矿井安全及开采毕业设计论文.docVIP

山西大同大学专科设计说明书第一章井田概况及地质特征第一节 井田概况一、交通位置山西煤炭运销集团四阳沟煤业有限公司位于大同市新荣区上深涧乡东梁村北，南东距大同市约25公里，距新荣区上深涧集运站3公里，井田南部有大同通往高山镇的铁路和109国道，交通运输便利。二、水、电源条件矿井为双回路供电，一趟电源引自大同声光供电公司吴后线，电压等级10kv；另一趟电源引自大同声光供电公司吴唐线，电压等级10kv。地面安设315kva、200 kva、500 kva变压器各一台，以6kv下井，井下有一台630kva防爆变压器。该矿日常生活用水取自东梁村大口井，专用水车拉运。生产及消防用水利用井下排水，经净化后使用。第二节 水文地质特征一、井田地质构造井田位于大同煤田的北部，基本为一走向ne，倾向se的单斜构造，地层倾角小于5。井田东部靠近矿界处f1正断层走向n30-50w，倾向ne，倾角65，落差65米，构成与花园屯天然界线。二、煤层赋存情况及12号煤层顶底板条件四阳沟煤矿3、11号层已采空，7、9号层不可采。12号煤层：位于11号煤层之下9.4525.34m，一般17.5m。煤层厚1.42.08米，一般厚1.80米。直接顶为粉砂岩、砂质泥岩互层，井田西部为厚约2.50米的白灰色粗砂岩，底板为浅灰色、深灰色粉细砂岩互层，井田南部为砂质泥岩。三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性根据大同市煤炭工业局同煤机字2008193号文“关于大同市地方煤矿年产30万吨以下94座矿井2008年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，本矿井瓦斯相对涌出量1.913m3/ t，鉴定为低瓦斯矿井。根据山西省煤炭工业厅综合测试中心鉴定报告12号煤层火焰长度大于300mm，岩粉用量70%，有煤尘爆炸危险性。煤层自燃等级为级，自燃倾向性为容易自燃，自然发火期为6个月。四、矿井水文地质根据矿井几年来的生产实践经验，矿井水文地质条件简单，矿井涌水量一般7-12m3/h。区内沉积岩厚度达数百米，从地表第四系到煤系基底，均为碎屑岩和泥质岩相间组成，岩石较致密，裂隙少，且纵横方向上连通性差，影响了含水层的发育及相互间的水力联系，加之降水量少，又无常年性地表迳流及大型地表水体，因此地下水补给来源贫乏，岩石含水性从上至下逐渐变弱，总之水文地质条件简单。唯井田东部发育的张性大断裂，使局部地段水文地质条件趋于复杂。区内沟谷纵横，北西南东向呈树枝状分布，地形切割剧烈。因地势较高，井田内无大的河流，仅有数条切割较深的沟谷，沟内一般无水，仅在雨后有短暂的水流出现，沟谷呈“v”字型插入十里河。第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界根据采矿许可证，矿井井田境界由以下五点座标连线圈定：点号纬距(m)x经距(m)y点号纬距(m)x经距(m)y14450424.6019673624.8624450353.6019673345.8634448597.6019673379.8544448625.5919674704.8654449285.6019674693.86井田面积1.7996平方公里。二、储量根据“山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发200915号文关于大同市市直、南郊区、城区、天镇县、广灵县煤矿企业兼并重组整合方案的批复”，该矿保有资源/储量11.73mt，可采储量可通过下式计算：式中：zk矿井可采储量，mt；zg矿井工业储量，mt；p固定煤柱损失，经计算为1.51mt；c采区回采率，厚煤层75，中厚煤层80，薄煤层85。经计算，矿井可采储量8.18mt。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，工作制度为“四六”制，“三采一准”，每天净提升时间为16h。二、矿井设计生产能力和服务年限矿井设计生产能力为0.30mt/a。矿井服务年限按下式计算：式中：t矿井服务年限，a；a矿井设计生产能力，mt/a；zk矿井可采储量，mt；k储量备用系数，取1.4。则矿井服务年限为：第三节 井田开拓一、井田开拓现状根据矿方提供的地质资料及12层采掘工程平面图，3、11号层已采空，7号层不可采，9号层为薄煤层，未采，矿井利用一对斜井开拓开采12号煤层。