采煤设计毕业设计论文.doc

重庆大学网络教育学院毕业论文范本1.矿井概况1.1交通位置该井田位于太原市东北，距市中心约16km，行政区划隶属太原市杏花岭区小返乡，其井田地理坐标为：东经11237141123859，北纬375556375756。矿井交通较为便利，西距北同蒲铁路皇后园站6km，西距大运高速公路约5km。西南距太原市中心约16km。1.2地形地貌矿区属低山黄土丘陵地貌，沟谷发育，多呈“v”字型，大多为黄土覆盖，基岩只零星出露。本井田总的地势为东高西低，最高点位于井田南部山梁，高程为1123m，最低点位于井田西北部沟底，高程为925m，高差约198m。 井田内无常年性流水，沟谷中平时无水，遇暴雨常发洪水，但雨后很快水退沟干，水流向西北汇入杨兴河，再向西南汇入汾河，属黄河流域，汾河水系。 1.3气候特征矿区属暖温带大陆性季风气候，春季干旱多风，夏季炎热多雨，秋季凉爽晴朗，冬季绵长寒冷。年平均气温9.4，1月份平均7，7月份平均23. 7；年降水量最小172.1mm，最大632.6mm，多年平均降水量457.8mm，冬春两季降水少，夏末秋初降水较大，降水量集中在7、8、9三个月。无霜期170天，最大冻土层深度为77cm。夏季多东南风，冬季多西北风，最大风速25m/s。1.4地震据有关资料，近百年来本区未发生过大的破坏性地震，根据国家建筑抗震设计规范，本区地震设防烈度8度，设计地震加速度值0.20g。1.5邻近矿井矿井由寨沟煤矿、窑头煤矿、桃园煤矿兼并重组整合而成，井田内寨沟煤矿、窑头煤矿、桃园煤矿均已关闭，井田内无其它生产、在建、停采的小窑或古窑。井田西为朝阳煤矿（已关闭）和葫芦套煤矿（已关闭）。经调查，各矿与本矿均没有越界开采的行为，对本矿的开采不会选成危害。1.6煤田开发简史原寨沟矿为国有企业，于1986年建井，1988年投产。2006年11月山西省国土资源厅颁发1400000623144号采矿许可证，批准开采13号15号煤层，井田面积2.3224km2，核实生产能力为150kt/a。该矿原采用两个斜井开拓，其中主斜井担负矿井全部提升任务，是矿井的进风井和安全出口；回风斜井只担负矿井的回风任务，是矿井的另一个安全出口。原桃园煤矿1980年3月建矿，1982年5月投产，主副井均为斜井开拓，生产能力9万t/a，开采15号煤层，采用中央并列机械抽出式通风，属低瓦斯矿井。原窑头煤矿1976年4月建矿，1977年8月投产，主副井均为斜井开拓，生产能力9万t/a，开采15号煤层。1986年井田南部又建设窑头二坑，2002年投产开采15号煤层，采用中央并列机械抽出式通风，瓦斯相对涌出量为1.91m3/t，属低瓦斯矿井。2009年，根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200928号文件“关于太原市晋源区（部分）杏花岭区、小店区、万柏林区煤矿企业兼并重组整合方案的批复”，太原市杏花岭区寨沟煤矿、太原市杏花岭区小返乡窑头煤矿、太原市杏花岭区小返乡桃园煤矿属参加兼并重组矿井，由太原东山煤矿有限责任公司进行兼并重组，重组后名称为太原东山东兴煤业有限公司。重组后井田面积5.65km2，批准开采15号煤层，生产能力0.90mt/a。312.采区地质概况2.1概况2.1.1采区位置、范围及四邻关系一采区位于井田东部，东以15号煤层露头煤柱为界，南以煤矿边界煤柱为界，西以f3断层和集中轨道大巷煤柱为界，北以原桃园煤矿采空区煤柱和煤矿边界煤柱为界。2.1.2井上下对照关系对应地表为窑头与李家山结合部一带，地貌为山地，无建筑物和大的水体，回采后，对地表建筑无影响。2.2采区地质、水文地质情况概述2.2.1地层井田内地层由老到新有奥陶系中统峰峰组（o2f）、石炭系中统本溪组（c2b）、上统太原组（c3t）、二叠系下统山西组（p1s）、下石盒子组（p1x）、上第三系上新统（n2）、第四系中上更新统（q2+3）。基岩大部为黄土覆盖，只在井田南部有零星出露。1、上马家沟组(o2s)在长沟勘探区57号钻孔揭露厚度203.89m。底部为灰色石灰岩，其上呈蜂窝状，岩溶较发育。中部为两层巨厚层状灰色白云质灰岩。上部灰岩呈豹皮状，下部含泥质，溶洞较发育。顶部为泥灰岩或角砾状泥灰岩含大量脉状石膏。2、奥陶系中统峰峰组（o2f）为含煤地层基底，厚83.68127.26m，按岩性可分三段（1）下段：灰色角砾状石灰岩、泥灰岩。底部泥灰岩含泥质较多，具可塑性。其上石灰岩质纯，溶洞及裂隙较发育。有时底部呈角砾状灰岩，上部为灰岩、泥灰岩互层，溶洞发育时才蜂窝状。（2）中段：深灰色角砾状泥灰岩，棱角状及次棱角状，含大量石膏脉，呈纤维状，泥灰岩中夹透镜状的灰白色晶质石膏，有的呈厚层状石膏，含泥质。本段厚度变化较大，与有无石膏矿及其多少成正比。（3）上段：灰、深灰色厚层状灰岩、泥灰岩、夹白云质泥灰岩，裂隙溶洞较发育，裂隙多被方解石脉填充。本段顶部风化面灰岩为灰褐色硅质灰岩，由灰色中粗晶钙质团块，绿灰色硅质团块，浅褐色菱铁质泥质团块组成，含分散状黄铁矿。