张新煤矿北采区设计毕业设计说明书.doc

摘 要本设计为鸡西矿业集团张新煤矿北一一采区设计，采区浅部以+150m标高为界，深部以-250m标高为界。走向长1980m，南北倾斜长1498m。采区的服务年限为5.9年。可采储量为7.4Mt,生产能力为0.9Mta。工作面长度约180m,采用端头斜切进刀，双向割煤，往返一次割两刀，巷道的布置方式为集中运输大巷。本采区采用走向长壁采煤法开采，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。关键词：采区设计 采煤工艺 综合机械化采煤工艺绪论为了将这三年所学的知识系统的结合起来，我做了鸡西市张新矿的新井设计。本设计主要是关于新矿井的建设，其中包括了开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的每个系统。本设计包括与采矿工程有关的专业知识及CAD的运用等。设计中涉及的资料由学校和矿上现场提供，设计中各种方案的选择由反复的详细经济技术比较及繁杂的计算确定。希望通过做这次毕业设计，我能够从中巩固所学过的各种知识，并且能够将其系统的与实践结合到一起，为以后的工作学习作个良好的铺垫。由于本人知识有限，缺乏一定的现场实践。因此，本设计中难免会出现一些问题，还望各位老师不吝指正。目 录第一章 矿井概况 5 第一节 矿井基本概况 5第二节 矿井生产概况 12第三节 矿井主要生产系统 16第二章 采区基本条件 18第一节 采区煤层条件 18第二节 采区生产状况 18第三章 采区巷道布置设计 20第一节 采区上山布置 20第二节 采区车场 20 第三节 采区主要硐室简介 24 第四节 采区主要生产系统 27 第四章 采煤工作面回采工艺设计 32第一节 采煤方法的选择 32第二节 回采工艺 32第五章 工作面生产组织 35第一节 掘进工作面生产组织 35第二节 采煤工作面质量管理 36第三节 采煤工作面生产组织管理 37第六章 工作面安全技术措施40第一节 工作面主要工种安全操作管理措施 40第二节 采煤工作面特殊安全开采技术措施 42 第三节 采煤工作面事故及预防措施 44 第四节 避灾路线及自救 46第七章 采区主要经济技术指标 47第八章 环境保护 49 第九章 安全监测监控设计 51第一节 概述 51第二节 监测地点的确定 52总结 53 致谢 54 参考文献 55第一章 矿井概况第一节 矿井基本概况一 位置与交通张新煤矿位于鸡西市东南方约14km，行政区划属鸡西市恒山区，距离恒山区以东11.6km。地理坐标东经13101,北纬4512。井田东西走向长7km,南北倾斜长3km,面积21km2。本井田东部与鸡东矿相邻,以F25断层为界，西部与二道河子矿相接，以F30、F12断层为界，北以平麻断层为界。南以3#层-600标高为界。矿井内有铁路专用线在恒山车站与国家铁路相接，并且有直达矿区的公路，交通较为方便。具体地理交通情况见图1-1。图1-1 张新矿交通位置示意图二 井田周边状况 井田境界确定的依据井田北部以平麻断层为界；南部以7#煤层-600m标高为界；西部与二道河子矿相接，以F30、F12断层为界；东部与鸡东矿相邻，以F25断层为界。煤层平均倾角为13，平均容重1.40t/m3.1.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物2.划分的井田范围要为矿井发展留有空间；3.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据；4.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高。三 水源及电源张新矿区水源来自开采地下水，能够满足生产与生活需要。生产与生活用电均来自鸡西供电局。四 煤层赋存状况及可采煤层特征本井田开采的煤层主要位于中生界上侏罗统鸡西群城子河含煤组，本组共有厚薄煤层3组，为了清楚起见，现将各煤层厚度、结构、容重和顶底板情况分层以文字叙述如下(附煤层特征表1-2)：(1)3#煤层：煤厚1.632.09m，一般厚度为1.8m，为单煤层，顶板岩性以细砂岩为主，底板岩性为细砂岩。(2)6D#煤层：煤厚1.882.21，一般厚度2.0m，为单煤层，顶板为泞灰岩，底板为页岩。(3)7#煤层：煤层厚度2.683.02m，一般厚度2.8m，顶板为页岩，底板为砂岩。表12 可采煤层特征表序 号煤 层 名 称煤层厚度（m）层 间 距 （m）倾 角 （）围岩硬 度 （）容重（t/m3）煤层 构造 及稳 定性最大最小顶板底板平均13#1.632.0915113细砂岩细砂岩1.0 1.42较稳定1.826D1.882.2113泞灰岩页岩1.0 1.46较稳定2.015037#2.683.0213页岩砂岩1.0 1.44较稳定2.8 五 矿井储量、生产能力、服务年限矿井工业储量是平衡表内A、B、C三级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。