主副井口位于井田东南，主斜井落底于11号煤层，并通过11号煤仓及进风绕道与11号层101运输大巷（机轨合一）联系，11号层101运输大巷向西南向掘进约630米，而后掘1112号层主暗斜井，主暗斜井通过甩车场与12号层西一盘区轨道大巷联系（沿东西向掘至井田西界），通过进风绕道及12号层煤仓与12号层西一盘区皮带大巷联系（沿东西向掘至井田西界）；副斜井落底于12号煤层底板，基本沿向西南向掘出了12号层回风大巷，而后通过过断暗斜井与12号层西一盘区回风大巷联系。12号层西一盘区轨道大巷、皮带大巷、回风大巷均平行掘进了大约260米。二、井田开拓本次设计尽量利用已有巷道的基础上对原开拓进行完善。根据井田构造及己形成的巷道，将12号层划为三个盘区：将h=4m断层以西、h=20m断层以南所圈煤量划为西一盘区，利用已形成的西一盘区三条大巷双翼开采；将h=4m断层以东、h=60m断层以西所圈煤量划为东盘区，将h=20m断层以北煤量划为西二盘区，将已形成的西一盘区三条大巷分别向东顺掘约120米过h=4m断层，而后沿h=4m断层走向掘三条东盘区盘区大巷，向南掘至井田南界，向北掘至h=20m断层；东盘区三条盘区大巷过h=20m断层，沿井田东北边界平行掘三条西二盘区大巷，西二盘区、东盘区为单翼开采。第四节 井筒主斜井：坡度为22，至11号层煤仓下口斜长587米，断面为半圆拱，现净宽3.5米，净高3.0米，净断面积9.18m2。本设计需对原断面进行扩砌。扩砌后的井筒断面为半园拱，粗料石砌碹，支厚350mm，净宽4.0 m，墙高1.7m，净断面面积11.8m2。主要担负提煤、下料、提矸、进风任务。1112号层主暗斜井：坡度为16，斜长117米，断面为半圆拱，净宽3.5米，净高3.0米，净断面积9.18m2, 从井口向下砌碹了10m。本设计需对原断面进行扩砌。扩砌后的井筒断面为半园拱，粗料石砌碹，支厚350mm，净宽4.0 m，墙高1.7m，净断面面积11.8m2。主要担负提煤、下料、提矸、进风任务。副斜井：至12号层，坡度为23，斜长为599m，断面为半圆拱，净宽3米，净高2.3米，净断面积5.93m2，从井口向下砌碹了30m。本设计需对原断面进行扩砌。扩砌后的井筒断面为半园拱，粗料石砌碹，支厚350mm，净宽3.0 m，墙高1.4m，净断面面积6.77m2。担负辅助提升、回风任务兼安全出口。第五节 井底车场及硐室一、井底车场副斜井及主暗斜井担负辅助提升任务，均设有甩车场。二、硐室1、在副斜井井底新增中央水泵房、变电所、主副水仓、消防材料库；利用12号层已有巷道设爆炸材料发放硐室。2、井底煤仓的形式及容量在主斜井井底11号层底板下和主暗斜井井底12号层底板下圴设有主煤仓（已有）及清理撒煤斜巷。主煤仓采用园形直煤仓，煤仓垂深14m，直径5.0m，砼浇注，有效容量303t。煤仓下口设有给煤机装载硐室。采改后，矿井生产能力0.3mt/a，煤仓容量按下式计算: qmc=0.25a 式中：qmc一井底煤仓有效容量，t；a一矿井设计日产量为909t；0.25一系数；qmc=0.25909=227t303t故井底煤仓容量能满足规程要求。具体位置见12号煤层盘区布置图。第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、煤炭主要运输方式和辅助运输方式主要运输方式采用胶带输送机运输。设计辅助运输采用调度绞车牵引矿车的运输方式，这种运输方式灵活，能够适应巷道起伏变化。二、掘进工作面的运输方式掘进工作面的煤、矸分装分运，掘进煤通过在盘区皮带巷与轨道巷联络处设一部刮板输送机上皮带，掘进矸石通过辅运系统出井。三、井巷铺轨井下轨距为600 mm，副井铺设30kg/m钢轨。井底车场铺设22kg/m钢轨，其它铺轨巷道均铺设18kg/m钢轨。第二节 矿车一、矿车选型本矿井矸石、材料、设备等采用矿车运输，矿车采用mf1.0-6型侧翻式矿车，材料运输配备1t材料车，液压支架运输配16t平板车，斜井人车为15人规格。各类矿车规格特征见表3-2-1。达产时各类矿车规格特征表 表3-2-1矿车名称矿车型号载重(t)外形尺寸(mm)(长宽高)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)侧翻式矿车mf1.0-6120008801150600550592矿用材料车mc16b120008801150600550511矿用平板车mp16b12000880410600550482矿用平板车mp166334101520480600750835斜井人车首车xrb15-6/6s15人37501100151060013002200斜井人车尾车xrb15-6/6w15人37501100151060013001000二、矿车数量 达产时各类矿车数量表 表3-2-2 矿车名称矿车型号矿车数量（辆）备注生 产 备 用合 计侧翻式矿车mf1.0-626632矿用材料车mc16b10212矿用平板车mp16b628矿用平板车mp16-612315斜井人车首车xrb-15-6/6s112斜井人车尾车xrb-15-6/6w112mf1.0-6型侧翻式矿车配备32辆，矿井原有20辆，新购12辆；矿用1t材料车配备12辆，矿井原有8辆，新购4辆；矿用1t平板车配备8辆，矿井原有6辆，新购2辆；矿用16t平板车配备15辆，矿井原来没有，新购15辆；斜井人车矿井原未设，全部新购。