3、石炭系中统本溪组（c2b）与下伏峰峰组地层为平行不整合接触，厚22.3750.28m，平均厚31.15m。底部为黄铁矿和铝土岩，据长沟勘探区地质报告，黄铁矿层呈鸡窝状不稳定，厚0.714.01m，平均1.72m；其上为铝土泥岩。中部为灰色粉砂岩夹薄层泥岩及煤线，局部夹灰岩。顶部为泥岩夹薄层粉砂岩。4、石炭系上统太原组（c3t）以k1砂岩为基底，连续沉积于本溪组之上，厚度为99.45119.57m，平均107.61m，为本井田主要含煤地层。根据岩性组合分三段：下段（c3t1）：从k1中砂岩底到15号煤层顶，厚27.4042.50m，平均35.58m。底部为k1中砂岩，以石英砂岩为主，底部有时含砾，分选磨园度差，胶结较好。其上为泥岩、砂质泥岩，局部夹粉细砂岩，顶部为全区稳定可采的15号煤层。中段（c3t2）：从l1灰岩底至l3灰岩顶，厚32.9159.20m，平均47.41m。l1灰岩为15号煤层顶板。l1灰岩又名南窑沟灰岩，以泥灰岩为主，含丰富的动物碎屑化石。其上为砂质泥岩夹粉砂岩。发育有k2石灰岩，k2石灰岩又名关门沟灰岩，质较纯，富含动物碎屑化石。l3石灰岩位于该段顶部，13号煤层之上，又名石齐凹灰岩，以泥灰岩为主，富含动物碎屑化石。13号煤层厚度薄，不可采。上段（c3t3）：自l3石灰岩顶至l4石灰岩顶，厚度15.1030.54m，平均24.62m。l3石灰岩之上为窑头砂岩，窑头砂岩系中细砂岩，以石英为主，含喷出岩屑及石英片岩屑，分选性、磨园度差，含大量浅海动物化石，具叠层或叠锥构造；l4石灰岩又名瓜地沟灰岩，位于太原组顶部，厚度不稳定，在井田东部尖灭；局部发育11号煤层，不可采。5、二叠系下统山西组（p1s）由灰、深灰色泥岩及灰、灰白色砂岩和薄煤层组成，是本井田含煤地层之一。含煤2层：自上而下依次为3、6号煤层，均为不稳定不可采煤层，底部以k3砂岩与太原组分界，与下伏太原组呈整合接触。本组地层在井田东部剥蚀，赋存厚度为66.5098.86m，平均79.92m。6、二叠系下统下石盒子组（p1x）连续沉积于山西组之上，井田内大部遭剥蚀，只残留于井田西北部向斜轴部，最大残留厚度50m左右。由灰、黄绿、灰绿色中粗砂岩、细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，下部夹不稳定薄煤层，底部为灰色、灰绿色粗细粒砂岩（k4砂岩），厚2.4611.60m，平均7.31m。7、上第三系上新统(n2)不整合覆盖于基岩之上，底部为灰黄色砂砾层，其顶部胶结甚好，下部胶结疏散。砾石成分以灰岩为主，其次为碎屑。岩性以棕红色、紫红色粘土夹层数不等的砾石层和砾岩透镜体组成。厚025m，平均15m左右。8、第四系中上更新统（q2+3）为一套红黄色、棕黄色亚粘土含钙质结核、古土壤层和底砾石组成。砾石以石灰岩、砂岩为主，次棱角状，分选不好，局部含较多的砂砾石透镜体，在砂质粘土中可见少量动物残骸及较多的植物根部印痕，黄土中含砂质较多。本组广泛分布于山脊、山坡上，厚度080.00m，平均30m左右。2.2.2水文地质矿区近年平均降水量为466.6mm，属于干旱地区，本井田地形坡度较陡，植被不太发育，有利于自然排水，入渗补给地下水条件差。井田15号煤层的直接充水含水层是太原组岩溶裂隙含水层，间接充水含水层主要为山西组砂岩裂隙含水层和奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。太原组岩溶裂隙含水层富水性中等，山西组、下石盒子组砂岩裂隙含水层富水性弱，奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层富水性强。15号煤层底板标高位于奥灰水位之上，奥灰岩溶水对井田生产无影响。本井田采（古）空积水的主要危害为同层开采，经调查井田内现有5处采（古）空积水区，但也不能排除其它采空区今后会有积水的可能性，因此在今后开采至采空区附近时要提前打钻探测，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的方针，以避免水害事故的发生。因此，井田水文地质类型为中等类型。2.3地质构造井田位于沁水煤田东山矿区东北边缘，东山向斜西翼的转折部，总体构造为一组北西向褶曲构造，断裂构造较发育，井田共揭露断层8条，除f8断层为地面填图而来外，其它均为井下巷道揭露，这些断层均为正断层，落差315m，走向以北西向为主。其特征如下：f1断层，位于井田北部，属于正断层，走向n66e，倾向se，倾角75，断层落差3米，断层在井田内延伸长度380米。f2断层，位于井田北部，属于正断层，走向n86w，倾向s，倾角45，断层落差6米，断层在井田内延伸长度240米。f3断层，位于井田北中部，属于正断层，走向n30w，倾向sw，倾角70，断层落差5米，断层在井田内延伸长度1550米。f4断层，位于井田西北部，属于正断层，走向ns，倾向w，倾角70，断层落差15米，断层在井田内延伸长度900米。