固体矿床地下开采课程设计.doc

20087262 江君：固体矿床地下开采课程设计 目录固体矿床地下开采课程设计题目1第一章 带区地质特征、储量及服务年限2第一节 带区的地质特征21矿井基本情况22设计带区的位置，范围43设计带区周边煤炭资源情况以及开采情况54带区地质构造55开采煤层厚度、煤层倾角、层间距56煤层顶底板特征57设计煤层的基本情况6第二节 带区的储量及服务年限71带区边界煤柱72带区的地质储量、工业储量、可采储量的计算73带区服务年限的计算74带区采出率的验算85带区的工作制度8第二章 采矿方法的选择91壁式体系采煤法和柱式体系采煤法的选择92走向长壁采煤法和倾向长壁采煤法的选择93仰斜、俯斜开采的选择10第三章 带区巷道布置11第一节 带区的布置方案111开拓巷道的布置112确定巷道布置系统11第二节 带区内的划分141确定工作面长度142确定工作面个数143工作面日生产能力144确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序14第三节 带区的生产系统151掘进顺序152通风系统153运输系统15第四章 回采工艺16第一节 回采工艺方式的确定161综合机械化采煤工艺162采煤工作面机械设备材料的选择类型特征163确定工作面各参数204采煤工作面循环方式，作业方式和劳动组织20第二节 工作面合理长度的验证211从煤层地质条件考虑212从工作面生产能力考虑213从运输设备及管理水平考虑224从顶板管理及通风能力考虑225从巷道布置考虑226从经济合理方面考虑22第五章 带区生产的安全措施231综合机械化采煤过程中应注意事项232通风安全方面的措施233供电方面的安全措施244排水方面的安全措施255各种防尘的措施2626固体矿床地下开采课程设计题目1、设计采区：铁山南煤矿112采区；2、112采区设计能力：150万吨；3、112采区标高：-100+40，对应地面标高+300+440m；4、112采区尺寸：走向长1000m左右；5、煤层名称、厚度、层间距：； ； 21、22层煤间距均为5.0m；6、煤层倾角：21、22煤层倾角均为25，平均为4，容重1.4t/m3；7、顶底板岩性：见地质资料；8、瓦斯、煤尘、自燃性、涌水量：见相关资料。(低瓦斯，煤尘无爆炸危险，不易自燃)9、运输大巷：布置在煤层底板25m的稳定岩层中。10、工作面设计煤层：21煤层11、设计人：20087262 江君 注：具体地质资料见群共享文件。第一章 带区地质特征、储量及服务年限第一节 带区的地质特征1矿井基本情况（1）井筒位置、功能铁山南井田开拓方式为主平峒暗斜井联合布置，主平硐井筒贯穿铁山背斜东西翼煤层群。延深水平是通过主、副暗斜井和回风斜井井筒形成行人、通风、运输等系统。矿井分东翼、西翼。东翼井筒包括+300主平峒和桐子湾平硐、+100主副暗斜井、-100主副暗斜井、广山河回风井等；西翼井筒包括主平峒、+300水平主副暗斜井、0水平主暗斜井、与大兴厂风机房相连的回风井（名称不详）等。（2）生产水平运输大巷、回风大巷设置情况每个水平有独立的进风大巷和回风大巷，其大巷均布置在煤层底板25m的稳定岩层中。矿井东翼：运输大巷包括-100水平南大巷和-100水平北大巷， 回风大巷包括+300水平南回风大巷和+300水平北回风大巷。矿井西翼：运输大巷包括0水平大巷，回风大巷包括+300水平回风大巷。（3）矿井主要生产系统提升系统：矿井提升系统分东翼、西翼提升系统。东翼提升系统现为两级绞车提升系统和胶带输送机运煤系统。一级绞车提升系统为东翼+100m水平至东翼+300m水平。二级绞车提升系统为东翼-100m水平至东翼+100m水平。东翼胶带输送机运煤系统为东翼-100m水平至东翼+300m水平。西翼提升系统现为一级绞车提升系统。+300m水平延伸主暗斜井采用2JK2/30型绞车、22kg/m钢轨、600mm轨距、1t“U”型矿车，双钩串车提升，承担西翼+300m水平以下的原煤、矸石及材料提升任务。排水系统：矿井的排水系统分东翼、西翼排水系统。东翼排水系统分两级排水。一级排水为东翼-100m水平至+100m水平。东翼-100m水平正常涌水量2235m3/d，最大涌水量3924m3/d，配备三台150D309型水泵（160KW电机），两趟245mm管径的管路排水。二级排水为东翼+100m水平至+300m水平。东翼+100m水平矿井正常涌水量为3900m3/d，最大涌水量为6885m3/d。配备三台200D436型水泵（300KW电机），两趟219mm管径的管路排水。西翼排水系统分一级排水，西翼 0m水平矿井正常涌水量为682m3/d，最大涌水量为1996m3/d。配备三台200D439型水泵（440KW电机），两趟219mm管径的管路排水。东翼+100m水平水泵房安装有三台200D436型水泵（配用电机为：JR138-4型300KW电机），从100水平至+300水平为敷设有两趟219mm管径的管路排水，东翼+100m水平有主、副两个水仓，每个水仓容积为1500米3。