区段运输平巷采用3部端头支架作端头支护，并且滞后工作面液压支架一个截深 。（3）加强支护：顺槽工作面前方20m以内需加强支护，避免应力集中提前对巷道造成破坏，采用单体液压支柱和铰接顶梁作为加强支护的支架。2.2.5 作面组织循环作业及循环图表、主要技术经济指标综采工作面一般只有割煤、前移架和推刮板输送机等3个主要工序。习惯上，完成着3个主要工序后，就算完成一个循环，因而一般是按多循环方式组织作业的。但安排作业方式时，必须将机械设备检修作为综采工作面的一个很重要的工序，进行适当安排，保证检修时间。（1）循环作业按正规循环作业组织生产，每割两刀放一次顶煤为一个循环，每生产班各完成1个循环，总计每天完成3个循环。a)作业方式：采用了先进的设备，为了减少工人的劳动时间和劳动强度，采用四六制工作制度；b)循环作业图表（见图2-2-5-1）。图2-2-5-1 工作面正规循环图表（2）劳动组织a)劳动组织形式：采用专业工种追机作业和综合工种全断面分段作业相结合的劳动组织形式；b)劳动组织：劳动组织表见表2-2-5-2。表2-2-5-2 工作面劳动组织表工 种班 次小 计一班二班三班检修班跟班队长11114验收员11103班长22239采煤机司机33309运输机司机11103转载机司机11103司泵工11103皮带司机22206支架工151515045端头支架工666018运料工088机修工111811电修工111811打眼注水工33309支架维修工0001010巷修替棚工121212036看工具工11103送馍工11114皮带检修工11158合计53535344203（3）主要技术经济指标主要技术经济指标表见2-2-5-32-2-5-3 工作面主要技术经济指标表序号名称单位数量备注1采煤方法综合机械化放顶煤2顶板管理完全跨落法3生产方式三采一检修4工作面长度m1805工作面走向长度m18006采高m3.5煤层平均厚度5.57循环进尺m0.608日循环个数个39日循环进尺3.610回采率8011循环产量t3908.52二1煤层工作面2.3 设备配备工作面机械设备配备见表。表2-3 综采工作面机械设备配备表使用地点设备名称单位数量型 号工作面端头支架架4ZFZ4000/21/30过渡支架架2ZFZ3600/19/28FT中间支架架109ZFZ3600/19/28LT采煤机台1MG250/600-WD前部刮板输送机部1SGZ-764/500后部刮板输送机部1SGZ-630/320下副巷转载机部1SZZ-764/200轮式破碎机台1PLM-1000胶带输送机部2DTL120/130/2×280X信号照明综合保护台1ZXZ8-4/1140无极绳绞车部1SQ-80/75B上副巷乳化液泵台2BRW315/31.5乳化液泵箱个1RX315/25B注水泵台1WRB-160/31.5注水泵箱个1RX200/16A移动变压器台3KBSGZY1250/10/1140(2台)KBSGZY630/10/660（1台）无极绳绞车部1SQ-80/75B信号照明综合保护台2ZXZ8-4/1140组合开关台1QJZ-2000/1140软启动台4QJR250/1140 (2台)QJR125/1140 (2台)回柱绞车台2JH-14t2.4 工作面通风系统2.4.1 按瓦斯涌出量计算：Qw=kg×Qg/(Cg-Cm)=561 (m3/min)式中：kg工作面瓦斯涌出量不均衡系数，取1.5；Qg工作面瓦斯绝对涌出量m3/min ，取最大值3.74 m3/minCg工作面回风流中瓦斯最高允许浓度，取1%；Cm工作面进风流中瓦斯浓度，取0。2.4.2 按人数计算：Qw=4NK=4×150×1.05=630（m3/min）式中：4每人应供给的最小风量，m3/min；N工作面最多数（按交接班时，两班人数加上其他辅助人员）150K备用系数。