f5断层，位于井田中部，属于正断层，走向n62w，倾向sw，倾角75，断层落差5米，断层在井田内延伸长度650米。f6断层，位于井田中部，属于正断层，走向n57w，倾向sw，倾角75，断层落差10米，断层在井田内延伸长度1230米。f7断层，位于井田中部，属于正断层，走向n59w，倾向ne，倾角75，断层落差10米，断层在井田内延伸长度1150米。f8断层，位于井田南部，属于正断层，走向n83e，倾向n，倾角75，断层落差5米，断层在井田内延伸长度570米。2.4煤层及顶底板情况1、含煤性太原组地层厚99.45119.57m，平均107.61m，含煤3层，分别为11、13、15号煤层，其中15号煤层为全区稳定可采煤层，11、13号煤层为不可采煤层，平均煤层总厚6.97m，其中可采煤层平均厚5.83m，含煤系数6.48%，可采含煤系数5.42%。山西组地层厚66.5098.86m，平均79.92m，含煤2层，分别为3、6号煤层，均为不可采煤层，平均煤层总厚0.81m，含煤系数1.01%。本井田含煤地层总厚187.53m，平均煤层总厚7.78m，其中可采煤层平均厚5.83m，含煤系数4.15%，可采含煤系数3.11%。2、可采煤层井田唯一的可采煤层为15号煤层，位于太原组中下部，全区稳定可采，厚度5.106.75m，平均5.83m，上距13号煤层33.85米。该煤层结构简单较简单，一般含03层夹石，夹石单层最大厚度0.35m。顶板岩性为石灰岩，底板岩性为砂质泥岩或粉砂岩。在井田东、南部局部遭剥蚀。15号煤层原寨沟煤矿、桃源煤矿、窑头煤矿一、二坑均进行过开采。2.5涌水量由于该区上部地表无较大水系，水文地质条件为中等，根据一采区涌水量情况预计回采最大涌水量150t/h，一般涌水量80t/h. 在开采至采空区附近时要提前打钻探测，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的方针，以避免水害事故的发生。2.6瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性1、瓦斯根据历年瓦斯鉴定资料，矿井相对瓦斯涌出量为3.72m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.04m3/min。2、煤尘在原寨沟煤矿井下取得了15号煤层煤样，由山西省煤炭工业局综合测试中心测试，测试结果：火焰长度30mm，岩粉用量60%，有爆炸危险性。3、自燃由山西省煤炭工业局综合测试中心对15号煤层煤样测试，测试结果：吸氧量0.9758cm3/g，自燃等级为级，自然倾向性为容易自燃。3.可采储量、可采期及生产能力3.1储量计算储量计算为拟定采区范围，根据现有构造煤厚资料分区域、水平、阶段和扣除构造影响面积为块段计算地质储量，该区地质储量为816.4万t，可采储量795.9万吨，其中k3煤层地质储量420.96万t，可采储量429.3万t。k2煤层地质储量280.64万t，可采储量286.1万t。k1煤层地质储量114.8万t，可采储量80.5万t。储量计算结果见表3-1。3.2储量计算参数及方法计算方法采用地质块段法，在煤层地板等高线图上按地质因素的不同，分水平、分勘探线、分储量等级、分煤类、划分块段计算储量。参数中：煤层厚度采用钻探控制和巷道实测煤层厚度并剔除夹矸；煤层倾角直接在煤层地板等高线图上按储量计算块段量取，按公式换算而得；投影面积用求积仪在煤层地板等高线上连续测定三次，误差不超过3%，取其算术平均值。煤层视密度在井下实测取得，其中k1、k2、k3煤层均为1.35t/m3。采区可采储量按下式计算：zk=(zsp)c式中：zk矿井设计可采储量，mt；zs矿井设计资源/储量，mt；p 开采时需留设煤柱损失量的总和。开采时需留设的煤柱有：工业场地及风井场地、采区边界、开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱。保护煤柱留设参数如下：井田境界20.0m，胶带大巷、轨道大巷及回风大巷等开拓大巷两侧各留设30.0m。c采区回采率。根据煤炭工业矿井设计规范，15号煤层取80%。经计算，矿井设计可采储量为795.9万吨。3.3采区服务年限及可采期采区服务年限按下式计算：t=z/ak=6.31（a）式中：t采区服务年限，a；z采区可采储量，795.9万t；a采区生产能力，90万t/a；k储量备用系数，取1.4。则采区可采期为：6.3112=75（月）4.采区方案设计4.1采区方案设计应考虑的因素矿井现有+810开采水平的集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷已经形成，考虑一采区的回风系统与集中回风大巷相连，运料系统与集中轨道大巷相连，运煤系统与集中胶带大巷相连形成一采区生产系统。