(一) 储量计算方法1.工业储量计算计算公式如下：式中： Q 块段储量S 块段平面积煤层平均倾角M 块段平均厚度煤的容重2.可采储量计算计算公式如下：ZK =（ZCP）C式中： ZK 可采储量；ZC 工业储量；P 永久煤柱损失；C 采区回采率。回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。 表2-2 矿井工业储量汇总表水平煤层工业储量A+B+CMt煤炭损失量可采储量工业场地井田境界断层开采损失其他损失合计损失3#11.60.320.330.341.20.052.249.366D#13.080.380.420.530.980.142.4510.637#19.270.580.480.521.90.193.6715.6合计43.951.281.231.394.080.388.3635.593#12.0100.630.561.00.072.265.866D#13.8700.290.331.70.162.487.117#20.0700.720.61.510.23.0313.05合计45.9501.641.494.210.438.7726.03总计89.901292.872.888.290.8117.1372.87（二） 矿井生产能力1.矿井设计生产能力的确定原则确定矿井的生产能力应考虑储量、地质条件与开采技术条件以及合理的服务年限等几个因素，另外还应该考虑到当前及今后市场的需煤量。依据投资少，出煤快，经济效益好的原则合理确定。2. 矿井设计生产能力方案比较与服务年限本矿井已查明的工业储量为89.90 Mt,，估算本井田内工业广场煤柱，境界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的18.1%。 根据地质报告的资料描述，井田内各可采煤层均为中厚煤层，地质构造较为简单，可拟定本设计矿井采用中型矿井设计。并初步确定两个方案，即矿井生产能力为0.6Mt/a，0.9Mt/a两个方案，分析论证如下：按照公式：P=Z/AK式中：P为矿井设计服务年限，a；Z井田的可采储量,Mt；A为矿井生产能力,Mt/a；K为矿井储量备用系数，一般取1.4。计算得：P1= 86.8a P2=57.8a 参照采矿设计手册相上对确定服务年限的原则，设计生产能力为0.6Mt的矿井服务年限过长，并且确定57.8a为比较合理的服务年限，本矿井的生产能力初步定为0.90Mt/a。六 主要地质构造张新矿位于鸡西煤盆地南部向斜北翼中部，主背斜南侧，本区地层走向近东西，为向南倾斜的缓单斜构造，构造特点是断层发育，断层特点从平面看有北西，北东两组，北西多于北东，北东的落差大于北西的，从力学性质来分析，都属于张性及张扭性断层，无压性断层，断层面的倾角在7080 之间。主要断层构造见表1-1。表1-1 主要断裂构造表顺序名称性质断层面走向断层面 倾向倾角水平断 距(m)1F11B正176o 163oW75o10802F12正177oW75o3F12A正164o 174oE70o10504F25正170oE75o01605F27正192o213oE80o50七 井田内的水文地质情况本区位于鸡西煤田南部条带，地形起伏，地面水径流条件良好。区内只有黄泥河与二道河（季节性河流），平水期流量均小于0.5L/s，坡降为7。区内含水层可分为煤系风化裂隙含水层，构造裂隙含水带和第四纪冲积含水层。1.煤系风化裂隙含水层全区发育，发育深度最大达110多m，岩性以中砂岩，细砂岩为主，裂隙性充水，水力性质为潜水，钻孔单位涌水量0.2L/sm，渗透系数小于0.225m/d.该含水层非均质性特别明显，不同地段富水程差别较大，在垂直分带上可视为渐变趋势。由浅至深富水程度逐渐减弱。2.构造裂隙含水带局部发育、条带状分布在断层上下盘低序次小错动裂隙中，导水性能差，多以静储量释放为主，出水量不大，多为裂隙性充水，一般无承压性。3.第四纪冲积合水层只在本区黄泥河与二道河子两岸地带发育，面积较小仅0.3km2，最大厚度达5m，由中粗砂及粗砂组成，分选较差，为孔隙性充水，水力性质一般为潜水。本区隔水层为第四纪亚粘土及辉长玢岩，前者局部发育，后者全区发育，隔水性能均良好，辉长玢岩以岩床形式赋存于主要含煤地层上部。倾向与煤层一致，最小厚度为80m。综合各项因素评价，一矿水文地质条件为：中等。八 开采煤层状况（一） 瓦斯、煤尘及煤的自燃性1.瓦斯张新矿瓦斯相对涌出量为0.21m3/t，属于低瓦斯矿井，张新矿东西区的瓦斯涌出量变化稍大，是与辉长玢岩侵入体影响和地表冲击的覆盖条件有关。2.煤尘根据煤尘爆炸性试验指标，煤尘爆炸指数33-47%之间，该矿开采的煤层属于易发生爆炸危险的煤层。 （二） 煤质、牌号及用途1. 煤的物理性质肉眼观察：呈黑色，油脂光泽，玻璃光泽，断口为眼球状及贝壳状，断口常参差不齐，条带状结构，肉眼煤岩类型为半亮煤半暗煤型。煤X光片显微特征：凝胶化组分占优势，以镜煤基质体居多，其次为丝炭组中有丝炭，镜煤丝炭，丝炭化基质体，半丝炭化其质体。矿物杂质有滚圆度较好的石英颗粒及粘土，碳酸盐、偶尔见到黄铁矿。2.煤的化学性质 煤中碳的含量自上（7#）而下（3#）逐渐降低，平均含量由90.1285.84%。有机硫的平均含量在0.30.5%之间，一般0.330.35%。磷的含量平均在0.0030.006%。原煤发热量在56486615大卡之间。原煤灰分除3#煤层低于20%外，其余各层在2030%之间。3.煤的牌号及用途：我矿煤种1987年由煤炭部批准所有煤层综合定为1/3焦煤。主要工业用途以冶金用煤为主，火电厂作动力用煤次之。第二节 矿井生产概况一 矿井开拓方式矿井开拓方式的选择应全面考虑各种因素，主要因素包括：（1）地形地貌和地面外部条件；（2）矿井地质和水文地质条件（特别是表土层情况）；（3）煤层赋存和开采技术条件；（4）技术装备和工艺系统条件；（5）施工技术和设备条件；（6）总体设计和矿井生产能力要求等。影响本设计矿井开拓方式的具体因素如下：（1）地表因素：本井田属于山地地形，地表平均标高+190m左右。（2）煤层赋存情况整个井田的煤层上部标高在+150m，下部标高在-600m，东部以F25断层为界,西部以F30 、F12断层为界；整个矿区共有三层可采煤层，即3#、6D#、7#。煤层走向长度为7公里左右，倾向长度为3.6公里左右。本井田煤层是缓倾斜中厚煤层，平均倾角在13左右。二 井硐形式和数目根据井田的地形地势，煤层赋存，地质构造等因素，经过第二节中井筒形式确定方案的技术分析和经济比较，该矿井采用双立井开拓，即一主一副两个井筒。 三 水平划分合理的水平垂高的要求：1.具有合理的阶段斜长和区段数目2.要有利于采区的正常接续3.要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量根据以上各方面原因及本井田的实际情况，现确定水平划分方案如下表3-1。表3-1 水平划分方案比较表方案方案一方案二方案三水平数目222水平标高-300，-600-200，-600-100，-250，-600方案分析煤炭损失量大。 巷道利用率高，煤炭损失小。一水平服务不到30年不符合规定。比较结果选择方案二比较合理综合以上：本设计矿井初步定为2个水平，一水平标高为-200，二水平标高为-600，矿井开拓方式为双立井为主的开拓方式。四 采区划分将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则：（1）根据，采区宜单翼布置；（2）采区走向长度根据煤层地质条件，开采机械化水平，采区储量，生产能力与巷道维护等因素综合考虑。（3）初步设计一般负责划分第一水平全部采区，故需要沿井田走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，不但要全井合理，更要有利于初期的建井设计；（4）采区划分要考虑采区接续关系，以便其适应各翼的储量及产量平均分配；（5）要适应充填注砂井，回风井的既定位置，使分区充填，分区通风的联系巷道尽量缩短；（6）采区划分既要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界处延的可能性；（7）对于煤层稳定，开采条件好，生产能力大的采区，走向长度要适当加大；（8）为了充分发挥综合机械化效能，减少搬家次数，提高效率和回采率，减少采区煤柱损失，凡是厚度稳定，适合于综机开采的部分要单独划分出采区；（9）开采多煤层的井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产；（10）对于自燃发火倾向强烈的煤层或围岩压力大，难于维护的矿井，采区尺寸要适当缩小；（11）初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围，后期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素。结合上述采区划分原则，本设计矿井第一水平划分为九个采区。分别为北一一、北一二、北一三、北二一、北二二、北二三、东一一东一二东一三。见采区划分示意图3-6。图3-6 采区划分示意图五 大巷数目及布置1、大巷数目：一条运输大巷。2. 大巷布置：根据大巷布置技术比较表，本设计矿井采用的大巷布置方式为集中运输大巷。有关大巷断面尺寸详见图3-5。 