第三节 运输设备验算一、运输设备验算井下主运输为带式输送机运输方式，工作面生产的原煤经顺槽带式输送机、西一盘区皮带巷带式输送机、1112号层暗斜井101运输大巷带式输送机、101运输大巷带式输送机。西一盘区皮带巷带式输送机型号为stj80/37，带宽800mm，电动机功率为37kw，长度l=200m；1112号层暗斜井101运输大巷带式输送机型号为stj80/372，带宽800mm，电动机功率为237kw，长度l=390m（其中斜井段130m）；101运输大巷带式输送机型号为stj80/37，带宽800mm，电动机功率为37kw，长度l=400m。所以对上述三部带式输送机进行验算。1、西一盘区皮带巷带式输送机能力计算：式中：k输送机负载断面系数，动堆积角25时，k=400;b输送机带宽，b=0.8m;v输送机带速，v=1.6m/s;c输送机倾角系数，倾角3时，c=1；k1运输不均系数，k1=1.2;r松散煤堆容积重，0.9t/m3;t日提升时间，t=16小时。由以上计算胶带输送机运输能力为162.2万t/a。2、1112号层暗斜井101运输大巷带式输送机能力计算：式中：k输送机负载断面系数，动堆积角25时，k=400;b输送机带宽，b=0.8m;v输送机带速，v=1.6m/s;c输送机倾角系数，倾角16时，c=0.88；k1运输不均系数，k1=1.2;r松散煤堆容积重，0.9t/m3;t日提升时间，t=16小时。由以上计算胶带输送机运输能力为142.7万t/a。3、101运输大巷带式输送机能力计算：式中：k输送机负载断面系数，动堆积角25时，k=400;b输送机带宽，b=0.8m;v输送机带速，v=1.6m/s;c输送机倾角系数，倾角3时，c=1；k1运输不均系数，k1=1.2;r松散煤堆容积重，0.9t/m3;t日提升时间，t=16小时。由以上计算胶带输送机运输能力为162.2万t/a。通过以上计算可知，现有的三部带式输送机完全能满足年产30万吨的需要。二、辅助运输本矿井井下运输距离较短，设计大巷辅助运输采用调度绞车牵引矿车运输，其中101运输大巷为机、轨合一布置方式。第四章 采区布置及设备第一节 采煤方法一、采煤方法选择及其依据合理的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。影响采煤方法的因素很多，概括起来主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶底板条件、煤质条件及矿井生产能力等。1、依据根据原南郊区四阳沟煤矿矿井地质报告，12号煤层厚1.40-2.08米，平均厚度1.80米。煤层顶板为粉砂岩，底板为粉砂岩。煤层结构简单，一般不含夹矸。2、采煤方法的选择本井田地质构造较复杂（断层多），根据井田开拓方案、煤层赋存条件及矿井设计能力（0.30mt/a），设计认为适合该矿井的采煤方法为长壁一次采全高采煤方法，从设备配备及机械化程度可以有两种：综合机械化采煤法普通机械化采煤法：a、悬移液压支架支护工作面顶板；b、单体液压支柱加型顶梁支护工作面顶板。综合机械化采煤法:选用综采液压支架支护工作面顶板，采煤机落煤。综采采煤法其优点为工作面巷道布置相对简单，安全及采动条件好，生产集中，产量大。缺点是对地质条件适应性较差，设备多，初期投资高。a、悬移液压支架普采采煤法采用悬移液压支架支护工作面顶板，采煤机落煤。此种采煤法相对于综采，安全及采动条件较好，对地质条件要求不太高，初期投资较综采低。b、单体液压支柱加型顶梁普采采煤法单体液压支柱加型顶梁支护工作面顶板，采煤机落煤。此种采煤法安全及采动条件较差，对地质条件要求不太高，初期投资较低。根据12号煤层赋存厚度，难以达到矿井0.30mt/a设计能力要求。综上所述，同时结合矿井设计能力及初期投入，本次机械化采煤设计采煤方法选用悬移液压支架普采采煤法。二、回采工艺（一）回采工艺回采工艺包括割煤装煤移架推溜，完成一个循环。1、采煤机割煤方式采煤机割煤方式采用双向割煤方式，即采煤机在工作面往返一次进两刀。