4.2采区布置方案根据东兴煤矿810水平一采区的地质条件，并结合现有的生产系统等实际情况，提出采区巷道布置的两套方案，方案一：延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过f3断层后沿煤层倾向方向布置一采区三条平行的轨道、胶带、回风上山；方案二：延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过f3断层后沿f3断层方向布置一采区胶带大巷、一采区轨道大巷、一采区回风大巷三条平行的大巷。两个方案的具体内容如下：方案一：延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过f3断层后沿煤层倾向方向布置一采区三条平行的轨道、胶带、回风上山。（1）回采巷道布置回采巷道、回采顺槽沿三条平行的轨道、胶带、回风上山两翼进行布置。（2）长壁采煤方法采用走向长壁采煤方法方案二：延伸集中胶带大巷、集中轨道大巷、集中回风大巷三条大巷，过f3断层后沿f3断层方向布置一采区胶带大巷、一采区轨道大巷、一采区回风大巷三条平行的大巷。（1）回采巷道布置回采巷道、回采顺槽沿三条平行的轨道、胶带、回风大巷进行单翼布置。（2）长壁采煤方法采用倾斜长壁采煤方法4.3采区方案比较及选择4.3.1工程量统计及比较表4.1 井巷工程量比较表方案一方案二序号巷道名称长度（m）序号巷道名称长度（m）1一采区胶带巷14641一采区胶带巷13502一采区轨道巷14832一采区轨道巷13503一采区回风巷14453一采区回风巷13504回采面运输顺槽9634回采面运输顺槽13005回采面回风顺槽9635回采面回风顺槽13006回采面1406回采面150工程量合计6458工程量合计6800表4.2 井巷工程经济比较表项 目方案一方案二 比 较采区采出煤量（万吨）795.9780.5-15.4准备巷总进尺（米）43924050+342采区巷道总进尺（米）64586800-342万吨掘进率（米/万吨）8.118.710.60投入总资金（万元）10939.911036.8-96.94.3.2综合比较表4.3 综合比较表方案优点缺点方案一1、井巷工程量小2、经济投入小3、采区运输距离较方案二短，利于集中生产4、回采顺槽巷道推进长度适中，利于防灭火管理1、两翼开采煤柱多2、煤炭资源损失大3、工作面拆除、安装搬家次数多方案二1、单翼开采煤柱小2、煤炭资源损失小3、单翼采区，工作面连续推进，工作面拆除、安装搬家次数少1、井巷工程量大2、经济投入大，3、采区运输距离较长4、回采顺槽巷道推进长度较大，不利于防灭火管理经过比较，虽然方案一两翼开采具有煤柱多、煤炭资源损失大、搬家次数多的缺点，但方案一具有井巷工程量小，经济投入小，利于集中生产的优点，更为主要的是15号煤层的自燃倾向性为级容易自燃煤层，方案一回采顺槽巷道稍小一些，利于防灭火的管理。从两个方案系统的全面性、技术等综合考虑，方案一巷道布置更符合一采区总体布局，故采用方案一进行巷道布置。5.采煤工艺5.1采煤方法及工艺5.1.1煤层概况井田唯一的可采煤层为15号煤层，位于太原组中下部，全区稳定可采，厚度5.106.75m，平均煤层厚度为5.83m，倾角325。该煤层结构简单，顶板岩性为石灰岩，底板岩性为砂质泥岩或粉砂岩。5.1.2采煤方法的选择1、采煤方法的选择其依据根据本地区周边矿井的开采经验，优先选择的采煤方法为放顶煤综采工艺。放顶煤综采工艺的适应条件如下：a、适用于煤层厚度大，厚度变化也较大，一般平均厚度应在5.0 m以上的煤层；b、适用于煤层裂隙发育，结构简单或夹矸强度较低；中硬及以下顶板,易于冒落；埋深较大，有一定的地应力。总之，顶煤应具备一定的冒放性；c、适用于煤层距离上部强含水层有足够的间距，不会引起矿井的水害或带来工作面涌水量大量增加，恶化工作面生产环境，影响工作面正常生产；d、适用于无煤与瓦斯突出危险。2、采煤方法的确定根据本地区周边矿井的开采经验，结合采区15号煤层的赋存情况，确定采煤方法采用走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法，顶板采用全部垮落法管理。工作面回采方式采用后退式，劳动组织方式采用“四六”制作业制度，三班生产，一班准备。5.1.3采煤工艺工作面长度140m，平均采高5.83m，循环进度0.6m，每天8个循环，日进度4.8m。工艺顺序：割煤移架推前溜放顶煤拉后溜落煤：采用mg160/375-w采煤机双滚筒截割落煤，滚筒截深600mm。装煤：采煤机滚筒配合sgz-630/220刮板运输机装煤。运煤：工作面前部刮板输送机采用sgz-630/220刮板输送机运煤，后部采用sgz730/400刮板输送机运煤，胶带顺槽采用1部szz764/110转载机配合dsj100-63/275皮带机运煤。使用pcm/110破碎机对工作面产生的大炭进行破碎作业。5.1.4.