东翼-100m水平水泵房安装有三台150D308型水泵（配用电机为：Y315L1-4型160KW），从东翼-100m水平至东翼+100m水平为敷设有两趟245mm管径的管路排水，东翼-100m水平有主、副两个水仓,每个水仓容积2415米3。西翼排水系统分一级排水，西翼 0m水平泵房安装有三台200D439型水泵（配用电机为：JR148-4型440KW电机），从西翼 0m水平至西翼+300m水平敷设有两趟219mm管径的管路排水，西翼 0水平有主、副两个水仓，每个水仓容积1400米3。西翼+300m水平采取水沟自然排水。供电系统：矿井供电为双回路供电。矿井电源来自达竹煤电（集团）公司渡市选煤发电厂。电压等级10kV，供电线路长0.48km，其供电线路采用电力电缆，型号为YJLV22-3*120mm2，引至地面变电所。矿井主变采用两台S9-2500/10/6kV变压器2台,1台工作1台备用,工作变压器供井下生产用电。矿井主扇通风机以10KV架空线路供电。矿井井下以6kV电压等级线路分别向东翼、西翼井下中央变电所供电。分别有两回供电线路。东翼采用YJV22-ZR-95交联电缆双回路供至该翼各水平井下中央变电所，井下中央变电所分别以6kV电压等级线路供采区变电所，采区变电所以660V电压等级向各采掘工作面供电。西翼采用YJV22-ZR-50交联电缆双回路供至该翼各水平井下中央变电所。井下中央变电所分别以6kV电压等级线路供采区变电所，采区变电所以660V。电压等级向各采掘工作面供电。井下局部通风机采用“三专”电源。40kW以上电动机采用真空开关控制；采区变电所采用高压真空隔爆开关，保护齐全。地面供电系统采用10KV电压等级线路供电。矿井主要变压器容量为2500KVA；矿井设备装机容量为：8212kw；矿井运行设备总容量为4106kw；矿井实际用电容量为3500kw，矿井有功功率3500kw；功率因素cos=0.9；东翼最大用电负荷为2390kw，西翼最大用电负荷为1640kw。2008年矿井综合电耗为36.03kwh/吨，2008年原煤电耗29.23kW/t。地面生产系统：东翼井下原煤经胶带输送机运输至东翼+300m水平煤仓后，由ZK10-6/550型架线式直流电机车牵引列车运输进入地面工业广场翻车机翻车，2010年年底，新作的专用胶带运输巷投入使用后，井下所有煤炭将经过胶带运输机运至TD62-650型胶带输送机401#、402#进入达竹煤电（集团）渡市选煤发电厂贮煤仓。西翼井下原煤经西翼+300m主暗斜井提升至+300m水平后，由ZK10-6/550型架线式直流电机车牵引列车运输进入地面工业广场翻车机翻车，2010年年底，新作的专用胶带运输巷投入使用后，井下所有煤炭将经过胶带运输机运至TD62-650型胶带输送机401#、402#进入达竹煤电（集团）渡市选煤发电厂贮煤仓。通风系统：矿井通风方式为混合式，通风方法为抽出式。矿井区域内无酷署严寒，雨量充沛，气候温和，属亚热带型气候。矿区地震为6度区，为不设防区。东翼主要通风机反转反风，西翼主要通风机反风道反风，东、西翼风机供电均为双电源、双回路供电。主平硐、桐子湾风井进风，广山河、大兴厂风井回风。矿井东翼主要通风机是重庆天巨承公司生产的BDK-6-18隔爆对旋轴流式主通风机，主通风机额定功率2*90KW，叶片角度34，东翼总进风量3360m3/min，总回风风量3620m3/min，负压为1500Pa，等级孔1.86m2，风机效率73.2%。矿井西翼主要通风机是重庆兴达通风机厂生产的4-68-12.5C隔爆离心式主通风机，主通风机机额定功率75KW，西翼总进风量1570m3/min，总回风风量1685m3/min，负压为1220Pa，等级孔0.96m2，风机效率68%。矿井有效风量率为95.12%。矿井东翼通风系统：+300主平峒和桐子湾平硐新风经过+300上部车场,和-100水平北大巷，对-211采区、-212采区、-111采区供风，回风风流经过采区回风上山进入采区回风巷，采区回风进入+300水平南大巷和+300水平北大巷,再经过+300水平集中车场，由广山河回风井抽出地面。矿井西翼通风系统：主平峒进新风通过+300水平主、副暗斜井和0水平主暗斜井到0水平，对401采区供风，其中+200水平的部分风量通过401轨道上山进入401采区，回风风流经过采区回风上山进入采区回风巷，采区回风经+200回风上山，进入+300水平回风大巷，由大兴厂风机房抽出地面。2设计带区的位置，范围（1）带区位置-112带区位于井田东翼F3断层下盘，采区上与112采区毗邻，南以112采区水闸门隔水煤柱向下延深为界，北界位于1号勘探线以南约100米，全长2000米。运输水平为-100水平，回风水平为+100水平，垂高200米。采区走向长度：2000m。