矿井通风与安全毕业设计.doc

阳泉职业技术学院毕业设计说明书毕业生姓名：王文强专业：矿井通风与安全学号：060426004指导教师蔡永乐所属系（部）：资源系二九年五月iv阳泉职业技术学院毕业设计评阅书题目：国阳一矿南条带15#煤四采区设计 资源系矿井通风与安全 专业 姓名王文强 设计时间：200 年月日200 年月日 评阅意见：成绩： 指导教师：（签字） 职务：200 年月日阳泉职业技术学院毕业设计答辩记录卡 资源 系 矿井通风与安全 专业 姓名王文强答 辩 内 容问 题 摘 要评 议 情 况 记录员： （签名）成 绩 评 定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。 专业答辩组组长：（签名） 200 年月日摘 要本矿井地表地势属低山和中高山地形，最高处1125m，低处为605m，区内山顶多为黄土复盖，山坡及沟谷两侧，岩层出露良好。根据开拓开采设计确定，该矿井采用主副立井上下山开拓。本矿井的瓦斯含量大，属于高瓦斯矿井，为了满足矿井通风，全矿采用两翼对角式通风。同时考虑到井田走向较长，为了减少通风阻力，我们设计的大巷的地断面面积较大，以保证矿井的正常通风。依据地质资料知，四采区煤层平均厚度为7.12米，采区较规整，厚度变化不大，因此四采区设计的主要原则是:(1)按综采低位放顶煤采区设计。(2)遵循综放工作面开采特点，简化采区巷道布置，力求施工简单易行。 (3)采区准备巷见15#煤后，均沿15#煤层顶板布置，给开采后的通风密闭工作创造条件。 (4)工作面采长及走向尽可能适应高产高效的要求。采区设计的主要特点(1)本采区巷道布置简单。(2)工作面巷道布置采用一进一回、内错尾巷、走向高抽巷布置形式，为高产高效创造了条件。 (3)工作面顺槽与采区回风巷立交处采用立式风桥，便于通风管理及施工组织。(4)便于采区和工作面接替，有利于采空区侧巷道的施工。关键词：矿井开拓；采区巷道；采区通风；安全防护目 录第一章 矿井概况1第一节 矿井基本概况1一、矿井开采井田范围1二、井田地层情况、煤层赋存、储量、主要地质构造、工业广场1三、水文地质情况6四、矿井瓦斯、煤尘和煤的自燃6五、矿井相邻关系情况等基础资料7第二节 矿井开拓概况7一、矿井开拓方式7二、井田内划分开采水平数目及标高8三、大巷布置方式8四、井底车场形式、通过能力确定8五、矿井通风方法，通风系统等9第二章 采区基本开采条件10第一节 采区基本条件10一、 采区开采范围，四邻关系及开采情况10二、采区储量10三、采区生产能力，服务年限计算确定10第二节 采区开采煤层条件12一、采区内煤层赋存特征12二、采区内主要地质状况，以及对采区设计影响12三、煤质状况13第三章 采区巷道布置15第一节 采区上山布置方案15一、巷道布置方案选择15二、回采工作面布置17第二节 采区主要生产系统18一、回采工作面18二、掘进工作面18第三节 采区开采顺序19第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织20第一节 采煤工作面采煤工艺20一、本采区选用采煤方法20二、工作面设备选型20三、进行工作面采煤机进刀方式选择，及工作面支护阻力的确定24第二节 工作面劳动组织26一、劳动组织表26二、确定工作面循环方式，作业形式，进行采煤工作面循环图表编绘27第三节 工作面主要技术经济指标28第五章 采区通风与安全30第一节 采区通风方式及系统30第二节 采区风量的计算及分配30第三节 采区总风压及等积孔的计算33一、采区负压33二、等积孔33第二节 安全通风措施34一、安全措施34二、减少摩擦阻力措施34第六章 安全技术措施36第一节 预防瓦斯与煤尘爆炸措施36一、防瓦斯措施36二、防煤尘措施38三、控制爆炸传播的措施38第二节 预防水灾措施39第三节 预防火灾措施39第四节 其它措施41一、 顶板管理措施41二 、落煤与放煤措施41三、 移架及移溜措施42四、 通风管理措施43五、避灾路线45六 、防排水措施45七、其它45参考文献46致 谢47阳泉职业技术学院-毕业设计说明书第一章 矿井概况第一节 矿井基本概况一、矿井开采井田范围一矿位于阳泉市西北部和盂县东南部，落雁垴庙梁分水岭便是阳泉市、盂县在井田内的行政分界线，井田西南部、南部和东部分别为阳泉市旧街、辛兴及平坦乡管辖；西北部、北部分别归盂县的南娄、路家村及阳泉市的燕龛乡和荫营镇管辖。