2、进刀方式采煤机进刀方式采用工作面机头（机尾）割三角煤斜切进刀方式，斜切长度不小于15m，其工艺过程如下：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤，如图（a）所示；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，如图（b）所示；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，如图（c）所示；将三角煤割掉，煤壁割直后，调换上下滚筒，返程正常割煤，如图（d）所示。割三角煤斜切进刀工艺过程图（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机采面双滚筒采煤机；2刮板输送机3、割煤顺序采煤机运行方向的前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤、扫浮煤。4、割煤、装煤方式双滚筒采煤机割煤，采煤机滚筒和刮板输送机铲煤板配合装煤。5、移架采煤机前滚筒割过顶煤后，移动前探梁掩护采煤机上滚筒割后所暴露顶板。同时,距后滚筒35m，操纵液压支架控制阀，一边收回前探梁，一边前移支架。移架工作追机作业。6、推移输送机滞后移架10-15m推移输送机，输送机弯曲段长度不得小于15m，推移步距0.6m。采煤机由机尾进刀。（二）安全注意事项上部3、11号煤层已形成大范围采空区，由于12号煤层采用全部垮落法采煤，因此，在开采前一定要探明上部煤层采空区是否存在积水和有害气体，若存在积水，必须要“先排后采”，并制定防治有害气体安全措施。三、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型本矿井12煤层布置一个普采工作面，工作面的年生产能力为0.3mt/a，工作面平均日产量为909t，采煤工作面设备以上述产量为基础选型。（一）、采煤机（1）选型原则适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、牵引速度等参数选取合理，有较大的适用范围；满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力要大于工作面设计生产能力10%20%；（2）影响采煤机选型的主要因素煤层的力学特性、厚度和倾角，工作面生产能力。（3）采煤机性能参数的确定采高：采煤机的采高ht应与煤层厚度m的变化范围相适应，由于浮煤和顶板下沉的影响，工作面的实际高度会在开采过程中变小，为保证采煤机能够正常工作，采高ht与煤层厚度m应保持下列关系：mmin（1.11.2）htminmmax(0.90.95)htmax式中：htmin、htmax采煤机最小、最大采高，m。因可采煤层为中厚煤层，故煤层厚度m变化范围完全可满足采高ht的要求。截深：截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距有关，确定采煤机截深为600mm。牵引速度。这主要根据工作面设计生产能力来选择。=1.78(m/min)式中：qh工作面小时产量，t/h；vg采煤机所需牵引速度，m/min；m采高，1.8m；b截深，0.63m；煤容重，1.3t/m3。所选工作面采煤机牵引速度v=2.5 m/minvg=1.78 m/min。装机功率：采煤机需要配备的电动机功率，决定于煤质硬度f和煤层开采厚度m，装机功率的大小决定采煤机在具体条件下可能达到的生产率。n160bmvhw3.6600.631.82.533.6 135 kwn2330bfv33300.632.40.92.53 =356.4 kw式中 n1、n2电动机功率，kw；hw能耗系数，一般为1.14.4，按3选取；f煤质硬度系数，一般为13，按2.4选取；有效截割系数，取0.9。选型结果设计选用国产mg200/460-（q）wd型双滚筒电牵引采煤机落煤，采煤机其它主要技术参数如下表。采煤机技术参数表 表321项目单位参数采煤机型号mg200/460-（q）wd总装机功率kw22100+225+11采高m1.22.3截深mm630滚筒直径m1.2牵引方式交流变频电牵引牵引速度m/min06.310.5牵引力kn435/265摇臂中心距mm5350供电电压v1140（二）、工作面刮板输送机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应，采煤机生产能力为： q=60vmb=602.51.80.631.300.9=199 (t/h) 式中： q采煤机小时割煤量，th； v采煤机牵引速度，取2.5m/s；m割煤厚度，取1.8m； b截深，取0.63m； 煤的容重，1.30t/m3； 有效截割系数，取0.9。 二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。 