（2）带区范围带区走向长度:L=1000m带区倾斜长度:H=2000m，H=煤层标高/sin煤层倾角=140/sin4=2000m3设计带区周边煤炭资源情况以及开采情况相邻采区有111采区、-111采区、-121采区、-112采区、-122采区。相邻采区留设隔离煤柱40米或以大断层隔离，现生产采区为-111采区，上部112采区、南部-111采区开采揭露，带区内地质构造、煤层变化基本查清，储量可靠。4带区地质构造-112带区内一带为单斜构造。煤岩层走向1832，倾向108122，倾角4251，平均45，走向上成一宽松弧形，较稳定，变化不大。带区中未发现中型以上的断裂构造。水文地质情况：带区开采煤层位于地下潜水面以下，总的看来，含水空间不发育，涌水量弱，除主要含水层水性强外，基本上无构造涌水。煤层上覆各含水层无水力联系，地表无积水，下伏含水层在煤层以下对开采无影响。地表降水渗透对带区有一定的影响。水文地质条件较为简单。5开采煤层厚度、煤层倾角、层间距煤层名称、厚度、层间距：； ；21、22层煤间距均为5.0m。煤层倾角：21、22煤层倾角均为25，平均为4，容重1.4t/m3。表1-1 煤层及顶底岩性特征序号煤层名称倾角煤层平均厚度（m）层间距（m）容重(t/m3)围岩性质备注顶板底板12143.051.4砂质泥岩泥岩22241.21.4中粒石英砂岩砂质泥岩6煤层顶底板特征21煤层顶底板岩性：21煤层顶板为砂质泥岩2-3米，局部过渡粉砂岩至细粒砂岩。其上1-2米为细粒砂岩或中粒砂岩。再上即为2米左右的砂质泥岩。21煤层顶板比较稳定。属-类型顶板。21煤层底为1.5-3米的砂质泥岩，泥岩底部0.4-0.7米夹大量煤屑，煤条带和煤线。故21煤层底板松弛，粘结性不好，开采时难于管理。22煤层顶底板岩性：22煤层顶板属厚层状中粒石英砂岩，含大量黑色矿物，质地坚硬，f值大于8。整个顶板与煤层呈冲刷接触，局部凹凸不平，致使煤层局部变薄，煤层上面局部地段有一层0.20-0.80的砂质泥岩，大多呈薄壳状出现，易于剥落，给煤层开采带来一定困难。22煤层直接底板为砂质泥岩。表1-2 煤层柱状图7设计煤层的基本情况煤层结构：21煤层为复杂结构煤层，含一层夹矸，矸石为泥岩、砂质泥岩。22煤层为简单结构煤层，含夹矸1-2层，夹矸岩性为砂质泥岩，有时夹矸过渡至炭质泥岩或高炭质泥岩，大部地段，没有夹矸，为单一煤层，煤层煤质较好，呈团块状结构。煤的硬度：21,22煤层为1/3焦煤，硬度较高。煤层含瓦斯性：为低瓦斯煤层自然发火倾向性：不易自然煤尘爆炸性：煤尘无爆炸危险煤质分析结果及其工业用途：21,22煤层均属低硫、低磷、低灰-中灰的1/3JM，粘结性能良好。属易选-中等可选。精煤回收率高（54%），为优质的炼焦配煤。第二节 带区的储量及服务年限1带区边界煤柱该煤层组左右两边界各留10m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱。21煤层边界煤柱损失：P1=10003023.01.4+（2000-302）1023.01.4=41.5万t22煤层边界煤柱损失：P2=10003021.21.4+（2000-302）1021.21.4=16.6万t2带区的地质储量、工业储量、可采储量的计算（1）工业储量Zg=HL(m1+m2) （公式1-1）式中，Zg-采区工业储量，万t；H-带区倾斜长度，2000mL-带区走向长度，1000m；-煤的容重，1.40t/m3m1-21煤层煤的厚度，为3.0mm2-22煤层煤的厚度，为1.2m21煤层工业储量：Zg1=100020003.01.4=840.0万t22煤层工业储量：Zg2=100020001.21.4=336.0万tZg=10002000（3.0+1.2）1.4=1176.0万t（2）可采储量ZK=ZgC （公式1-2）式中，ZK-煤层可采储量Zg-煤层工业储量C-煤层采出率。厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层取85%。21煤层开采储量：ZK1=Zg1C1=840.00.80=672.0万t22煤层可采储量：ZK2=Zg2C2=336.00.85=285.6万tZK=ZK1+ZK2=957.6万t3带区服务年限的计算T=ZK/(AK) （公式1-3）式中，K-储量备用系数，取1.3 A-带区生产能力，150万t21煤层服务年限：T1=ZK1/(AK)=672.0/(1501.3)=3.45a22煤层服务年限：T2=ZK2/(AK)=285.6/(1501.3)=1.46aT=T1+T2=3.45+1.46=4.91a4带区采出率的验算21煤层采区采出率：C1=(Zg1-P1)/Zg1 （公式1-4）式中：C-带区采出率，% ；Zg1-21煤层的工业储量，万t ；P1-21煤层的永久煤柱损失，万t，P1=30210003.01.4+(2000-60)（102+83）3.01.4=64.3万tC1=(Zg1-P1)/Zg1=(840.064.3)/840.0=92.3%80%故满足要求。