采煤工作面主要设备根据采煤工作面所选择的采煤方法及工艺，配备相应的工作面设备表5.1 采煤工作面主要设备表序号设备名称规格型号数量主要技术特征采煤机mg-160/375-w1台生产能力：1800t/h，截割速度0-6m/min 前部刮板输送机sgz-6302201部运输能力：600t/h电机功率：2110kw链速：1.3m/s后部刮板输送机sgz-7304001部运输能力：700t/h电机功率：2200kw链速：1.3m/s中部支架zf4400/17/2878架工作阻力4400kn支撑高度:1.7-2.8m过渡支架zfg4800/20/304架工作阻力4800kn支撑高度:2.0-3.0m转载机szz764/1101部运输能力：1000t/h电机功率：110kw链速:1.33m/s破碎机pcm-1101部破碎能力：2000t/h电机功率：110kw8皮带运输机dsj100-63/2751部运输能力：2000t/h电机功率：275kw带宽：1.0m带速3.55m/s9移动变电站kbsgzy-1600/61台输入电压：6kv输出电压：1140v ，容量：1600kva10乳化液泵brw315/31.51套流量：315l/min额定压力31.5mpa电机功率：200kw11喷雾泵wpe320/10套公秤压力：10mpa，公秤流量：320l/min12组合开关qjz-64002台额定电压：1140/660v，额定电流：4400a1315hp绞车25hp绞车40hp绞车jd-11.4jd-25jd-405部2部2部14水泵2da-844台15煤电钻mdz-1.22台5.1.5.采区及工作面回采率按煤矿安全规程及相关规范规定，结合矿井煤层赋存条件和工作面布置方式，确定采区回采率为80%，回采工作面采煤机割煤回采率为95%，放顶煤回采率为75%。5.2回采工作面顶板管理与支护设计5.2.1 回采工作面顶板管理工作面采用zf4400/17/28h型低位放顶煤液压支架、zfg4800/20/30型过渡支架，全部垮落法管理顶板。最大控顶距4555mm，最小控顶距3955mm，端面距不大于360mm。1、支架布置工作面布置78个基本支架和4个过渡支架2、支架控顶距根据支架、采煤机、刮板输送机配套关系的支护长度，求的支架最小和最大控顶距：最小控顶距：l=l1 +l2 =3595+360=3955mm最大控顶距：l=l1 +l2+d =3595+360+600=4555mm式中：l1：综放支架（中间架）的顶梁长度3595mml2：端面距，360mmd：采煤机截深，600mm5.2.2 回采工作面支护设计参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。工作面合理的支护强度：pt9.81h rk式中：pt工作面合理的支护强度，knm2；h采高，2.6m；r顶板岩石重力密度，2.5 tm3；k工作面支柱应支护的上覆的岩层厚度与采高之比，一般为，该处取。经计算得 p =318.82 knm21液压支架实际支撑力 rtkbkhkar rt液压支架实际支撑力，kn； k支架工作系数，0.99； kz支架增阻系数，0.95； kb支架不均匀数，0.9； kh采高系数，0.95； ka倾角系数，0.95r支架额定工作阻力，4400kn。经计算得 r3361.25kn2工作面合理的支护密度npt/ r=318.82/3361.25=0.09架/米2工作面支架密度=1/4.255/1.5=0.156架/米2支架的平均控顶距为4.255m，架与架支架的距离为1.5m。支护密度的验算：0.156架/米2 0.09架/米25.3采区巷道掘进及支护一采区轨道上山沿15号煤层底板布置，巷道坡度017。巷道断面按通过液压支架设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设双轨，轨距600mm，轨型30kg/m，工字钢轨枕，沙石道床。巷道采用矩型断面，锚网喷加锚索支护。净宽3.40m，净高3.20m，净断面9.64m2。一采区胶带上山均沿15号煤层底板布置，巷道坡度022。巷道断面按铺设一台带宽1.0m的带式输送机和一条轨距600mm、轨型15kg/m的胶带检修轨设计，巷道采用矩形断面，采用锚网喷加锚索支护。净宽4.00m，净高3.5m，净断面12.28m2。一采区回风上山均沿15号煤层顶板布置，巷道坡度022。巷道断面按矿井通风要求设计。巷道采用矩形断面，锚网喷加锚索支护，净宽3.60m，净高3.30m，净断面10.49m2。工作面轨道顺槽巷道断面规格为宽3.4 m，净高2.6m，净断面8.84m2，为锚、网、钢带联合支护的支护形式，矩形断面；胶带顺槽巷道断面规格为宽3.8m，净高2.2m，净断面8.36m2，为锚、网、钢带联合支护形式，矩形断面；开切眼断面规格为宽5.5m,净高2.6m,净断面14.3m2，采用锚、网、钢带联合支护，轨道顺槽、胶带顺槽铺设轨道运料，胶带顺槽铺设转载机和皮带运煤。全采区共配备两个掘进工作面，均为煤巷综掘工作面掘进回采工作面顺槽。