三是运输机长度与工作面长度相一致。 考虑上述因素，选用sgd730/180型可弯曲刮板输送机，主要技术参数见下表。刮板输送机技术特征表 表322型号链条型式装机功率（kw）刮板链速（m/s）输送量(t/h)中部槽设计长度（m）长宽高(mm)sgd730/180中双链型29014001500730222200（三）、转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套。根据刮板输送机的输送能力400t/h，设计选用szb730/40型转载机，主要技术参数如下：装载功率：40kw额定输送能力：400t/h供电电压：660v/1140v（四）、可伸缩胶带输送机顺槽胶带输送机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面生产能力为q=199/h，取输送机带速v=2.0m/s，则：b=q/(kvc)=199/(4002.01.01)=0.25m式中：b胶带宽度，m；k货载截面系数，=25时，k=400；货载散集容重，取0.9tm3；c输送机倾角系数，a=010时，c=1。根据转载机的输送能力400t/h，链速为0.85m/s，设计选用dsj80/40/90kw顺槽可伸缩胶带输送机，其主要技术参数如下：输送能力：400t/h；运输距离：1000m；带宽：800mm(nn200-8003（3+1.5）;带速：2.0m/s;滚筒直径：500mm;储带长度：100m;机尾搭接长度：12m;机尾轨距：1100mm;装机功率：90kw;供电电压：660v/1140v;（五）、喷雾泵站为采煤机提供内外喷雾灭尘和泠却水的动力设备，其型号为： pb250/6.3，技术规格为：压力 6.3mpa流量 250l/min功率 45kw（六）其他设备除上述主要设备外，还配备有wdf80wg型小水泵，jh14型回柱绞车等设备。工作面设备详见12号层盘区布置及设备配置图。四、工作面顶板管理方式、支护设备选型首采盘区为12号煤层西一盘区，根据地质资料和矿方巷探资料，12号层煤层厚度为1.42.08米，工作面顶板管理方式为全部垮落法。（一）12号煤层支架选型根据本地区顶底板岩性以及国内外长壁工作面生产经验，液压支架是工作面装备中对生产能力影响最大的设备，因此必须把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠，故障率低，而且要使用寿命长，近年来液压支架逐步重型化，结构简单，工作阻力增大。（1）支架支护强度计算p=89.8mcos10-3式中：m采高，取1.80m；顶板岩石容重，=2.4t/m3；煤层倾角。min=2；p=89.81.82.41.010-3=0.338mpa用支架载荷数理统计回归法计算液压支架额定阻力：pa=k(8lo+200)=1.2(890+200)=1104kn/m2液压支架初撑力：pz= 200kkc=2001.21.3=312kn/m2式中：pa额定阻力；pz初撑力；k富裕系数，取1.2；lo老顶初次来压步距，参考甘庄矿取90m；kc悬顶系数，取1.3；（2）支架初撑力按工作阻力的60%70%选取。（3）支架高度选择hmax=mmaxs1hmin= hmin-s2-a根据经验，通常所选用的支架最大结构高度比最大采高大200mm左右，因此最大结构高度为2.28m；最小结构高度比最小采高小250350mm，同时最小结构高度hmin ho+ho+k5=0.87+0.2+0.2=1.27式中ho采煤机机面高度,0.87m； ho采煤机上方顶梁最大厚度,0.2m； k5安全高度，0.2m.因此最小结构高度为1.27m，但该煤层大部分厚度为1.8m左右，因此综合各方面情况，支架高度按1.8m考虑。工作面采用zh2400/16/24型悬移液压支架支护顶板，其技术参数见下表。整合顶梁组合悬移液压支架技术参数表支架高度mm支架长度mm支架中心距mm支柱数量根支架行程mm前伸梁行程mm2400240012004800600工作阻力kn初撑力kn支护强度mpa最大控顶距mm泵站压力mpa工作液240012000.89333019.6m10乳化液（4）支架支护强度的校核由于12煤层部分地段埋藏较浅，按浅层地压对支护支护强度进行校核。q=kdq冒式中：q支架支护强度，mpa；kd基本顶失稳时的动载系数，取1.3；q冒冒落带岩层自重应力，q冒=顶h，顶顶板岩层，一般取24kn/m3，h冒落带高度，本矿井表土层较薄，根据钻孔资料，顶板一般为砂砾岩、细砂岩和粉砂岩，坚硬岩石顶板冒落高度为采高的46倍，因此冒落带高度取12m；因此，q=1.32412=0.375mpa0.89 mpap=q(lk+ld)b式中：p支架工作阻力，kn；q同上；lk空顶距（支架距煤帮距离），m；ld顶梁长度，m；b支架宽度，m。