图3-5 大巷断面图表3-3 大巷断面特征表巷道形状支护方式断面积（m2）设计尺寸（mm）净周长(m)喷厚(mm)净掘顶高底宽半圆形锚喷12.9914.802050430018.63200第三节 矿井主要生产系统一 运煤系统由工作面采出的煤装入刮板输送机运送，经转载机至胶带输送机运至运输上山进采区溜煤眼通过运输石门装车到运输大巷，由电机车牵引至井底车场，通过主井提升至地面。二 运料排矸系统工作面所需物料及设备经副井下放至井底车场，由电机车牵引经集中运输大巷再经运输石门至采区下部材料车场，经采区轨道上山到上部车场，然后经区段回风平巷运至采煤工作面。排矸与运料方向相反。 三 通风系统1. 选择通风系统的原则总的原则应贯彻“安全第一，预防为主”的方针，还应该有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理。而且必须遵守煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范中的有关规定。2. 通风系统的确定选择通风系统主要考虑因素分述如下：（1）自然因素：煤层赋存状态，埋藏深度，冲积层厚度，矿井瓦斯等级，煤尘爆炸性，煤层自燃发火性，矿井地形条件，井田及矿井年生产能力等。（2）经济因素，井巷工程量，设备运营费，设备运转费，维修和管理等。常见的通风系统分析比较：1.对角式一般适用于煤层走向较长(超过3km),井田面积大,产量比较大的矿井.其优缺点与中央并列式相反,比中央分列式安全性要好,但初期投资较大,建井期较长,对有瓦斯喷出或有煤与瓦斯突出的矿井,应采用对角式通风系统.2.分区式在各采区分别设通风上山直贯地面，优点是风流在井下是直向式的。因此漏风小，阻力小，各带区阻力也较平均，矿井风压也较稳定，工业广场不受回风污染及噪音危害，且安全出口多；缺点是管理较分散，反风较困难。3.混合式这种通风方式是几种通风方式混合组成的，通常适于地形复杂，温度高等条件下的矿井，系统较复杂，管理较困难。综合以上，本设计矿井采用分区式通风系统。 四 排水系统矿井排水系统，依据矿井开采深度、开拓系统及各水平涌水量的大小，采用集中排水系统或分段排水系统。这两种排水系统分述如下：1.分段排水系统当单水平开拓井筒延深，排水所需压头超过了水泵可能产生的扬程时，可以采用分段排水系统，即先将涌水排至井筒中间水仓，然后再由中间泵房将水排至地面。这种方法比用水示串联操作简单，而对泵及管路的强度没有特殊要求。2.集中排水系统这种排水系统是将全部井巷的涌水集中至水仓内，而后用泵将水仓的水直接排至地面。集中排水系统开拓量小，管路铺设简单，基建费用低，便于管理，是我国普遍采用的排水系统。本设计张新矿井的开拓系统是采用双立井两水平开采方式。水平设在-200,-600标高处。本矿井属于中等涌水量矿井。根据以上各排水系统的特征，以及本设计矿井的实际情况，本设计矿井选用集中排水系统排水，即将涌水排至井底车场附近水仓内，然后由水泵将水排至地面。第二章 采区基本条件第一节 采区煤层条件一 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱本设计采区为北一一采区。西部以F12断层为界，东部以F27断层为界。浅部以+150m标高为界，深部以-200m标高为界。走向长1980 m，南北倾斜长1498m。采区煤柱包括采区范围内的边界煤柱、断层煤柱等。按其作用和性质可分为护巷煤柱和隔离煤柱两大类。本采区采用走向长壁采煤法开采，采区煤柱留设如下：各煤层在采区边界留设5m煤柱，井田境界处留设30m保护煤柱。二 采区的地质和煤质情况该设计采区地质条件较为简单，地层厚度在50m左右，岩性以中砂岩和细砂岩为主。采区内主要可采煤层为3#、6D#、7#煤层，结构比较简单，厚度稳定，煤质较好。第二节 采区生产状况一 采区的生产能力、储量及服务年限1.影响采区生产能力的因素（1）地质构造和开采技术条件（2）煤层赋存情况（3）回采工艺和装备水平2.确定采区生产能力的方法（1）采煤工作面单产计算（2）采区内同采工作面数目（3）采区运输通风能力3.采区生产能力、储量和服务年限结合有关要求、技术条件和采区煤层赋存情况，暂定设计采区生产能力为0.90Mt/a 。本设计采区工业储量可按几何法求得，为 8.7Mt，可采储量为7.4Mt，由此可由以下公式求得采区服务年限。 Tn=Z/（AC）式中： Tn采区服务年限，a；Z采区可采储量，Mt；A采区生产能力，Mt；C矿井储量备用系数，取1.4；P=7.4/（0.901.4）=5.9a。 二 区段划分由于本采区采用走向长壁采煤法，区段划分则以工作面长度为标志。本设计分两水平开采，一水平设在-200m标高处，上山长1500m，确定合理工作面后，将本采区划分为七个区段。第三章 采区巷道布置设计第一节 采区上山设置 根据地质条件的不同，上山可以开在煤层的底板岩石中，也可以开在煤层中。根据设计采区的条件，由于3#，6D#，7#三层煤的距离较远，采用分层布置。轨道上山、回风上山和运输上山均布置底板岩石中。