22煤层采区采出率：C2=(Zg2-P2)/Zg2 （公式1-5）式中：C2-带区采出率，%；Zg2-22煤层的工业储量，万t；P2-22煤层的永久煤柱损失，万tP2=30210001.21.4+(2000-60)(102+83)1.21.4=25.7万tC2=(Zg2-P2)/Zg2=(336.025.7)/336.0=92.4%85%故满足要求。5带区的工作制度全矿年工作日数：330天。日工作班数：三班，采用三八制工作循环方式，两班半采煤，半班准备。每日净提升时数：8小时/班。第二章 采矿方法的选择1壁式体系采煤法和柱式体系采煤法的选择（1）壁式体系采煤法的主要特点1）通常具有较长的采煤工作面长度，一般为120-180，先进采煤工作面长度多在200m以上；2）在采煤工作面两端至少各有一条巷道，用于通风和运输；3）随采煤工作面推进，应有计划的处理采空区；4）采下的煤沿平行于采煤工作面的方向运出采场。（2）柱式体系采煤法的主要特点1）一般工作面长度不大但数目较多，采房和回收煤柱设备合一；2）矿上压力显现较弱，在生产过程中支架和处理采空区工作比较简单，有时还可以不处理采空区；3）采场内煤的运输方向是垂直于工作面的，采煤配套设备均能自行行走，灵活性强；4）工作面通风条件较壁式采煤法差，采出率也较低。（3）壁式采煤法与柱式采煤法的选择考虑到帯区设计生产能力较大，为150万t，为提高工作面生产效率，可使用综合机械化采煤加长工作面的方法，故采用壁式采煤法较优越，且壁式采煤法采出率较柱式采煤法采出率高。再者，为保障采场生产安全，选择壁式体系采煤法通风效果较好。2走向长壁采煤法和倾向长壁采煤法的选择（1）走向长壁采煤法的适用条件走向长壁采煤法是我国采煤方法中应用最多的一种，主要是用于顶板易于垮落的缓斜、倾斜薄及中厚煤层。（2）倾向长壁采煤法的适用条件倾向长壁采煤法主要适用于倾角在12以下的煤层，应作为推广应用的重点；对于倾斜和斜交断层较多的区域，能大致划分成较为规则的分带的情况下，可采用倾斜长壁采煤法。（3）走向长壁采煤法和倾向长壁采煤法的选择由于煤层平均倾角为4，为近水平煤层，选择采用倾向长壁采煤法。采用倾向长壁采煤法开采时具有以下优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用低；3）通风线路段，风流方向转折变化少；对某些地质条件适应性较强；4）技术经济效果比较显著。3仰斜、俯斜开采的选择（1）仰斜开采的特点：1）采空区顶板冒落的矸石基本涌向采空区；2）支架的主要作用是支撑顶板；3）支架稳定性好；4）煤壁易片帮，稳定性差；5）采空区积水直接流入采空区，工作面排水容易；6）工作面通风较困难，易于瓦斯积聚。（2）俯斜开采的特点：1）采空区顶板冒落的矸石基本涌向工作面；2）支架的作用除支撑顶板还要防止破碎矸石涌入；3）支架稳定性差，易前倾；4）煤壁稳定性较好不易片帮；5）采空区积水流向工作面，要加强排水；6）工作面通风较容易，瓦斯不易积聚。（3）仰斜、俯斜开采的选择第三章 带区巷道布置第一节 带区的布置方案1开拓巷道的布置将运输大巷和回风大巷均布置在21煤层底板下方25m的稳定岩层中。2确定巷道布置系统（1）确定回采巷道布置方式由于地质构造简单，无断层,煤层赋存条件好，涌水量较小，且为低瓦斯煤层，无自然发火倾向,直接顶易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。巷道之前留设8m的煤壁。因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。（2）帯区硐室帯区煤仓：由于上下煤仓口不在同一垂直面上，故采用倾斜煤仓。为保证使煤仓顺利滑落，倾斜煤仓角度宜在60-70，取倾斜煤仓角度为70。并且采用圆形断面，因其利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。圆形断面直径一般取2-5m，以4-5m为最佳，故取圆形煤仓直径为4m。煤仓容量与帯区生产能力的关系一般有100万t以上的煤仓容量宜为250-500t。带区变电所：带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，故放在两条大巷之间。（3）带区布置方案比较带区内有两个层煤，每一层都布置4个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：方案一：分带单独布置每一个分带分别由运输大巷开掘进风行人斜巷进入煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。回风时，每一个分带都开掘回风运料斜巷与回风大巷相通。通风系统为：新风从运输大巷进风行人斜巷煤层运输平巷分带运输斜巷采煤工作面分带回风斜巷回风运料斜巷回风大巷。该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，且煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。