煤巷综掘工作面主要设备配备为：ebz-135综掘机、jzp100a转载机、ssj800/90可伸缩胶带输送机、fdb no5.6/215局部扇风机、mqt130型锚杆打眼安装机、jd11.4型调度绞车以及煤电钻、喷雾泵站wpb-50/10、注水探水钻zqsj-90/2.4、岩石电钻、小水泵等设备。5.4采区生产时采掘比例关系、巷道掘进进度指标采区生产时共布置一个综采放顶煤工作面， 两个煤巷综掘工作面 ，矿井生产时的采掘比为1：2。根据目前国内掘进设备的性能参照目前大部分矿井的实际进度指标，结合本矿井的采掘比例关系、回采工作面的年推进度及本矿井的生产技术管理水平，确定煤巷综掘工作面回采顺槽月掘进指标为400.0m/月，普掘工作面开拓大巷月掘进进度指标为130.0m/月（岩巷）、200.0m/月（煤巷）。5.5采区生产能力回采工作面生产能力按下式计算：a采=m1llrc1m2llrc2式中：a采采煤工作面年产量，t/a；m1采煤工作面机采高度，m1=2.8m；m2采煤工作面放煤高度，m2=3.03m；l采煤工作面长度， l=140m；l采煤工作面年推进度，日推进4.8米，则年推进l=950.4m；r煤的容重，r=1.35t/m3；c1采煤工作面机采回采率，取0.9；c2采煤工作面放顶煤回采率，取0.80。则a采=2.8140950.401.350.93+3.03140950.401.350.80=891661(t/a) =89万t/a（2）掘进煤量计算井下回采巷道均采沿煤层掘进，故掘进煤量按回采煤量的10%计算，则掘进煤量为：a掘=8910% 8.9(万t/a)（3）采区产量计算采区产量为：a矿=a采+a掘=89+8.9=98(万t/a)6.采区生产系统6.1通风系统新鲜风流：主斜井(副斜井)井底车场集中胶带大巷（集中轨道大巷）一采区胶带上山工作面胶带顺槽回采工作面。乏风流： 回采工作面工作面轨道顺槽一采区回风上山集中回风大巷回风斜井地面。6.1.1风量计算与分配工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。1、采煤工作面所需风量的计算（1）按瓦斯涌出量计算 q100式中q工作面实际需要风量，m3min；工作面瓦斯绝对涌出量，4.2m3mn； 工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，1.2由此计算得q=504m3mn（2）按二氧化碳涌出量计算 q67式中q工作面实际需要风量，m3min； 工作面二氧化碳绝对涌出量，1.02m3mn； 工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，1.2由此计算得q=82.0m3mn（3）按工作面温度计算q60式中v 工作面平均风速，1.2ms；s 工作面的平均断面14m2 k配风调整系数，1.1。由此求得 q1109m3min（4）按工作面每班最多工作人数计算 q4n式中 n工作面的最多工作人数，68人。由此求得 q272m3min（5）按风速计算工作面的最小风量 q151514210m3min工作面的最大风量 q240240143360m3min根据以上计算，工作面实际需要风量取1200m3min。2、掘进工作面所需风量的计算按瓦斯涌出量计算 q=100qk式中：q掘进工作面实际需要风量，m3/min；q该掘进工作面回风流中沼气绝对涌出量（m3/min），取为1.4（m3/min）； k该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，是指在正常生产条件下，该掘进工作面回风巷风流中瓦斯最大涌出量与平均绝对涌出量之比，取为1.3则：q = 1001.41.3 = 182m3/min 按人数计算 q=4n式中：q掘进工作面实际需要风量，m3/min；n掘进工作面同时工作最多人数，煤巷为28人； 4以人数为计算单位的供风标准。则：q煤 = 428 = 112m3/minq岩 = 422 = 88m3/min 按局部通风机吸风量计算 q= qfk 式中：q掘进工作面实际需要风量，m3/min；qf掘进工作面局部通风机的供风量。煤巷掘进选用型号为fdb no5.6/211型局扇，吸风量为350m3/min。k为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取为1.2；则：q煤 = 3501.2 = 420m3/min 按风速进行验算每个煤巷或者半煤岩巷掘进工作面的风量为：460s掘q掘 0.2560s掘s掘掘进巷道的断面积，m2；取10.44m2 则：46010.44q掘 0.256010.44 2505m3/minq掘 156.6m3/min故，一个掘进工作面供风量按420 m3/min计。两个掘进工作面供风量为2420=840m3/min。