二、井田地层情况、煤层赋存、储量、主要地质构造、工业广场（一）地层情况本井田为石炭二叠纪煤系地层，即为本溪组、太原组和山西组。太原组含煤性最好、其次为山西组，本溪组含煤性最差。太原组是本区主要含煤地层之一，连续沉积于本溪组地层之上。全组厚度90130m，平均121.82m，由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩，灰白色细中粒砂岩，深灰色石灰岩和煤组成。有三层石灰岩，是本组煤层对比的典型标志层。含煤2层，其中15#为主要可采煤层。山西组连续沉积于太原组之上，全组厚度4075m，平均57.79m。由灰白色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和煤组成。本组含煤2层，均不可采。（二）煤层15号煤层位于太原组下部，是组内及区内最主要的煤层，煤厚最大值为9.03米，最小值为4.77米，平均6.91米，一般含夹石14层，夹石厚度在0.11.0米之间，属复杂结构煤层。柱状图见图（1-1）。一矿井田采煤层情况见表(1-1)表1-1 一矿井田煤层情况表地层系统煤层名称煤层厚度倾 角赋存及可采情况可采性指数km煤厚变异系数煤层结构稳定性类别评定15#15以下全区赋存、全部可采113.3%复杂稳定煤层一矿井田以15号煤层属厚煤层，采煤方法为开天窗放顶煤一次采全高采煤法，顶板管理均采用全部垮落法。煤层顶板一般比较平整，为砂质泥岩、泥岩，粉砂岩和石灰岩，局部为细中粒砂岩，顶板厚度一般不大，直接顶板类别一般为中等稳定顶板。可采煤层大部都有伪底存在，为泥岩、砂质泥岩，一般比较平整，遇水膨胀成粉状，好在本井田地下水甚微，底鼓现象在工作面不多见，很少影响支护、采煤工艺及方法的选择。各开采煤层的岩石工程地质特征见表12和13。图1-1表12煤层顶板情况煤层名称(厚度)15号 (6.91米)伪老顶岩 性石灰岩厚 度11.75米抗压强度1.08878107帕斯卡初垮落距25米直 接 顶岩 性黑色泥岩厚 度1.09米裂 隙发育抗压强度与采高比0.71.1易冒落差随采随冒顶板凹凸情况平整 伪 底岩 性泥岩厚 度0.050.10米直 接 底岩 性砂质泥岩厚 度3.59米抗压强度4.4149107帕斯卡底板凹凸情况平整煤 层 倾 角大部为15以下，局部为25以下支 护 方 式型钢梁、单体液压支柱及低位放顶煤采空区处理方式全部垮落法采 煤 方 法开天窗放顶煤一次采全高综合机械化采煤法表13主要岩石力学强度试验统计表岩石名称抗剪强度(平均)pa(帕斯卡)抗压强度(平均)pa(帕斯卡)单向抗拉强度(平均)pa(帕斯卡)粗砂岩8.6338107中砂岩6.7621062.8421078.64361071.961063.92106细砂岩7.5461061.52881073.3321071.50921089.81053.92106粉砂岩3.1361062.52841078.41821071.5681062.744106砂质泥岩3.5281073.69461079.67261071.3721061.666106泥岩1.73461071.120141084.91053.332106泥灰岩8.79061079.81054.214106石灰岩7.7421065.13521071.709121082.0581064.508106铝土质泥岩4.7041077.87921075.88105含铝土质泥岩3.50841071.372106（三）储量1）工业储量计算 （1-1）式中 zg井田工业储量，万t； 煤的容重，t/m3 h 煤层的厚度，m。 15号煤层的厚度为4.77m9.03m，平均厚度为6.91m。煤层的走向长度为7000m，倾向长度为8000m，煤层容重（1.40t/m3）。根据公式（1-1）计算： =56001.46.91=54174（万吨） 2）可采储量计 （1-2） 式中 zk井田的可采储量，万t； zg井田工业储量，万t； c 采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85； 本设计开采15号煤层，根据公式（1-2）计算： =541740.75 =40630（万吨）3）矿井设计生产能力及服务年限矿井工作制度矿井工作制度采用年工作日300天，每天净提升时间14h。