p=0.375(0.2+2.73)0.755=930kn2400kn因此，支架选型合适。8、乳化液泵站和喷雾泵站依据支架配套选用brw125/31.5型，功率75kw乳化液泵站二套和pb250/6.3，功率45kw喷雾泵站二套。brw125/31.5型乳化泵站主要技术参数工作压力公称流量电机功率电机电压31.5mp125l/min75kw660/1140vpb250/6.3型喷雾泵站主要技术参数工作压力公称流量电机功率电机电压6.3mp250l/min45kw660/1140v最大控顶距：0.2+2.73+0.6=3.53m最小控顶距：0.2+2.73=2.93m图321最大最小控顶距2、工作面端头支护工作面上下端头采用zh2400/16/24型（端头）悬移支架，上端头五架下端头四架。3、顺槽超前支护工作面顺槽巷20m范围内的超前支护采用单体液压支柱加型梁。12号煤层运输顺槽为2.5m、回风顺槽高度均为2.6m，故顶板下沉量为：sl=lmaxmmax=0.043.532.6=0.367m=367mm式中 顶板下沉指数，取0.04；lmax 最大控顶距，为3.53m；mmax 为最大高度，取2.6m。支柱最大高度应为hmax = mmax b = 2600 96 =2504mm支柱最小高度应为hmin = mmin sl b a= 2600 367 9650 = 2087mmb 顶梁高度，a 支柱卸载高度。故顺槽选用dw28-25/100型单体液压支柱及型钢梁支护顶板。运输槽超前支护顶梁选用4.0m型钢梁，回风槽超前支护顶梁选用3.0m型钢梁。 dw28-25/100型单体液压支柱技术参数表517最大高度最小高度工作行程额定工作阻力额定工作压力初撑力油缸直径2800mm2000mm 800mm250kn25.5mpa118kn100mm4、顺槽支护1）工作面运输顺槽沿煤层底板掘进，机轨合一，用于煤炭运输、进风及布置设备列车。断面形状为矩形，采用树脂锚杆支护，净宽4.2m，净高2.5m，净断面积10.5m2。砼托板，锚杆直径=18mm。顶锚杆长度l=2.3m，巷邦锚杆长度l=1.8m，排距800m，间距800m。靠近巷邦的顶板锚杆安设角度与铅垂线成30度角，靠近顶底板的巷邦锚杆安设角度与水平线成10度角。2）工作面回风顺槽沿煤层底板掘进，敷设轨道，用于进料回风。断面形状为矩形，采用树脂锚杆支护，净宽3.0m，净高2.35m，净断面积7.05m2。砼托板，锚杆直径=18mm。顶锚杆长度l=2.3m，巷邦锚杆长度l=1.8m，排距800m，间距800m。靠近巷邦的顶板锚杆安设角度与铅垂线成30度角，靠近顶底板的巷邦锚杆安设角度与水平线成10度角。运输顺槽断面图（1：50）轨道顺槽断面图（1：50）（三）采空区顶板处理在一般情况下，直接顶随着支架的前移自然垮落；如果移架后直接顶不垮落，悬顶距离（走向距离）超过5米，必须进行初次放顶：即在悬露的直接顶中部沿倾向拉开槽，使直接顶断裂垮落；如果工作面向前推进5米，悬顶距离超过10米以上，直接顶仍没有垮落下来，则要进行步距放顶。步距放顶必须在老顶初次来压和周期来压之前进行，但周期来压与工作面推进速度、岩石性质等因素有关，因此在生产实践中多观察周期来压，根据实际情况掌握步距放顶距离。五、工作面参数的确定1、工作面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，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，而且还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。而增加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、高产创造条件。根据本矿实际情况，结合当地生产实践经验，以及本矿井生产能力，本设计确定普采工作面长度为92m。2、工作面采高据12号层矿方巷探资料，确定首采工作面采高1.8米。3、工作面年推进长度1）工作面日循环数采煤机日进刀数n可按下式计算：式中：k1事故影响系数，约为0.10.4；t1工作面的准备时间，如放顶、检修等非截割时间，取8h；td截割每刀煤所需的时间，min；采煤机双向割煤、往返两刀，截割每刀煤所需的时间为：式中：l工作面长度， 92m；l工作面端部斜切进刀长度，30m；v1采煤机割煤时的平均牵引速度，取2.5m/min；t2采煤机返向操作和进刀时间，一般为2060min；即：则采煤机日进刀数9刀。