3、硐室所需风量的计算采区绞车房所需风量根据实际需要，取为80m3/min；采区变电所所需风量根据实际需要，取为120 m3/min；则，q硐 = 80+120 = 300m3/min、其他巷道所需风量的计算按回采工作面、掘进工作面、硐室所需总风量的5来考虑，则有：q其他 = （1000+4202+300）5=107m3/min、采区所需总风量的计算q=（q采+q掘+q硐+q其他）k全区按一个回采工作面、两个掘进工作面考虑。k风量备用系数，取为1.1。则：q = （1000+4202+300+107）1.1= 2471.7m3/min6.2运输系统6.2.1煤炭运输15号煤综采放顶煤工作面(可弯曲刮板输送机)胶带顺槽(可伸缩胶带输送机) 一采区胶带上山(带式输送机)集中胶带大巷(带式输送机)井底煤仓(给煤机)主斜井(带式输送机)地面生产系统。6.2.2材料、设备运输地面材料设备车副斜井(副斜井提升机)副斜井井底车场集中轨道大巷一采区轨道上山工作面轨道顺槽(无极绳连续牵引车)、胶带顺槽(调度绞车)回采工作面。排矸：大巷掘进头矸石(调度绞车牵引矿车)一采区轨道上山(无极绳连续牵引车牵引矿车)集中轨道大巷(无极绳连续牵引车牵引矿车)副斜井井底车场(调度绞车牵引车牵引矿车)副斜井(副斜井提升机)地面排矸系统。6.2.3运输设备的选择一采区胶带上山采用带式输送机进行煤炭运输。1、设计依据输送物料：原煤，粒度0300mm散密度：=0.9t/m3输送量：q=650t/h从尾部至头部水平输送距离：lh=l1+l2+l3+l4+l5=272.04+273.79+201.96+257.74+124.33=1129.86m从尾部至头部倾角：=12345=04.10 8.334.6提升高度：h=28.115m（其中上运高度hs=19.626m, 下运高度hx=-47.741m）2、设备选型计算：一采区胶带上山坡度变化较大， 运行分为满载、空载、上运和水平部分满载且下运部分空载和下运部分满载且上运和水平部分空载四种运行工况。其中上运和水平部分满载且下运部分空载最为不利，按此工况计算。能力核算：查表带宽b=1000mm、托辊槽角35、运行堆积角20时各参数：s=0.1127，k=0.99,v=3.15m/s，q=3.6skv=3.60.11270.993.15900=1138 t/h650t/h满足q=650t/h生产能力的要求。带宽选b=1000mm带速选v=3.15m/s每米物料重量：q=57.32kg/m每米机长上托辊转动部分质量：q1=18.4kg/m每米机长下托辊转动部分质量：q2=5.7kg/m初选带强：st=1000n/mm胶带每米质量：q0=27kg/m托辊阻力系数：=0.036(已考虑附加阻力)重力加速度：g=9.81m/s2阻力计算：上分支运行阻力： f1=（qq0q1）lhg=33253n下分支运行阻力：f2=（q0q2）lhg =13048n物料提升阻力：f3=qhsg=11035n总圆周力：p=f1+f2+f3=57336n轴功率：n0=pv/1000=180.6kw电动机功率：n=kn0=216.7kw， k=1.2（考虑传动效率）采用头部单滚筒单电机，液体粘性软起动装置驱动方式，自动拉紧，起动系数a=1。张力计算：头部s1=98743.8n，s2=41407.6n 尾部s7=61902.5n， s8=61902.5ns3=45492.9n， s4=58464.9n，s5=60797.2n， s6=58760.9ns7=61902.5n， s8=61902.5n，s9=71771.1n， s10=97936.6ns11=105263n， s12=99399.9n， smax = s11=105263n 打滑验算：传动滚筒围包角：=200滚筒摩擦系数：=0.25s1a/s2=2.38e=2.39，通过下垂度验算：上胶带1%垂度要求最小张力smin=15（q0+q）g=12407.6n下胶带1%垂度要求最小张力smin=37.5q0g=9932.6n胶带最小张力smin=s2=41407.6n12407.6n，通过。安全系数：m=stb/s11=9.57满足要求经防滑验算、下垂度及安全系数验算，三者均满足要求。制动力矩：:mt=kqhxg（2q0+q1+q2+q）lhgd/2=10409nm（d=1m， k=1.5，=0.012）3、选型结果：b=1000mm， v=3.15m/s， lh=1129.86m， h=28.115m，=04.108.334.6电动机yb400m14，n=250kw， 10kv，一台减速器：m3psf70，i=25，飞溅润滑，风冷，一台液粘软起动装置：ynrqd250，带油泵电机及冷却电机(防爆)，一台盘式制动器：kpz1200/59 ，m=59knm,一台 n=3kw胶带：钢绳芯胶带，st=1000n/mm，阻燃、抗静电，mt6682008自控液压拉紧装置： zyj500（zly-01-160），f=160kn,n=5.5+5.5kw， 660v防爆，一套(头部设置)6.3提升系统6.3.1提升系统简述一采区轨道上山无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输方式为该采区的提升系统，担负一采区内的主要材料、设备提升任务等。