2.4.3 按温度计算本工作面实测温度为2326OCQw=60×V×S=60×(1.21.8)×9=648970V风速，按照风速与温度的关系取1.21.8 m/sS综采工作面平均断面取9 m22.4.4 经比较取计算风量最大值970 m3/min2.4.5 按工作面极限允许风速验算：根据煤矿安全规程规定，工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s；V=Q/60s=970/60×9=1.8m/s因为0.25 m/sV4m/s，故工作面配风量及风速符合规程规定。2.5 回采工艺过程中的安全注意事项2.5.1 割煤采煤机由工作面中部向下割煤，前滚筒沿顶后滚筒沿底，当割到机头时，采煤机停止牵引，割煤的同时，及时移架到机头，推移采煤机后边的溜子，然后采煤机向上牵引，上滚筒沿顶，下滚筒沿底，沿着运输机弯曲段逐渐斜切进入煤壁，直至双滚筒全部进入煤壁采煤机停止牵引。推移弯曲段及机头溜子，拉机头过渡架，要求所推移部分和采煤机处溜子成一条直线。然后采煤机下滚筒沿顶，上滚筒沿底向下牵引割三角煤，下行割煤的同时，追机拉架，采煤机割煤至机头。采煤机向上返，推移机头及采煤机后边的溜子，拉移过渡支架。当采煤机再次行到下机窝开始向上割煤，支架和溜子相应前移。采煤机由中部向机尾割煤的情况与此类同。2.5.2 移架移架前，清净支架前方及支架内的煤、矸等杂物。移架前打好抬底座千斤顶，邻架打上推溜手把，本架打上拉架手把，然后缓慢降架待支架前移时，立即停止降架，拉架时手不离操作手把，防止支架拉移超前。移架工操作时，必须站在支架架箱内，严防移架时抬底座千斤顶弹起或支架与前部运输机之间挤伤人员。移架时架前、架下不得有任何人进行其它作业或停留。端头支架移架后和基本架架尾齐为拉到位。拉第一架和最后一架前，必须升紧端头抬棚，防止降架时木棚梁下落。支架到位后要及时升起前后立柱，顶梁接顶后稳定供液35秒钟，以确保支架初撑力。2.5.3 推运输机推移输送机在输送机运行中进行。前部输送机停止运转时，除机头、机尾外不得拉移，推移机头、机尾时，必须清净浮煤，保护好管线。推移时遵循自下（上）而上（下）顺序推移的原则，弯曲段长度不得小于15m,保证不得出现死弯，不能有两处以上弯曲段（处理上窜下滑需分段推移时可有两处弯曲段，通常每3060m为一段），不得任意分段或从两端向中间挤移。输送机推移不动时，要详细查找原因，采取措施及时进行处理，处理好后方可推移输送机。推移输送机后及时把手把打回零位。进入煤壁侧作业时，要先做好煤壁侧临时支护（片帮地段要进行闭帮），设专人监护。当前部输送机、支架出现上窜下滑趋势时，可改变推移顺序。2.5.4 放煤采用间隔多轮顺序放煤，见矸关门的方式，为最大限度提高顶煤回收率，端头支架也应放煤。采放煤平行作业，即割上半部煤时，放下半部顶煤，割下半部时，放上半部顶煤，放煤时，每轮放出顶煤量的1/21/3，反复进行将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸提高煤质。放煤步距1.2m，拉两次架放一次顶煤。当大块煤（矸）堵住放煤口时，必须采取有效措施进行处理，严禁爆破处理。2.5.5 清煤浮煤必须清理干净，明确划分区段，责任到人，班长、验收员要班班检查验收。若遇到进入煤壁侧清煤等特殊情况，则必须闭锁前部输送机，设专人监护，做好临时支护，加固顶板，设专人观山，确保退路畅通，然后方可清煤。清煤落后部输送机时，必须安排专人传信号，统一指挥，浮煤、浮矸清净，推移后部用的千斤顶或单体柱要及时抬出。第3章 采区巷道和生产系统3.1 服务年限xxxxxxx井田东西走向长13.5km，南北倾斜宽34km，面积约50km2，井田可采储量为223.981Mt，规模按3.00Mt/a考虑，储量备用系数采用1.4，则计算矿井服务年限为53.3a。其中，-325m水平以上可采储量为145.245Mt，服务年限为34.6a。需要说明的是，位于井田东北部的贾梁勘查区：地质储量181.45Mt（普查），由于地质条件相对复杂，位于xxxxxxx城区附近，单独建井的难度非常大，可考虑作为矿井的后备区，以充分有效利用资源。3.2 井田开拓3.2.1 井田开拓（1）开拓方式本井田为新生界地层所覆盖的煤田，井田地表地形较为平坦，新生界表土层厚度从数十米到400m不等，西南薄，东北厚。主采煤层二1煤埋深230930m，倾角大部分812o，局部稍大，但也在25 o以下，水文地质条件中等偏复杂。