方案二：带区联合布置由运输大巷通过进风行人斜巷和回风运料斜巷进入煤层，在煤层中布置两条煤层集中平巷，包括一条煤层运输集中平巷，一条煤层轨道集中平巷。整个带区布置一个煤仓直通运输大巷。通风系统为：新风从运输大巷进风行人斜巷煤层运输集中平巷分带运输斜巷采煤工作面分带回风斜巷煤层轨道集中平巷回风石门回风运料斜巷回风大巷。该方案简化了运输系统，仅布置了一个煤仓和一对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工量，使运煤、运料集中处理，符合集中化生产理念，但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题，同时还增加煤巷的维护量，增大了煤柱损失。经济技术比较：见表3-1、表32、表33、表3-4表3-1 巷道硐室掘进费用方案工程名称单价（元）方案一方案二工程量(m)费用（万元）工程量(m)费用（万元）回风运料斜巷（m）15781084=43268.171081=10817.04进风行人斜巷（m）1578804=32050.50801=8012.62煤仓(元/m3)1443.1442254=502472.353.1442251=125618.09集中平巷(元/m)8312(1000-102)=1960162.88合计191.02210.63表3-2 巷道及硐室维护费方案工程名称方案一方案二单价（元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）回风运料斜巷（m）40元/a.m10844.91=2121.128.481084.911=530.282.06进风行人斜巷（m）40元/a.m8044.91=1571.26.28805.481=392.81.57小计13.763.63煤仓(元/m3)30元/a.m254.914=4911.47254.911=122.750.37集中平巷(元/m)160元/a.m19804.912=1.94311.10合计29.99318.73表3-3 生产经营 方案工程名称方案一方案二单价（元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）斜巷（m）1164元/m808=64074.50802=16018.62煤仓（m）951元/m425=1009.51251=252.38合计84.0121.00表3-4 费用汇总表 方案总费用方案一方案二掘进（万元）191.02210.63维护（万元）29.99318.73生产经营（万元）84.0121.00合计（万元）305.02550.36方案一：分带单独布置优点：系统简单，通风容易。缺点：1.煤仓与联络巷太多，掘进与维护量大。2.煤仓太多，维护困难。3.装煤点多，生产调度管理复杂。方案二：带区联合布置优点：采用集中化生产，从根本上克服了方案一的缺点。缺点：费用高。虽然方案二费用高，但从技术和管理等方面的综合分析，选择方案二更优越一些。综上所述，选择带区联合布置方式，巷道布置情况见带区平面图、带区剖面图。第二节 带区内的划分1确定工作面长度（1）煤柱的留设边界煤柱：该煤层组左右两边界各留10m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱。从而其煤层倾向长度共有：2000-60=1940m，走向长度为1000-20=980m。带区煤柱：一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素，综采工作面长度为180250m，巷道宽度为3.5m5m，本带区开掘巷道宽度为4.5m。将煤层沿走向方向划分为的4个倾斜分带，采用沿空掘巷方式,巷道间留取8m煤墙。（2）工作面长度的确定工作面长度为：L=(10001024.54283)/4=230m2确定工作面个数回采工作面沿走向布置，沿倾向推进，采用下行后退式倾斜长壁采煤法开采。帯区内工作面数目：n=(L-S0)/(l+l0) （公式3-1）式中，L-煤层走向长度(m)；S0-带区边界煤柱宽度(m)；l-工作面长度(m)；l0-回采巷道宽度，因采用综采采煤法，故l0取5m。n=(100021083)/(230+4.52)=43工作面日生产能力Qr=A/(T1.1) （公式3-2）式中，Qr-工作面日生产能力；A-采区设计能力，150万t；T-年工作日，330天。Qr =150/(3301.1)=4132.2t4确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序由于目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证带区产量，所以定为带区内一个工作面生产。