第二节 采区车场布置采区上、下山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道和硐室称之为采区车场，采区车场的主要作用是在采区内运输方式改变或过度的地方完成转载工作。上、下部车场的选择：均采用平车场。优点，摘挂钩操作方便安全；缺点，车辆需反向运行，调车时间长，运输能力小。采区车场设计依据与要求：1.煤矿安全规程规定(1)在双轨运输巷道中2列列车车场的最突出部分之间的距离采区装车点不得小于0.7m，矿车摘挂钩地点不得小于1m。(2)使用绞车提升的倾斜井巷上端，必须有足够的过卷距离。(3)串车提升的各车场必须设有信号硐室及躲避硐。(4)信号硐和躲避硐的尺寸为：净宽1.4-1.2m，净高2.0-2.2m，净深1.4-2.0m。2.采区车场安设风门的规定(1)根据通风要求，采区上部车场可在存车线进车侧道岔外安设风门，两道风门的间距按需要确定。(2)中部车场内设有风门时，应设在存车线末段道岔以外的单道上，两道风门间的最小距离应符合下列要求：a.单辆矿车运行时，1.0t和1.5t矿车取6m，3.0t矿车取9m。b.小型机车牵引时，一列车长加3m。c.其他机械牵引时，一串车长加3m。设计步骤如下： （1）装车站线路设计装车站线路总长度L为：L= L1+L2+L3+ L5式中 L车场线路长度；L1空车存车线长度；n一列车矿车个数；Le机车长；Lm矿车长度；(35M)制动，安全距离；L2重车线存在长度；L3煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度， L3= Le+0.5 Lm；L5单开道岔长度，大巷轨道中心距离1600。单开道岔ZDK630/4/12，=140210，a=3660mm，b=3640mm，L=7300mm； L1=Le+nLm+(35M)=4500+143650+(30005000)=5860060600mm。取59000mmL2=nLm=143650=55600mm，取56000mmL3= Le+0.5 Lm =4500+0.53650=6325mm L=L1+L2+L3+ L5 =59000+56000+6325+7300=128625mm=128.6m .辅助提升下部车场采区辅助提升下部车场是向采区回采工作面、掘进工作面出煤，运料，通风等的运输站，是采区下部车场的组成部分。大巷装车式下部车场的辅助提升多为绕道式。因为本采区倾角较小，所以采用顶板绕道。辅助提升车场在竖直线以后以25跨越大巷见煤。斜面线路采用ZDC 622/3/6道岔，=182606，a=2260mm，b=2800mm，L=4964mm。车场双道中心线间距为1600mm对称道岔线路连接长度为：（连接半径取12000mm）9077水平投影长：=9077cos 25=8226（1）顶板绕道式车场起坡点位置计算图：见图4-1图4-1 顶板绕道式车场起坡点位置计算图 (1) (2) (3)式中：大巷通过线轨面至轨道上山轨面之间的垂线距离，一般为1520m，取20m； 煤层倾角，取13；起坡点至车场绕道中心距离；大巷中心线至大巷在上山一侧的轨道中心线间距；竖曲线半径；竖曲线转角；绕道轨道中心线至大巷轨道中心线间距，m； 上山变坡后的坡度角；已知：=0.9m, =24.4，=14m，=9m，=253423；计算得：90.9m；39.3m；115.3m；（2）下部车场线路如下图4-2所示： (4) (5) (6)绕道开口位置确定：式中：C2平曲线与道岔之间的插入段，一般取2m；n、m 由单开道岔非平行线路联接公式求得，m；S 空、重车线摘挂钩点活动板的双轨中心距，m；X 绕道出口交岔点道岔基本轨起点至运输上山胶带中心线，m；X1运输上山胶带中心线至轨道上山轨道中心距，m；内侧曲线弧长： 图4-2 下部车场线路图1煤仓 2运输上山胶带中心线 3轨道上山轨道中心线 4运输石门。 已知：=2m, 12m,m =17m,n =13m, S =1.6m, =19m, =50，=55，=4.5，=3.65计算得：（4.5+133.65）-2-19=30.95m；30.95+7.3+2=40.25m；=74.4m；116.4m；第三节 采区主要硐室简介一 区煤仓形式、容量及支护1.煤仓形式按照煤仓仓体倾角的不同，煤仓可分为垂直式，倾斜式和垂直倾斜混合式三种形式。在煤仓容量和断面一定的情况下，当煤仓高度不受限制时，宜采用垂直式，由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用垂直式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，并且施工速度比较快。因此，垂直煤仓为圆形断面。 2煤仓容量采区煤仓容量的大小与采区生产能力、大巷运输设备的型号、采区距井底车场的距离、每列车装载量、大巷通过能力及运输调度的管理水平有关。