采用“四六”式工作制度，矿井昼夜四班工作，其中三班进行采掘工作，一班进行检修。矿井设计服务年限、年产量和储量之间的关系可用下式表示： （1-3） 式中： t矿井设计服务年限，（年） a矿井设计产量，（1104t/年） k 储量备用系数，1.21.4。（本设计中k采用1.4）。本设计的井田可采储量为40230万吨，根据公式（1-3）计算可得： =40230/（400 1.4）=72.5（年）（四）主要地质构造一矿井田位于矿区大单斜的西北部，其构造形态基本上也呈一单斜状，其走向为东西，倾向为南北。沿倾向发育有次一级的较平缓的向斜和层间断裂构造。褶皱两翼倾角一般在14以下。一矿井田内落差大于20米的大中型断层有1条，长约1370米左右。（五）工业广场工业场地的选择主要考虑以下因素：尽量位于储量中心，使井下有合理的布局。占地要少，尽量做到不搬迁村庄。尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位。尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小，工业广场面积40公顷，定为670m640m的矩形。三、水文地质情况桃河为区内主要河流，属于海河流域滹沱河水系，发源于寿阳县境内，由西向东流经旧街、赛鱼、阳泉，横贯矿区中部至娘子关磨河滩村与温河相汇，流经长度80多公里，流域面积1324平方公里，截至阳泉市桃河大桥处，流域面积为503平方公里，历年最大流量2200m3/s(59年8月)，二十一年来(59一79年)，清水期(105月)平均流量为0.108108m3，洪水期(69月)平均流量为0.437108m3。一矿的供水水源有：桃河自备井、娘子关提水工程、蒙村河水及矿井水，前两种供民用，后两种主要供工业用水。四、矿井瓦斯、煤尘和煤的自燃矿井进行了瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量25m3 /min相对瓦斯涌出量5m3/t，山西省煤炭局批复为高瓦斯矿井。15号煤层煤尘无爆炸性。经山经山西煤炭工业局综合测试中心鉴定，15号煤层自燃等级为级，煤层不易自燃。15#煤层绝对瓦斯涌出量极大值为25m3/min，一般值为24m3/min，相对瓦斯涌出量极大值为5.4m3/t,一般为5m3/t。井田开采15#煤层不具有煤尘爆炸危险倾向性。15#煤层具有自然发火倾向性，属四级易燃煤层，自然发火期为22个月。恒温带深度为3060m，温度12左右。平均地温梯度为0.81.9/100m。五、矿井相邻关系情况等基础资料本井田边界及四邻关系是东部以经线为界，西部以经线为界，南起纬线，北止纬线，东邻阳煤集团四矿，西邻官庄矿井田，南邻阳煤集团三矿，北邻荫营煤矿及程庄井田。井田东西走向长约7公里，南北宽约8公里，面积约56平方公里。一矿位于太行山北段西翼，以落雁垴庙梁佛爷梁王兰山刘备山分水岭呈大致东西向横贯井田中南部，形成西北高而东南低的地势。最高点北坡，标高为1125m，南坡最低点为一矿的蒙村河床，标高为605.3m，一般相对高差520m左右。总的地形地貌特征是：西北高东南底倾斜向下的地貌。第二节 矿井开拓概况一、矿井开拓方式本矿井地表地势属低山和中高山地形，最高处1125m，低处为605m，区内山顶多为黄土复盖，山坡及沟谷两侧 ，岩层出露良好。根据开拓开采设计确定，该矿井采用主副立井上下山开拓。本矿井采用主斜井副立井单水平开拓，水平大巷所在水平为+670 m。主井井筒直径为5.6 m ，净断面积为24.63，井筒支护为钢筋混凝土砌碹。副井井筒直径为7.7 m ，净断面积为46.56，井筒支护为钢筋混凝土砌碹。二、井田内划分开采水平数目及标高矿井设计有两个水平（+669和+560）进行开采，其中+669水平为主水平，主要开采15号煤层及局部3号、12号煤层；+560水平为辅助水平，主要开采井田西南部的15号煤层。地面标高在1050.31305.3米之间，井下煤层上限标高660米，下限标高546米，埋藏深度在504.0660.3米之间。