各煤层采用跳采方式开采,4个分带工作面接替顺序（以21煤层为例）如下表1： 表3-5 工作面接替顺序图工作面编号1121112211231124开采次序1324由于回采巷道采用沿空掘巷的方式，为保证1号工作面生产顺利进行并保证接替，在1号工作面采煤过程中，同时开掘3号工作面的回采巷道；在1号煤层完成开采后，开始开采3号工作面；待1号工作面的采空区完全跨落后，再掘进2号工作面的回采巷道，依次接替。22煤层4个工作面开采顺序同21煤层。第三节 带区的生产系统1掘进顺序自1运输大巷，开掘3进风行人斜巷，然后在煤层中开掘5煤层运输集中平巷。然后向上开掘8分带运输斜巷至帯区边界，然后开掘开切眼形成工作面。同时自2回风大巷开掘4回风运料斜巷至煤层，在煤层中开掘6煤层轨道集中平巷，再向上开掘9分带回风斜巷。至此形成通风系统。在此过程中，完成7煤仓以及其他硐室的开掘。2通风系统1运输大巷3进风行人斜巷5煤层运输集中平巷8分带运输斜巷工作面9分带回风斜巷6煤层轨道集中平巷4回风运料斜巷2回风大巷。3运输系统（1）运煤系统：工作面8分带运输斜巷5煤层运输集中平巷7帯区煤仓1运输大巷。（2）运料系统：2回风大巷4回风运料斜巷6煤层轨道集中平巷9分带回风斜巷工作面。（3）徘矸系统：工作面9分带回风斜巷6煤层轨道集中平巷4回风运料斜巷2回风大巷。第四章 回采工艺第一节 回采工艺方式的确定1综合机械化采煤工艺（1）采煤与装煤采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。工作面采用三八工作制，两班半采煤，半班准备。选取采煤机的滚筒截深为800mm，每天正规循环推进7刀，每个循环0.8m，可满足每天推进5.6m。滚筒的转向和位置：面向煤壁站在综采工作面时，采煤机右滚筒顺时针旋转割煤，左滚筒逆时针旋转割煤。工作时，前段滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤。这种布置方式操作安全，煤尘少，装煤效果好。（2）进刀方式为了合理利用工作时间，提高效率，采用端头斜切割三角梅进刀方式，双向割煤。（3）运煤方式工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输斜巷采用转载机和胶带输送机运煤。（4） 移架方式由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进7刀，故选择单架依次顺序移架方式进行移架。顺序移架方式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，操作简单，容易保证规格质量。（5）采空区处理方式采用全部跨落法处理采空区。2采煤工作面机械设备材料的选择类型特征（1）采煤机根据采矿工程设计手册（上册）P995，一般厚度在0.8-1.3m的煤层中，可采用骑溜式或爬底板式采煤机；在大于1.3m的煤层中，采用骑溜式采煤机；综采工作面采用大功率双滚筒采煤机。采煤机装机功率，根据工作面煤质硬度、采高及生产率等要求，参考同类型采煤机的使用条件，一般可用类比法确定，采高在0.9-1.3m，单滚筒采煤机功率50-100kw，双滚筒采煤机功率100-200kw；采高在2.0-4.5m，双滚筒采煤机功率400-1000kw。选择MG400/985WD型采煤机，主要技术参数如下表：表4-1 采煤机采煤机型号MG400/985WD采高（m）1.9-3.75适应煤层硬度（f）f3煤层倾角15(35)截深（mm）630,800滚筒直径（m）1.6、1.8、3.0牵引方式交流电牵引（无链）牵引力（KN）620/360、506/304牵引速度(m/min)0.7-12/0-8.6/14.5滚筒中心距（mm）10280卧底量（mm）326,426,526电动机功率（KW）2400+245+75+20最大不可拆卸件尺寸（长宽高）/质量（mm/t）25001380900/8.6总重（t）51（2）刮板输送机根据采矿工程设计手册（上册）P996，刮板输送机的输送能力必须与采煤机的生产能力相匹配，输送机的输送能力应大于采煤机的生产能力。刮板输送机结构形式，应与采煤机和液压支架相配套。为配合滚筒采煤机自开缺口的需要，应优先选用短机头和短机尾结构形式的可弯曲刮板输送机。选择SGD-730/320型刮板输送机，主要技术参数如下：表4-2 工作面可弯曲刮板输送机型号SGD-730/320外形尺寸（长宽高）（mm）1500730220适用条件缓斜2.84.5m综采工作面出厂长度（m）150运输能力（t/h）700链速（m/s）0.93电动机型号YBKYS-200电动机功率（kw）1602电机电压（v）1140质量（t）140（3） 转载机根据采矿工程设计手册（下册）P3015，转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍）。它的溜槽宽度和链速应大于工作面输送机。