煤仓容量的大小应于采区生产能力和列车装载运行的间隔时间相适应。一般采区煤仓容量可按表4-1取：表4-1 采区煤仓容量采区生产能力Mt/a煤仓容量（t）0.3以下501000.30.451002000.450.602003000.601.003005001.00以上500煤仓容量过大，不但其利用率不高，而且经济上也不合理，布置和施工也比较困难；但是如果煤仓容量过小，有不能起到调节生产的作用，往往因矿车周转不及时，使煤仓堆满而造成停产。因此，必须合理地确定煤仓容量。其方法是按采区生产持续时间计算煤仓容量Q。 Q=(Ag-AN)TgKb式中：Ag 采区高峰生产能力t/h，一般为平均产量1.52.0倍； AN 装车站通过能力， t/h，一般为平均产量的11.3倍； Tg 采区高峰生产持续时间， h，机采可取1.01.5h； Kb 不均匀系数，机采可取1.151.20； Q=(3000/142.03000/141.3)1.51.2=270吨。取Q300吨所以本采区煤仓容量为300吨。3.煤仓结构及支护方式煤仓结构包括：煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。上部收口：为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。仓身：采用锚喷支护下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可作成曲面圆台体以解决起拱堵仓问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。二 采区绞车房采区绞车房主要是依据绞车的型号及规格，基础尺寸，绞车房的服务年限和所处围岩性质等进行设计。绞车房的位置应选择在围岩稳定、无淋水、矿压小和易维护的地点。绞车房有两个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房的风道，绳道的位置应是绳道中心与上山轨道中心线相重合。根据绞车最大件的运输要求，宽度为2000mm，长度不小于5m，绳道断面与连接的巷道断面保持一致，便于施工。三 采区变电所采区变电所的位置应选择在顶板稳定、地压较小、通风良好、无淋水的地点，一般是设置在采区上山或石门附近的稳定围岩中。采区变电所的尺寸由硐室内设备的数量、规格、设备间距以及设备与墙壁间距等因素来确定。采区硐室除以上硐室还应设有井下空气压缩硐室、机电硐室。第四节 采区主要生产系统一 采区运输系统 运煤系统：由工作面采出的煤装入刮板输送机运送，经转载机至胶带输送机运至运输上山进采区溜煤眼通过运输石门装车到运输大巷，由电机车牵引至井底车场，通过主井提升至地面。运料排矸系统：工作面所需物料及设备经副井下放至井底车场，由电机车牵引经集中运输大巷再经运输石门至采区下部材料车场，经采区轨道上山到上部车场，然后经区段回风平巷运至采煤工作面。排矸与韵料方向相反。二 采区通风系统（一）主要通风机工作方式的确定主要通风机的工作方法有抽出式，压入式及混合式。由本设计矿井的具体条件可知，如选用压入式，风阻会较大，并且风量调节困难，不适合高瓦斯矿井。如选用混合式，除风阻会较大外，设备还很多，不便于管理。而选用抽出式的话，当井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转设，井下风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全，并且漏风量小，通风管理比较简单。综合以上，本设计矿井主要通风机的工作方法选定为抽出式。（二）矿井风量计算的规定 1规定，生产矿井的风量应该按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。每一工作地点每人每分钟供给风量都不得少于4m32规定，矿井风量备用系数为1.15-1.45。矿井风量按上述进行计算后，还应根据邻近或类似矿井经验按实际需要校核。（三） 风量计算矿井总风量为：Q（Q采Q 掘Q 硐Q 它）K式中：Q 矿井总进风量；Q采 采煤工作面实际需风量和，m3/min；Q 掘 掘进工作面实际需风量和，m3/min；Q 硐 硐室实际需要风量和，m3/min；Q 它 矿井除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和，m3/min；K 矿井通风系数。1.采煤工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算：Q采100q采KC式中：q采-采煤工作面绝对瓦斯涌出量；m3/min KC-工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面可取1.21.6；炮采工作面可取1.42.0。