三、大巷布置方式主要开拓巷道包括轨道上山，运输上山，运输大巷。运输大巷基本沿15号煤层底板布置，巷道坡度随煤层而有起伏,一般2-5，便于排水的需要。运输大巷局部8，主运输大巷上仓段局部10，主要是为了更好的搭接皮带和连接煤仓。这三种巷道都采用一样的断面设计。四、井底车场形式、通过能力确定井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5t固定箱式矿车，型号为mg1.7-9b,外形尺寸（长宽高）240011501150（mm），故取调车线长度为80m。调车方式主要是机头从一侧将重车推入副井，然后绕道另一侧拉上材料车或是空车。因为此矿井运煤主要是靠胶带，所以车场调车比较简单。本矿井设计年产量为400万吨，大巷运输采用带宽为1200mm的胶带运输机运煤，辅助运输采用1.5t固定箱式矿车，井底车场经过石门与大巷直接相连。为了保证矿井生产及安全的需要，井底车场设有各种硐室，包括、水泵房、工具室，调度室、等候室、医疗室。五、矿井通风方法，通风系统等本矿井的瓦斯含量大，属于高瓦斯矿井，为了满足矿井通风，全矿采用两翼对角式通风。同时考虑到井田走向较长，为了减少通风阻力，我们设计的大巷的地断面面积较大，以保证矿井的正常通风。第二章 采区基本开采条件第一节 采区基本条件一、 采区开采范围，四邻关系及开采情况（一）采区开采范围： 走向长度 4198米 倾斜长度 1187米 采区面积 4983026平方米（二）四邻关系及开采情况本采区东部有部分陷落柱密集区，南部至新景矿、三矿井田，西部尚未布置采区，北部至+560水平大巷；上方为三矿3#煤层19采区和二十一采区，均回采完毕，此外上方还有一矿北丈八井3#煤层七尺二采区和三采区，其中7204工作面正在掘进，所有工作面均未回采。二、采区储量（一） 地质储量：4756.7万吨（二）各类损失：地质构造及保护煤柱影响损失：139.4万吨 顺槽煤柱损失：301.34万吨停采线和准备巷煤柱损失：246.6万吨（按50%回收）放煤损失：502万吨（工作面按87%回收）（三）可采储量：工作面可采储量3275.3万吨，掘进煤126万吨，煤柱回收123.3万吨，采区合计可采储量3524.6万吨。三、采区生产能力，服务年限计算确定 （一）工作制度：采掘队均为“二九一六”制，二班生产一班检修。（二）年设计生产能力：本区安排一个综放队，两个综掘队，回采每班截四刀煤，截深按0.8米计算，日推进度为6.4米，工作面采长按220米计算，回采日产量为11781吨，综掘队每天按10米进度计算，日出煤量为168吨，其详细计算如下：1）工作面生产能力：（以s8401工作面为例）日产量：a日=lmhrc =2206.46.871.40.87 =11781吨年产量：a年= a日t =11781300 350万吨2）进工作面生产能力：日出煤量：a日=nmq =210168 =336吨年出煤量：a年=a日t =336300 =10万吨3）采区设计能力：a采=综a年+掘a年 =350+10 =360万吨取a采=360万吨式中：l=工作面采长220米； m=工作面日推进度6.4米； r =煤层容量1.4吨/立方米； c =工作面回收率 取87%； t =回采面年工作日数300天 n =掘进头数2个； m =掘进单头日进度10米； q =掘进每米进尺平均出煤量16.8吨/米； t =掘进年工作日数300天。（三）采区回采率：采区回采率= 100% = 100% =76.3%（四）采区服务年限：t= = 10年第二节 采区开采煤层条件一、采区内煤层赋存特征本采区煤层赋存稳定，煤层厚度变化较大，采区中南部较厚，北部较薄，最大厚度9.50米，最小厚度5.95米，平均厚度7.12米，在煤层的中下部含夹石03层，分布极不稳定，且厚度变化较大，仅个别钻孔揭露，该区煤层最大倾角15，最小2，平均5。15#煤层直接顶为黑色泥岩，平均厚度1.50米，易碎、性脆、含少量黄铁矿晶体，至采区中有变薄，尖灭趋势；老顶为灰色石灰岩，平均厚度13.64米，坚硬致密，灰岩中夹两层泥岩，含动物化石。直接底为灰黑色泥岩，厚度3.72米，致密，节理发育，局部地段夹不稳定煤线；老底为灰色细砂岩，厚度5.87米，泥质胶结，含植物化石及黄铁矿晶体。