选择SZB-764/132型号的转载，其主要技术参数如下表：表4-3 转载机型号SZD730-90外形尺寸（长宽高）（mm）1500764220适用条件中厚煤层顺槽转载出厂长度（m）29.7运输能力（t/h）700链速（m/s）1.34有效链接长度（m）11.4爬坡角度（）10爬坡长度（m）6.5电动机功率（kw）132电动机电压（v）1140质量140t（4）液压支架根据采矿工程设计手册（上册）P1002，支撑掩护性支架支撑能力大，切顶能力强，抗水平推力强，底板比压较均匀，但支架较重，成本高，适用于厚度2.5-4.5m，倾角小于15的煤层，中等稳定或稳定顶板支护。选择ZZ7200/20.5/32型支撑掩护式液压支架，其主要技术参数见下表：表4-4 支撑掩护式液压支架支架型号ZZ6000/25/47支撑高度（m）2.05-3.2适用煤层厚度（m）3.0适用煤层倾角（）15架中心距（mm）1500工作阻力（KN）7200初撑力（KN）5216外形尺寸（长宽高）（mm）362514202050支护强度（MPa）1.03对底板最大比压（MPa）4.35支架重量（t）17.0（5）工作面支架需求量由n=L/E （公式4-1）式中，n-工作面支架数目，取整；L-工作面长度，230m；E-支架中心距，1.5m。故n=230/1.5=153.3，取154架。（6）超前支护方式和距离由于采用综放工艺开采，支撑压力分布范围为25 50m，峰值点距煤壁前方515m，所以超前支护的距离为25m。选用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护。（7）端头支架由于巷道宽4.5m，而架宽1.5m，因此选2架，左右两端共需4架。选择PDZ型端头液压支架，其主要技术参数如下：表4-5 端头支架型号PDZ外形尺寸（长宽高）（mm）24481594适用条件倾角30的中厚煤层支撑高度（m）1.5-3.8工作阻力(KN)9000初撑力（KN）7070支护强度（MPa）0.51重量（t）33.57（7）带式输送机选择S-100/26J型可伸缩式带式输送机，其主要技术参数如下表：表4-6 带式输送机型号SZD730-90外形尺寸（长宽高）8640mm2011mm2020mm适用条件井下工作面运输巷，集中运输平巷，掘进巷运输能力700t/h运距1000m胶带种类尼龙电动机功率2132kw电动机电压660，1140v质量117t3确定工作面各参数循环放煤步距：取放煤步距为采煤机截深的整数倍,即放煤步距为0.63m。这样工作面采一刀放一次煤。循环进度：采煤工作面完成一个循环向前推进的距离。即采煤机的截深，0.8m。班进尺：一班完成3个循环，故班进尺为0.83=2.4m。日进尺：采煤工作面每天向前推进的距离，因为采用三八制，前两个班每班完成3个循环，后一个班完成一个循环，共7个循环，故日进尺为0.87=5.6m。工作面年推进度：日进尺为5.6m，故年推进度为5.6330=1848m。4采煤工作面循环方式，作业方式和劳动组织（1）工作面布置示意图（见附图3）（2）工人出勤表表4-6 工作面劳动组织表序号工种早班中班晚班合计1班长22262支架工666183采煤机司机33394泵站工11135控制台11136机电维修工22267支架维修工11138大班维修工559出口工333910送饭工111311材料员1112油质管理员1113验收员111314清理工111315砸煤矸石工111316防尘工111317看电缆卡子工111318铁料管理员1119干部112420放煤工222621其他111322合计29293896（3）采煤工作面循环图表表4-7 采煤工作面循环图表第二节 工作面合理长度的验证1从煤层地质条件考虑该带区内的两层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层平均倾角为4，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，无自然发火倾向，涌水量也较小，所以布置230m的工作面是合适的。2从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为150万t/a。正规循环每天进7刀，采煤机滚筒截深为800mm，所以21煤层的工作面实际生产能力为：工作面日生产能力：Qr=NLMBC （公式4-1）式中，N-每日割煤刀数，7；L-工作面长度，230m；M-煤层厚度，3.0m；B-采煤机截深，0.8m；-煤的容重，1.40t/m3C-采煤工作面采出率，一般为0.93-0.97，薄煤层取高限，厚煤层取低限，故取0.95。Qr=72303.00.81.40.95=5139.1t工作面年生产能力为：Qr330=169.6万t150万t故一个工作面就能满足帯区生产能力，所以确定的工作面长度合理。