6.3.2提升设备选型设计一采区轨道上山采用无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输方式。无极绳连续牵引车选型计算：1、计算依据(1) 轨道上山水平长l=510m，提升高度60m，倾角=7；(2) 提升方式：无极绳连续牵引车；(3) 提升最重件：液压支架重量q=15.4t；(4) 提升容器：采用16t、600轨距特制平板车，自重qc=1500kg，每钩提1辆。(5) 运行速度：重载v=1.0m/s，空载v=1.67m/s。2、设备选型(1)钢丝绳选择选22nat619s+fc 1570 sz 251钢丝绳。(2)电动机功率计算=31.17kn式中：梭车重量，3.0t；最大载重，15.4+1.50=16.90t；运行线路最大坡度，7；钢丝绳摩擦阻力系数，0.2；单位长度钢丝绳重量，1.74kg/m；运输距离，510m；重力加速度，9.81。电动机轴功率计算=62.23kw式中：牵引时速度，取慢速1.0m/s； 绞车传动效率，0.8。选用的sq-1200/75型无极绳连续牵引车,绞车功率75kw。(3)钢丝绳强度验算式中：钢丝绳安全系数；钢丝绳破断拉力总和；钢丝绳最大张力，考虑到加配重前钢丝绳已经收紧，钢丝绳理论值()增加10kn。钢丝绳许用安全系数为：=3.00式中由绞车至尾轮的钢丝绳长度。根据煤矿安全规程中规定，安全系数不得小于3.5，同时，两者比较取大值。选用22nat619s+fc 1570 sz 251型钢丝绳满足安全要求。(4)绳径比验算依据mt/t988-2006无极绳连续牵引车行业标准第5.4.7的规定，绞车滚筒上绳衬直径应满足以下要求： 抛物线滚筒绳衬直径至少应为牵引钢丝绳直径的50倍； 绳槽式主滚筒绳衬直径至少应为牵引钢丝绳直径的40倍，副滚筒直径至少应为牵引钢丝绳直径的28倍。本系统绞车采用抛物线单滚筒形式，牵引钢丝绳直径22mm。滚筒直径1200mm，绳径比为54.5符合行业标准要求。表6.1 sq-1200/75无极绳连续牵引车设备选型参数型号sq-1200/75绞车功率75kw滚筒直径1200mm最大牵引力60kn钢丝绳规格61921.5绳速1m/s，1.7m/s适用倾角12轨距600，900mm最大容绳量1500m电机型号yb280s-4绞车体积（长宽高）300017151480（mm）6.4排水系统工作面轨道顺槽、胶带顺槽低处设置临时水窝，安设2台11kw水泵，1台工作、1台备用，工作面排水管直径寸。 排水路线为： 回采工作面轨道顺槽-一采区轨道上山集中轨道大巷主水仓回采工作面胶带顺槽6.5供电系统井下主变电所以10kv电源向主排水泵房一对一供电；以两回10kv向集中胶带大巷胶带机头变电所和一采区胶带上山胶带机头变电所供电, 电源电缆采用 mvv22一8.7/10 3x70，两回电源电缆一回故障时，另一回能满足所带全部负荷用电；以10kv分别向上山掘进面、顺槽掘进面、工作面及顺槽移动变电站供电。集中胶带大巷胶带机头变电所两回10kv电源引自井下主变电所，大巷机头变电所高压配电设备选用bgp43-10型10kv矿用隔爆型高压真空配电装置，变压器选用一台kbsg-100/10、10/0.69kv、100kva型矿用隔爆干式变压器，负担集中胶带大巷供电，低压馈电开关选用bkd5型矿用隔爆真空馈电开关。一采区胶带上山胶带机头变电所两回10kv电源引自井下主变电所，一采区胶带上山机头变电所高压配电设备选用bgp43-10型10kv矿用隔爆型高压真空配电装置，变压器选用一台kbsg-50/10、10/0.69kv、50kva型矿用隔爆干式变压器，负担一采区胶带上山供电，低压馈电开关选用bkd5型矿用隔爆真空馈电开关。井下主变电所内设两台kbsg-200/10 10/0.69kv 200kva矿用隔爆型干式变压器作为局扇专用变压器，通过专用开关、专用线路向各掘进工作面局扇提供双电源，实现各工作面局部通风机三专供电。局扇电控装置选用qbz-4x100/660zh矿用隔爆型局扇专用真空电磁起动器，实现双风机、双电源自动切换。各掘进工作面的局扇电控装置、瓦斯传感器、各掘进工作面馈出线高爆开关与矿井安全监控系统配合实现风电、瓦斯电闭锁。井下动力设备用电电压为10kv、1140v、660v，煤电钻、岩石电钻、照明用电电压为127v。集中胶带机头变电所及一采区胶带上山机头变电所10kv高压配电装置选用bgp43-10型矿用隔爆高压真空配电装置，kbsg型矿用隔爆干式变压器及bkd5型矿用隔爆低压馈电开关，移动变电站选用kbsgzy型矿用隔爆移动变电站。井下40kw以上用电设备的控制开关选用bqd1、qjz型矿用隔爆真空磁力启动器，其余660v设备选用qb型矿用隔爆兼安全火花型磁力启动器，煤电钻、岩石电钻选用zbm型矿用隔爆电钻变压器综合装置。井下电缆选型10kv高压电缆采用mvv22-8.7/10型、m