二、采区内主要地质状况，以及对采区设计影响本采区水文地质条件比较复杂，采区地表有芦湖沟河、南河沟河、窑河，属于季节性河流，此外有15#煤层上方四节石灰岩、怪砂岩、钱石灰岩和猴石灰岩局部裂隙含水层水及上方3#煤层采空区积水，预计最大涌出量40m3/h，正常涌出量10m3/h，由于地表水，含水层水及上方采空区积水的影响，预计本采区在开采过程中会出现顶板淋头水和落山涌水现象，建议在开采过程中做好防排水工作。地质构造复杂，陷落柱发育较多。其它地质因素： 1）瓦斯预计绝对瓦斯涌出量1.5m3/min；相对瓦斯涌出量15m3/t。 2）煤尘 无煤尘爆炸危险性。3）自燃具有自燃倾向性。4）地温 地温为1521，属正常状态。三、煤质状况15号原煤灰分为5.7732.88%，平均为14.32%，洗后显著下降，平均为6.06%。灰成分sio2平均为42.64%，al2o3平均为31.53%，fe2o3平均为10.59%，灰熔点t2平均为1389，属难熔灰分。原煤挥发分为5.51一12.27%，平均为9.64%，洗后为5.249.93%，平均为8.38%。原煤全硫为0.264.55%，平均为2.29%。有机硫在各硫中含量最高，为1.142.06%，平均为1.55%。精煤全硫为1.73%，降硫率为24%。原煤磷为0.0060.066%，平均为0.024%。精煤氢含量平均为3.79%，原煤发热量为34.2636.13mj/kg，平均为35.35mj/kg。煤层样化验结果为原煤灰分为4.7624.95%，平均为15.04%，原煤挥发分为6.2912.58%，平均为9.29%。原煤全硫为0.842.03%，平均为1.57%，原煤发热量为30.1132.51mj/kg，平均为31.33mj/kg。一矿15号煤层煤芯样分层化验指标如下：上分层原煤灰分平均为15.11%，硫分平均为2.12%，发热量平均为35.29mj/kg，中层原煤灰分为13.45%，硫分平均为2.15%，发热量平均为35.45mj/kg，下分层原煤灰分平均为16.74%，硫分平均为3.49%，发热量平均为35.24mj/kg。中层质量好。综上所述，本井田15号煤属低灰、中硫、低磷、高发热量的无烟煤，煤质较好。采区煤质指标表煤层编号原 煤 %精 煤 %agvr（mj/kg）agvrhr155.77-32.885.51-12.270.26-4.5534.26-36.133.44-8.985.24-9.930.98-2.363.12-4.3514.329.642.2935.356.06(51)8.381.73(40)3.79(38)第三章 采区巷道布置第一节 采区上山布置方案一、巷道布置方案选择（一） 考虑到该采区走向较长，储量丰富，地质构造复杂，陷落柱发育较多，为使采区的生产准备灵活多变，并兼顾采区的通风、瓦斯问题处理，以及防止煤层自燃发火，且该区为综五队350万吨的衔接采区，因而在采区的巷道布置上必须具备生产系统灵活可靠，对开采设备适应，在技术上可行，经济上合理的条件，为此我们在采区的巷道布置上考虑了两种方案。方案一、采区巷道沿采区倾向布置，工作面采用走向开采，准备巷东副巷、轨道巷、皮带巷、西副巷，该方案的优缺点如下： 优点：1）工作面走向较长，适应高产高效的要求； 2）采区准备巷位置合理，系统灵活可靠； 3）有利于采区和工作面的衔接，有利于采空区侧巷道的施工和维护； 4）与方案二相比，工作面拆除、安装搬家次数较少。 缺点：采区岩巷较多，工作面布置受陷落柱的影响较大，采区采出煤量少。 方案二、采区巷道沿采区走向方向布置，工作面开采方式为倾斜长壁式。该方案的优缺点如下：优点：1）采区下料系统利用了三采区的系统，节省大量岩巷，采区采出煤量较多；2）工作面布置受陷落柱、大巷保护煤柱的影响较小。 缺点：1）工作面推进长度较小，不利于工作面的高产高效；2）不利于采区和工作面的衔接，不利于采空区侧巷道的施工维护； 3）采区运输距离较长；4）与方案一相比，工作面拆除、安装搬家次数较多。