Q采1000.661.6105.6m3/min（2）按采煤工作面温度计算风量：Q采60VCSCK1式中：VC- 回采工作面的适宜风速；m/sSC- 回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算；Q采=601.511.81.3=1380.6m3/min（3）按工作面人员数量计算：Q采4ncnc - 采煤工作面同时工作的最多人数。Q采42392m3/min（4）据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0。25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。15SCQ采240SC1511.8177m3/min24011.82832m3/min177m3/minQ采2832m3/minQ采1380.6 m3/min2.掘进工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量：Qhi=100QghiKghi 式中： Qhi -第I个掘进工作面的需风量m3/min Qghi-第I个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量 Kghi -第I 个掘进工作面瓦斯涌出不均衡和备风量系数，一般取1。52。0。Qhi1000.661.9125.43/min（2）按局部通风机吸风量计算：Q掘=QfIKf式中：Qf -掘进面局部通风机额定风 I - 掘进面同时运转的局部通风机台数Kf -为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2Q掘=20021.2=480m3/min注：局部通Qc风机额定风量如表7-1：表7-1风机额定风量表风机型号额定风量JBT-52(11KW)200m3/min（3）据煤矿安全规程规定煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：15SCQ掘240SC177m3/minQ掘2832m3/minQ掘=480m3/min 两个工作面：Q掘=4802=960m3/min3硐室实际需风量：（1）井下爆破材料库取100m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监控保证安全生产。则Qc爆100200300m3/min（2）机电硐室按经验值取80 m3/min。Qc机80m3/min4其它巷道实际需风量：Qd133qtk1333.01.3478m3/min式中 K矿井内部漏风和配风不均衡系数：一般取1.21.25 qt井巷瓦斯绝对涌出量（四）风量分配1风量分配原则矿井风量确定后，将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：（1）分配到各用风地点（包括回采面，掘进面，硐室等）的风量，应不低于前面所计算出的风量。（2）为维护巷道，防止坑水腐烂，金属腐蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定风量。（3）风量分配后，应保证井下各出瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程的各项要求2. 分配方法（1）当矿井总风量确定后，先按照采区布置图给回采面，掘进面，硐室分配用风量。（2）从总风量减去回采面、掘进面、硐室用风量，余下风量按带区产量，采掘数目，硐室等分配到各个带区，再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。3.风量分配（1）采煤工作面分配风量为1380.6m3/min（2）掘进工作面分配风量为960m3/min（3）井下爆破材料库分配风量为300m3/min（4）机电硐室分配风量为80m3/min（5）其他巷道分配风量为478m3/min（五） 风速的验算大巷风速验算：矿井总风量：Q(Qa+Qb+Qc+Qd)K3963.1m3/minQ/S大巷3963.1（1360）5.1m/s根据中要求，大巷中风速不能超过8 m/s,则符合要求。各用风点的风速详见通风阻力计算表，通过验算，各风速均满足要求。矿井通风难易程度分级见表7-3：表7-3 矿井通风阻力等级分类矿井通风难易程度矿井总风阻Rm（NS2m-8）等积孔A（）容易2中等0.3551.42012困难1.4201巷道和采煤工作面适宜风速见表7-4：表7-4 各种巷道和采煤工作面适宜风速序号巷道名称适宜风速1运输大巷、主石门、井底车场4.55.02回风大巷、回风石门、回风平硐5.56.53采区进风巷、进风上山3.54.54采区回风巷、回风上山4.55.55采区运输机巷、胶带输送机巷3.03.56采煤工作面1.52.5第四章 采煤工作面回采工艺设计第一节 采煤方法的选择一 采煤方法的选择原则：采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。