2）工作面年推进长度工作面制度为“四六”制，三班采煤，一班检修。每刀截割深度为0.60m，采煤工作面循环进度0.6m，日循环次数9次，日循环进度0.69=5.4m。采煤工作面年进度按下式计算：年进度=日循环进度年工作日循环率=5.43300.80=1425.6m4、工作面生产能力1）循环产量循环产量按下式计算：式中：l工作面长度，92m；b循环进度，0.6m；h采采煤机采高，1.8m；煤容重，1.30t/m3；c采回采率，0.95；即：2）日产量3）月产量式中：n月生产天数，30天；r月正规循环系数，取0.82。4）年产量（年工作日按330d计）：5）回采工效式中：x回采工效，t/工；g日出勤工数，93。6）在册人数式中：z在册人数，人；g日出勤工数，93；k法定轮休系数，5/7；g 出勤率，85%。7）可采期8）矿井产量根据回采工作面推进度及其它巷道准备量计算，掘进出煤约为回采出煤的10。则矿井年产量为：qq（1+10） 0.299（1+8）0.329mt/a5、回采工作面数目矿井移交生产时，在12号煤层布置一个普采工作面和两个普掘工作面即可保证全矿井产量。六、劳动组织1、循环作业方式（1）工作制度回采工作面工作制度为“四六”制，即三班生产，一班准备。（2）作业方式综合工种分段追机作业方式。2、循环工艺流程工作面正规循环作业时，工序如下：交接班安全检查割煤移架推移输送机。见循环作业图表416。循环作业图表（表416）3、劳动组织根据工作面情况，上下安全出口维护、采煤机司机、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤、移溜、移架等均由综合工种完成。定员编制：三个采煤班，一班检修，日出勤93人。在册人数为153人。劳动组织见表417。 劳动组织表 417序号工 种出 勤 人 数小计夜班早班中班检修班1班长222282采煤机司机22263安全员111144支架工666185瓦斯员111136出口维护工222287机电维修工111478支架维修工222399控制站工1111410工具保管员1111411送饭工1111412下料工3313材料员1114输送机司机2223915工区干部1111416合计232723209317在册人数153七、工作面技术经济指标表工作面技术经济指标表表418序号项目单位数量1工作面长度m922工作面年推进长度m1425.63煤层厚度m1.84煤层倾角度35煤容重t/m31.306采高m1.87循环进度m0.68循环产量吨/循环1239日循环个数个910日产量吨110711日出勤工数工9312回采工效吨/工12.213月产量吨2721614可采期天15615乳化液消耗kg/万吨16在册人数工153八、采区及工作面回采率12号为中厚煤层，依据煤炭工业设计规范，采区回采率取80%，工作面回采率取95%。第二节 采区布置一、移交生产和达到设计生产能力时的盘区数目、位置首采区域的选择决定着矿井能否早出煤、早投产、容易达产。根据对矿井的地质构造、煤层赋存条件，勘查程度和外部条件的分析，本着初期工程量省、投资省、工期短及煤层赋存条件好，勘查程度高等原则，认为矿井首采盘区为12号层煤的西一盘区。二、采区巷道布置根据井田开拓方案，首采区布置在西一盘区，其具有煤层赋存条件好、构造简单，系统简单，便于快速达产的优点。在12号煤层西一盘区沿东西方向布置三条大巷：盘区轨道巷、盘区皮带巷和盘区回风巷，沿盘区大巷一侧直接拉顺槽进行回采，盘区内布置1个普采工作面和2个掘进工作面回采工作面运输顺槽和回风顺槽均采用单巷沿12号煤层底板布置。皮带顺槽与盘区运输大巷连接；轨道顺槽与盘区轨道大巷相联。详见12号煤层盘区布置图。达到设计生产能力时采区工作面特征见表4-2-1。达到设计能力时采区工作面特征表 表4-2-1采区煤层工作面装备平均采高（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力（万t）西一盘区12采煤机1.8921425.632.9三、采区煤流、辅助运输系统、通风及排水系统1、运煤系统回采工作面（刮板输送机）转载机运输顺槽（可伸缩胶带输送机）12号层盘区皮带巷（胶带输送机）12号层煤仓1112号层主暗斜井（胶带输送机）11号煤层101运输大巷（胶带输送机）12号层煤仓主斜井（胶带输送机）地面。2、掘进煤运输系统掘进工作面（刮板输送机）12号层盘区皮带巷（胶带输送机）12号层煤仓1112号层主暗斜井（胶带输送机）11号煤层101运输大巷（胶带输送机）12号层煤仓主斜井（胶带输送机）地面。3、矸石系统掘进工作面（顺槽矿车）12号层盘区轨道巷1112号层主暗斜井11号煤层101运输大巷联络巷副斜井地面。