（二）两方案工程量比较：项 目方案一方案二 比 较采区采出煤量（万吨）3524.63409.9+114.7准备巷岩巷（米）39840+358准备巷煤巷（米）518668461660准备巷总进尺（米）558468861302采区巷道总进尺（米）8902687421+1605万吨掘进率（米/万吨）25.2525.640.39（三）方案确定：通过比较，以上两种方案，各有利弊，但总体上讲，虽然方案一岩巷进尺较多，但考虑到方案一具有巷道布置简单，工作面走向较长，能够满足高产高效的要求，有利于采区和工作面的衔接，有利于采空区侧巷道的施工和维护，经研究后，确定方案一为该采区的布置方案。（四）采区准备巷详细布置1）采区轨道巷 以+560水平轨道大巷c11测点以东15.3米为开口中，与+560水平轨道大巷成45夹角，并以4的坡度掘进121米，再走曲线15.7米与大巷平行，再以4的坡度掘进30米，然后以13上坡找15#煤顶板，预计掘进199.7米，然后做上部车场40米，再走曲线31.40米，至与大巷成90夹角，然后沿煤层顶板掘进至采区南边界。2）采区皮带巷 在+560水平皮带大巷皮中测点以西93.3米处开口，与皮带大巷成90夹角，沿15#煤层顶板平行于三采区轨道巷掘进至采区南部边界。3）采区回风巷 采区东副巷由+560水平南回风大巷施中测点以东34.5米处开口与南回风大巷成60夹角，沿15#煤顶板掘进123.3米后，与采区轨道巷平行，然后继续沿煤层顶板掘进采区南边界；采区西副巷由+560水平南回风大巷回转测点以西92.8米处开口与南回风大巷成90夹角，沿15#煤层顶板掘进至采区南边界。 准备巷道均为锚喷支护，巷道断面形状见（另附巷道断面册）二、回采工作面布置 整个采区共布置10个走向长壁式综放工作面，为双翼采区，工作面均采用一进一回、内错尾巷加走向高抽巷的布置方式，工作面之间净留20米煤柱，工作面进回风顺槽除开口20米沿煤层顶板布置外，其余全部沿煤层底板布置，内错尾巷沿煤层顶板布置，走向高抽巷均沿12#煤层掘进布置考虑，巷道断面形状见（另附巷道断面册）主要巷道规格及支护表断面序号名 称s荒（m2）s净（m2）支护方式1轨道巷车场14.63913.644锚喷2采区准备巷岩巷10.2569.56锚喷3下料车场入口9.808.93锚喷4采区皮带、回风巷煤巷11.6110.40锚杆、网、锚索、刷浆5采区轨道巷煤巷13.5012.18锚杆、网、锚索、刷浆6工作面进风14.4012.60锚网、锚索7工作面回风12.6011.20锚索8工作面切巷24.9022.40锚网、锚索9内错尾巷9.108.25锚杆、网、锚索10走向高抽巷54.75锚杆第二节 采区主要生产系统一、回采工作面（一）出煤系统工作面的煤进风顺槽采区皮带巷+560水平皮带大巷西大巷皮带巷2#主斜井地面（二）下料系统 西大巷轨道大巷+560水平材料暗斜井+560水平轨道大巷南条带15#煤四采区车场四采区轨道巷工作面回风巷工作面（三）通风系统新鲜风流+560水平轨道大巷（皮带大巷）南条带15#煤四采区轨道巷（南条带15#煤四采区皮带巷）工作面进风顺槽工作面回风顺槽采区回风巷+560水平南回风大巷（四）瓦斯抽放系统工作面瓦斯内错尾巷采区回风巷+560水平南回风大巷邻近层瓦斯工作面走向高抽巷采区回风巷+560水平南回风大巷二、掘进工作面(一)出煤系统掘进头的煤采区皮带巷+560水平皮带大巷西大巷皮带大巷2#主斜井地面（二）下料系统 西大巷轨道大巷+560水平材料暗斜井+560水平轨道大巷南条带15#煤四采区车场四采区轨道巷掘进头第三节 采区开采顺序工作面接替顺序表序号工作面名称面长生产能力备注mm万t/a1s84012203502s84022203503s84032203504s84042203505s84052203506s84062203507s84072203508s84082203509s840922035010s8410220350第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织第一节 采煤工作面采煤工艺一、本采区选用采煤方法因本采区工作面煤层赋存稳定，走向及工作面长度都较大，有利于实现高产高效，故本采区按照综采低位放顶煤进行设计。二、工作面设备选型 根据综采低位放顶煤工艺的成功经验，本区工作面综放设备选型为 采煤机 mgty 650/16003.3d 前工作溜选用 sgz 1000/1400型 后工作溜选用 sgz 1000/1400型 转载机选用 szz 1000/400型工作面支架为 zf56001.7/3.0h型 本采区按一次采全高，综采低位放顶煤进行设计，按布置一个综放工作面，两个综掘头，考虑高产高效及生产不均衡的影响，按年产360万吨计算运输能力。 