3从运输设备及管理水平考虑带区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的232m刮板输送机利用国内先进技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。同时当前采矿界管理人员知识化、专业化、年轻化，所以工作面长度为230m在管理上是没有问题的。4从顶板管理及通风能力考虑该带区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180250m，所以选择的工作面的长度为230m较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。5从巷道布置考虑由于带区走向长为1000m，除去煤柱宽10238=44m，及巷道宽4.542=36m，剩余920m，把每个工作面长度定为230m，920230=4，正好可以布置4个采煤工作面。6从经济合理方面考虑工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分密切 ，直接影响生产效率，合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。所以根据条件，以高产量、高效率为原则，以尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用为指导，选择230m的工作面长度是合理的。第五章 带区生产的安全措施1综合机械化采煤过程中应注意事项1)综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自然发火倾向和矿山压力等因素，编制设计，报矿务局总工程师批准；2)运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式，安装质量，拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；3)综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。由于煤层倾角大于15时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前方放炮松动1.5m厚的老顶；4)采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤；5)严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得小于支架允许的最小采高；6)综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架；否则，必须增设其他形式的支护；7)由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止人员进入；8)综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的安全措施；9)乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求；否则，不得使用。2通风安全方面的措施（1）采煤工作面通风安全措施1）建立完善独立的通风系统。采区为“U型+专用尾排瓦斯水泥圆筒”通风系统。2）进出材料不得冲撞风门，区域内施工人员严禁破坏通风设施。3）各组上山风门外配电点安设KJ90瓦斯分站，随时监测工作面、上隅角、进、回风巷等瓦斯和CO变化情况。监测电缆必须悬挂在巷道干坡边，距底板1.01.5m，与其它电缆线相距不少于0.3m，用绝缘材料固定，并与金属支架隔开。4）工作面上下安全出口要加强支护与维护，及时清除安全出口处的煤矸和材料，回风巷堆码材料不得超过巷道断面的1/3。5）工作面每月测风不少于三次，如遇风量不符合规定，则必须进行调整。6）在距采煤工作面进、出风口以北2540m处的巷道中分别安设一组压风自救装置（每组设8个自救口袋）；进、回风巷每隔50m安设一组压风自救器，每组压风自救器数量不少于3个压风自救口袋；工作面拉炮点设一组压风自救器，至少设8个自救口袋。每个压风自救口袋供风量不少于0.1m3/min。7）在进、回风巷安设隔爆水袋，水量按安设处巷道断面计算不少于200L/m2。（2）掘进工作面通风安全措施1）巷道掘进采用压入式通风方式。2）巷道供风必须实行“三专二闭锁”，并定期检查。3）风筒口距工作面齐头距离不得超过5m。4）局部通风机安设在进风口上风向10m处的新鲜风流中。5）局部通风机任何时候不得停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，并有专人负责管理。6）风筒出口距碛头不得大于5m。风筒沿巷必须吊挂平直，无脱节、破口、无磨擦痕迹，无挤压现象。7）在掘进巷道进风口安设瓦斯检测分站；分别于工作面起后35m和回风流中安设瓦