4、运料系统地面副斜井联络巷（甩车场）11号煤层101运输大巷1112号层主暗斜井12号层盘区轨道巷运料联络巷轨道顺槽工作面。5、通风系统（新鲜风）主斜井进风绕道11号煤层101运输大巷1112号层主暗斜井12号层盘区轨道巷（12号层盘区皮带巷）运输顺槽工作面回风顺槽12号层盘区回风大巷过断回风斜巷12号层回风大巷副井。6、排水系统回采工作面顺槽、掘进工作面12号层盘区轨道巷12号层盘区水仓1112号层主暗斜井11号煤层101运输大巷井底水仓副井排水管路地面井下水处理站。当工作面排水由于高差不能实现自流时，可采用潜水泵将涌水排至井底水仓。第三节 巷道掘进一、巷道断面和支护形式（一）巷道断面和支护形式的确定巷道的断面尺寸是根据工作面的装备、运输、通风、行人及管线敷设等要求决定。支护形式是根据巷道用途、服务年限、围岩状况及断面大小等因素确定。开拓大巷、盘区大巷设计采用锚喷支护，顺槽巷道设计采用锚杆支护，岩石斜巷采用砌碹支护，局部地段顶板冒落严重时采用充填砌碹支护支护方式。（二）主要巷道支护参数本矿井为低瓦斯矿井，主要大巷为两巷布置，机轨合一，除满足运输设备安全间隙要求之外，均留有一定的余地。回风大巷为专用回风巷道。主要巷道断面及支护形式详见巷道断面图。二、掘进工作面数目及掘进机械设备根据机采工作面推进度，本着以保证矿井合理的采掘关系为原则，矿井移交生产时，在12号煤层布置2个顺槽炮掘工作面。掘进工作面主要配备zms12s型湿式煤电钻、khyd50型岩石电钻（电动机功率为2kw）、fbdno5.6/211型局部扇风机（电动机功率为211kw）、wdf80wg型小水泵（电动机功率为5.5kw）、mgj-型锚杆打眼安装机（电动机功率为10kw）、zdy1200s型探水钻（电动机功率为22kw）等。第四节 回采工艺安全技术措施一、掘进爆破爆破落煤包括打眼、装药、填塞炮泥、联线和放炮等工序，操作要求如下。（一）钻眼1、打眼工只能由有一定技术和多年采掘工龄的工人担任。2、打眼工应了解钻眼工具的构造和性能，并能根据工作面的具体情况布置眼位。3、打眼前必须检查工作地点和所属范围内瓦斯浓度。4、打眼前必须检查煤电钻是否完好，严禁带病运行，杜绝失爆使用。5、打眼前必须检查打眼地点的顶板、煤壁情况是否良好，支护是否可靠。敲帮问顶，处理片帮伞檐、顶板活石，支柱有缺失、歪扭的要重新调整加固。工作面维护好后，方可启动电钻进行打眼工作。6、打眼可用镐点定位法，眼距、眼深、眼位及角度必须执行规程的规定。7、打眼过程中用力要均匀，要经常串动钻杆进行排粉，以免发生卡钻。8、工作面有淋头水时，应把打眼电气设备遮盖好，防止绝缘失效，造成漏电事故。9、打眼时遇到断层破碎带、有透水征兆时，不得拔出钻杆，应将人员撤到安全地点，立即向有关领导汇报。10、禁止利用残眼、废眼继续打眼。（二）装药1、装配引药由放炮工负责进行；装配引药必须在顶板完好，支架完整，避开电气设备和导电体的放炮工作地点附近进行；装配引药数量，应以当时当段需用数量为限。2、装配引药必须防止电雷管受震或冲击，雷管脚线要扭结，并要防止折断雷管脚线和绝缘层。3、装配引药时，雷管只许由药卷的顶部插入，不得用雷管代替木棍扎入药卷，严禁将雷管捆在药卷上或斜插在药卷的中部。4、雷管插入药卷后，应用脚线将药卷缠紧，并将接线末端相结，以便把雷管固定在药卷内。5、往炮眼中装药前要首先观察顶板状况和支架的稳固情况, 接着检查回采工作面范围内瓦斯浓度，确认不超限后，方可开始装药。6、装药前，必须切断工作面内的电源，除放炮员、班长、检查人员外，其它人员必须撤出50m以外。7、装药时，首先用掏勺清除炮眼内的煤粉，用炮棍将药卷轻轻捅入，但不得冲击或硬捣。8、采用正向柱状装药，雷管的聚能穴必须与传爆方向一致。9、只许使用木制炮棍装药，严禁使用金属器件代替。10、没有清除炮眼内的煤粉不得装药。11、眼内发现出水异状，温度骤高、骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松软、透空等情况，都不得装药，并将人员撤至安全地点，立即报告有关领导。12、潮湿或有水的炮眼，药卷应装入塑料袋内。13、装炮完毕要将雷管脚线扭结并挽起，严禁挂在柱子上或拖在溜子上。（三）封口1、炮眼用水炮泥和黄泥封口，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。2、黄泥应紧密捣实，严禁用粉煤、煤块或其它可燃性材料作炮眼封泥。3、严禁无封泥起爆。（四）、连线1、装药、连线应做到定人、定责，并设专人检查。2、放炮母线必须用双线，平时两头要扭接；禁止用轨道、管子、水或土地等做回路，禁止使用固定线放炮。3、母线必须用铜质绝缘双线或钢质绝缘放炮母线，其长度必须大于50m。4、连线时，无关人员应撤离到警