q=k=1.25=1071.4吨/小时采煤运输能力设计为1100吨/小时，掘进机使用s100综掘机，要求每个掘进头日进10米，工作日为300天，日工作14小时计算，考虑生产不均衡因素，要求小时生产能力为25立方米/小时，而该综掘机技术生产能力为100立方米/小时，完全能满足生产需要。（一）采煤、运输设备选型：1）采煤设备选型选用mgty650/16003.3d采煤机一台，功率为1600 kw，前后工作溜均选sgz1000/1400型刮板输送机，功率为2700kw；转载溜为szz1000/400，功率为400kw，支架选zf56001.7/3.0h型支架143架，过渡支架选zfg64001.7/3.0h型支架4架。 2）皮带选型 用逐点张力法计算，选型如下： （1）采区皮带选型选ssj1200/3315型可伸缩带式输送机一部，长度1300米，带速3.5m/s，最大输送坡度5，输送量为1600吨/小时，功率为945kw，胶带选阻燃抗静电八级带，抗拉强度为1400kn/m，供货长度2800米。 （2）工作面顺槽皮带（以s8401为例） 平均坡度为5（运煤下坡），水平长1835米，选ssj1200/3315型可伸缩带式输送机一部，长度为1835米，带速3.5米/秒，实际运输能力1765吨/小时，功率945kw，胶带选抗拉强度为1400kn/m的阻燃抗静电八级带，供货长度3900米。 3）其它运输设备选型 采区轨道巷平均坡度5，长度1240米，最大载重22吨（为安全考虑，支架与支架车总重量按22吨计算）则： 拟选wj1600/80型无机绳绞车一部，牵引力为6000kgf，功率为75kw，选直径为28mm钢丝绳，破断力总和为53704.4kgf，每百米钢丝绳重量为303.4kg。s最大=22000sin522000cos50.0122303.41430/100cos50.2 =3909.3kg6000kgf 故，选wj1600/80型无机绳绞车一部，选直径28mm钢丝绳，破断力总和为53704.4kg。 验算：3909.36.5=25410.253704.4kg；安全。 同理，回风顺槽经计算选jd25型调度绞车各10部，采区皮带巷选jd11.4绞车3部。 轨道巷上部车场，最大坡度13，全长按199.7米计算，选ybk2280m8型回柱绞车一部，牵引力为36734.7kgf，功率为45kw，选直径为31mm钢丝绳，破断力总和为70147.5kgf，每百米钢丝绳重量为396.3kg。s最大=22000sin13396.3199.7/100sin13 22000cos130.012396.3199.7/100 cos130.2 =5538.4kgf36734.7kgf 选ybk2280m8型回柱绞车，功率45kw，牵引力为36734.75538.4kgf；选直径31mm钢丝绳，其破断力总和为70147.5kgf。 验算：5538.46.5=35999.670147.5kgf，安全。故在运输支架、过渡支架等大型设备时，选用ybk2280m8型回柱绞车一部；平时可长期安装jd40型调度绞车一部，用于日常材料的运输，经计算每钩重量不得超过12000kg。4）掘进运输设备选型 选用ssj800/240可伸缩带式输送机四部，用于采区运输掘进煤,每部功率80kw，铺设长度均为1000米，胶带选抗拉强度为1400kn/m的阻燃抗静电八级胶带，供货长度2000米，选sgw80t刮板输送机两部，每部功率80kw，另选jd11.4绞车8部用于掘进运输。（二）通风设备选型： 根据通风区提供选fbs7.5型（245kw）型对旋式局扇两部，风量800m3/min，功率245kw。（三）采区排供水、供液选型： 采区供水采用静压供水系统。 本采区最大涌水量为40立方米/小时，正常涌水量为10立方米/小时，通过计算选型如下： 回进风顺槽选4da84水泵三台，流量为3672立方米/小时，扬程56.868.8米，功率22kw，其中一台备用。供液泵选4da84泵一台，流量为3672立方米/小时，扬程为56.868.8米，功率22kw。