矿井具备立井或斜井开拓的条件，需结合井口位置比较确定。针对本井田的具体特点，在选择井口位置及开拓方式时，主要考虑以下因素：、地形及地势：井田范围内绝大部分被第三、第四系冲积层覆盖。冲积层厚度变化趋势为西、南薄，东、北厚，西部和南部为数十米厚，东部边缘为400m以上，中部在200m左右。区内地势平坦，村庄密集，从井筒施工条件来看，井口位置宜选在表土层相对较薄的东南部位置。、交通：井田东部边界附近有107国道，京广铁路和京珠高速公路通过；井田北部有新密铁路专用线通过，井田南部为新密公路、新密至刑口铁路，井口位置的选择应靠近现有的交通设施，减少新修公路长度，从而降低矿井建设投资。、煤层埋藏深度及开采垂高本井田主要开采煤层为二1煤，二1煤最高的见煤标高位于滹沱背斜轴上的1052孔，标高为-109.07m，最深开采标高为-800m，煤层的赋存垂高最大为690.93m。主采的二1煤煤厚沿走向、倾向虽有所变化，但变化不大、煤层较稳定。矿井的开拓方式要考虑煤层的埋藏深度及开采垂高，合理进行开拓开采布置，减少生产环节和掘进工程量。、井田走向长13.5km，倾斜宽34km，面积50km2左右。沿走向的储量中心在911线附近，沿倾斜方向的储量中心在滹沱背斜轴南部，井口位置宜尽量靠近储量中心，以减少矿井总体运营费用。（2）井口位置与开拓方案的选择通过对影响本矿井井口及工业场地位置选择的各种因素分析，本着“有利于整个井田的开发，有利于矿井初期生产、后期接续，减少矿井的基建投资和煤柱损失，有利于地面工业场地布置，提高矿井建设和生产期间安全性”的原则，结合开拓方式，经初步优化比较，设计提出了二个井口位置、三个井田开拓方式方案。各方案井口位置见图2-3-1。方案I（xxxxxxx方案）：井口位置位于xxxxxxx村东，结合开拓方式，方案I又分为方案I1（一对立井开拓）和方案I2（一立一斜联合开拓）两个方案。方案I1：xxxxxxx东一对立井开拓方案。该方案主副井井口位于xxxxxxx村东约120210m，10-4孔西北约200m。井口标高+139m，井筒落底水平标高-325m。主立井井筒直径为5.0m，装备一对20t箕斗，副立井井筒直径为6.5m，装备一对（一宽一窄）1.5t双层四车罐笼。方案I2：xxxxxxx东一立一斜联合开拓方案。该方案井口位置位于xxxxxxx东约120210m，井口标高+139m，主斜井落底标高-150m，和首采区输送机上山（-325-150m）直接连接。副立井落底水平标高-325m。主斜井倾角a=16o，斜长L1048m，采用B1200mm钢丝绳芯带式输送机运煤；副立井井筒直径为6.5m，装备一对一宽一窄1.5t双层四车罐笼。开拓方式见图2-3-4，5。方案II（xxxxxxx方案）：xxxxxxx东南一对立井开拓方案。该方案井口位置位于xxxxxxx村东南约550m，井口标高+131m，井筒落底水平标高-130m，井筒深度261m。主立井井筒直径为5.0m，装备一对20t箕斗，副立井井筒直径为6.5m，装备一对一宽一窄单层二车罐笼。各井口位置及开拓方式方案综合分析评价如下：方案I（xxxxxxx方案）和方案II（xxxxxxx方案）井口与工业场地位置分别位于井田初期开发块段的南北边界附近。方案II（xxxxxxx方案）落底水平浅，为浅部井方案，井筒较短，初期投资省，初期运营费用少；方案I（xxxxxxx方案）井筒相对较深，初期投资稍大，但有利于采区接替和后期开发。两个方案各有优缺点，需技术经济比较确定。根据以上分析，结合开拓方式，设计对方案I和方案进行了进一步的技术经济比较，比较结果详见表3-2-1。由表3-2-1可以看出，方案为浅部立井方案，井筒短，初期工程量少，压煤量少，基建投资省，但该方案的主要不足是：（1）对于整个井田而言，井口位于北部边界附近，距离全井田储量中心距离较远，后期开发不利。（2）本方案为浅部方案，由于矿井涌水量较大，井筒落底水平较浅则对矿井的生产接替非常不利，后期大部分为下山开采，开拓工程量大，排水困难，运营费用高。（3）井口及工业广场压首采区煤量较大，不利于矿井初期投产采区工作