选择恰当的采煤方法应当结合具体的矿山地质和技术条件，而且必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。二 直接影响采煤方法选择的主要因素有以下几个方面（1）采区煤层赋存状况及地质构造因素。（2）开采水平的划分及采区巷道布置。（3）现有技术及设备。（4）储量、年产量、服务年限等各项指标。三 采煤方法的选择 本采区共有3层煤，煤层厚度分别为2.8m、2.0m、1.8m，煤层倾角为13左右，煤层地质构造比较简单且稳定，采区正常涌水量小，瓦斯涌出量稍大，煤层有煤尘爆炸的危险及自燃发火倾向，但并不严重。综合上述的采煤方法的选择原则结合本设计矿井的实际情况初步本设计矿井拟采用走向长壁采煤法。第二节 回采工艺一 选择决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备本采区生产能力为0.90Mt/a，日产量2720t，掘进出煤占6即180t，采用综合机械化采煤工艺，每天进6刀，截深是0.6m，日进尺3.6m，一个工作面达产，计算合理工作面长度约180m。采用端头斜切进刀，双向割煤，往返一次割两刀。（一）回采工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。根椐本采区地质情况，矿井生产系统安排回采作业如下；1落煤，采用走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.6m。2装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。3运煤，由刮板输送机转载机皮带运输机采区煤仓，然后由采区大巷装车站井底车场。4.工作面支护，采用液压支架支护。5.采空区外理方法有全部垮落法、缓冲法、刀柱法和充填法。本采区采用全部垮落法处理采空区。（二） 设备选型采煤机的特征如表5-1：表5-1 采煤机特征表采煤机型号MG170牵引方式电牵引电动机型号JDM2B-170S（C）采高(m)1.83牵引力250KN功率170kw硬度3牵引速度05.5m/min台数1煤层倾角30滚筒中心距6574mm电压660/1140V截深()600机面高度887mm厂家无锡采煤机械厂滚筒直径1.1m卧底量120mm表5-2 刮板输送机特征表：机型SGD730/180电动机型号DSB75出厂长度200m功率275KW输送能力250t/h电压660V中部槽尺寸（长宽高）1500730180链速0.868m/s二 采区运输设备的选择采区运输设备主要包括工作面运输设备，运输、回风上山运输设备。各设备只有选型合理，才能有机的构成一个整体，使煤炭、材料的运输协调进行。 1.工作面输送机选型原则：（1）刮板输送机输送能力应大于工作面最大生产能力的1.2倍；（2）要根据刮板链的负荷情况，确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬块度较大时优先选用双边链，煤质较软时，可选用单链或双中链。综上所述，刮板输送机选择型号为：SGD-730/180，输送量250t/h，刮板链速0.868m/s，外形尺寸（）为1500730180 ，出厂长度为200m。2.转载机的选型原则（1）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）它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机。（2）转载机的机型，好机头传动装置及电动机和中部槽的类型及刮板链类型，应尽量和工作面刮板输送机机型一致，以便日常维修和管理。（3）转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度（约600mm）以避免工作面输送机底链回煤。根据以上原则及本矿采区输送能力，选择转载机型号为：SZD630/75P，运输能力450t/h,链速0.92m/s，中部槽尺寸：长，1500，宽630,高220。3.可伸缩带式输送机选型原则：（1）工作面运输巷带式输送机运输能力，要大于工作面刮板输送机的能力。（2）移动尾装置宜选用液压式。根据以上原则及采区的输送能力，选择SSD1200/3200m没型可伸缩带式输送机。运输能力400t/h，输送长度1000m，输送带选用难燃尼龙带，宽度800mm，带速2.0m/s，贮带长度100m,机