乳化液泵选grb315/31.5乳化液泵三台，功率200kw。 喷雾泵选kpb315/16a泵两台功率110kw。（四采区设备明细表4-1）四 采 区 设 备 明 细 表序号名 称规 格数 量备 注1采煤机mgty650/1600-3.3d12工作溜sgz-1000/140023转载机szz-1000/40014液压支架zf5600-1.7/3.01435过渡支架zfg6400-1.7/3.0h45胶带输运机ssj-1200/331526胶带输运机ssj-1000/24047破碎机plm300018探水钻zy-65029局扇fbs7.5210掘进机s-100211煤电钻mn2-1.2412乳泵grb-315/31.5313喷雾泵kpb315/16a214回柱绞车jm-14215回柱绞车ybk2280m-8116调度绞车jd-251017调度绞车jd-11.41118无极绳绞车wj1600/80119排水泵4da-84320供液泵4da-84121刮板输运机sgd-80t222注水泵bp-75/12123岩石钻khyd401回采工作面生产能力：（以s8401工作面为例，回采每班截四刀煤，截深按0.8米计算，日推进度为6.4米，工作面采长按220米计算）日产量：a日=lmhrc =2206.46.871.40.87 =11781吨年产量：a年= a日t =11781300 350万吨三、进行工作面采煤机进刀方式选择，及工作面支护阻力的确定（一）由于采区内煤层赋存稳定，倾角较小，所以采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端部斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；每刀截深0.8米；采煤机过后先移架后推移刮板运输机。两工序分别滞后采煤机后滚筒510m和1218m。采用割三角煤工作面端部斜进刀方式。如图4-1进刀过程如下：1)当采煤机割至工作面端头时，其后的运输机槽移近煤壁。 (见图（a）)；2)调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运输机弯曲段返向割入煤壁，直至运输机直线段为止。然后将运输机移直(见图（b）)；3)再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至运输机机头处(见图（c）)；4)将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒位置，返程正常割煤(见（d）)。计算，上覆岩层所需的支护阻力按下式计算： (4-1) 其中： h工作面采高，2.5m r上覆岩层密度，2.3103kgm3 s支护面积，7.85m2 f计算工作阻力，kn则： f82.523009.87.85=3538 kn根据支架说明书提供的支架工作阻力为6526kn大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。第二节 工作面劳动组织一、劳动组织表序 号工 种一 班二 班三 班检修班小 计1工 长111142副工长111143机组司机3332114拉架移溜工222285放煤工22266泵站工111147运输机司机4444168端头维护工3333129清理工222610下料工3311备件库工1111412送饭工1111413记录工1111414电器维护工1113615材料员1116成本员1117合 计2323232594二、确定工作面循环方式，作业形式，进行采煤工作面循环图表编绘实践证明，实行正规作业是工作面合理的生产组织方式，是提高单产获得良好技术经济效果的一种重要措施。回采工作面的循环，就是完成“破、装、运、支、回”这样周而复始的采煤过程，一般以放顶工序为标志，即采煤后（一次进刀，按规定步距放一次顶煤，就是完成一个循环）。按昼夜放顶次数分单循环和多循环，随着支架回采平行作业的采用，割煤刀数与移架次数将是一致的，均可作为循环标志。（一）循环方式循环方式就是循环进度和昼夜循环数的总称。循环进度在综采工作面就是截深。机采工作面应积极组织多循环作业。根据工作面长度，年生产能力，