采矿工程毕业设计（论文）-双鸭山市宝清煤矿1.5Mta新井设计.doc

摘 要本设计矿井为双鸭山市宝清煤矿新井设计，设计生产能力为1.5Mt/a，服务年限67a。井田内共划分为2个水平开采，有4#、5#、6#、7#共4层可采煤层,井田平均走向长度为4.5km，平均斜长度为2.9km，煤层平均倾角17左右，属缓斜煤层，采用双立井开拓。由于井田走向长度较大，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内采用走向长壁采煤法进行开采,工作面采用综合机械化开采。本设计矿井采用双立井和集中大巷布置方式，采区式通风。关键词 走向长壁采煤法；立井开拓；综合机械化。 AbstractThis mine pit design is designed for coal mine of Shuang Yashan Bao Qing Coal Mining Group.The design production ability is 1.5Mt/a,Service time limits 67a.The minefield totally divides the line to two levels,there are 4#、5#、6#、7#four layers can adopt. The average alignment grow is 4.5km, the long of tilt direction is 4.5km and the average of the coal seam is 17 or so,belongs to inclined coal seam. Because the alignment length is so long and the coal seam geology condition etc.factor influence that the design decide to take the longwall mining to the strike method ,the working face adopt the Mining Technology of the Fully Mechanized.This design mineral well apot the double signs well to expand and the set out of cent set rock entries, divide area well ventilated.Keywords Longwall mining on the strike method Vertical shaft developmentFully -Mechanized目录第1章 井田概况及地质特性1第2章 井田境界储量服务年限6第3章 井田开拓83.1 概述83.2 矿井开拓方案的选择83.3 选定开拓方案的系统描述113.4 井筒布置和施工133.5 井底车场及硐室153.6 开采顺序16第4章 采区巷道布置184.1 采区概述184.2 采区巷道布置194.3 采区准备19第5章 采煤工艺205.1 采煤方法的选择205.2 采煤工艺20第6章 井下运输和矿井提升216.1 矿井井下运输216.2 矿井提升系统21第7章 矿井通风和安全227.1 矿井通风系统的确定227.2 风量计算与风量分配227.3 矿井通风阻力计算227.4 通风设备的选择227.5 矿井安全技术措施23第8章 矿井主要技术经济指标241第1章 井田概况及地质特性1.1 矿井概况1.1.1 井田位置及范围井田东起5019000高斯经度，西至5024000高斯经度。南起426000高斯纬度，北至429500高斯纬度。1.1.2 交通位置宝清煤矿位于双鸭山煤田东部，距市中心55km，宝清煤矿交通四通八达有依饶公路路经宝清煤矿，距红兴隆16km与福前线接轨。矿区铁路由双市经四方台矿、七星矿至宝清煤矿，交通极为方便。见宝清煤矿交通位置示意图1.1。图1.1 宝清煤矿交通示意图1.1.3 地形地势宝清煤矿勘探区地势平坦，标高一般都在230m左右，最高标高250m。1.1.4 气候该区属大陆性寒温带气候，温差变化较大，夏季最高气温达到38，历史最大降雨量为737mm，平均降雨500mm，每年7、8、9三个月份为降雨期，年平均降雨量在452737mm。冬季最低气温达到零下39，一般为零下2030，冻土带深达2m以上。冻结期每年10月至翌年4月。根据中国地震裂度区划图2001双鸭山地区地震裂度小于6。1.1.5 河流七星河从该区东侧流入挠力河，最后注入乌苏里江。1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况详见图1.2，煤层综合柱状图。地层发育较简单，即由煤系、煤系基底以及上覆新生界第四系组成。其地层层序由老至新分述如下：1、元古界兴东群大盘道组（Pt1dq）：广泛分布于煤田外围，构成煤系基底，由石榴石片岩、石英黑云母片岩、含磁铁石英岩、石墨大理岩、花岗片麻岩组成的深变质岩类。厚度大于7400m。2、中生代早白垩系上统鸡西群：为一套陆相碎屑建造，不整合于下元古界地层之上，根据岩性与测井曲线反应又可分为城子河组（k1ch）和穆棱组（k1m）。（1）城子河组（k1ch）：由一套陆相碎屑岩类组成。最大厚度达到550m，旋迴性较明显。含煤地层受基底起伏控制，厚度变化大，煤层发育范围被基底起伏所限。本组岩性多由灰白色中细砂岩、灰色粉砂岩组成，含有少量薄层凝灰岩及泥岩。 （2）穆棱组（k1m）：由一套陆源深水相为主的碎屑岩类组成。厚度由北往南逐渐增厚，最大厚度达500m，与下部城子河组（k1ch）整合接触。含煤及旋迴性差，不含有可采煤层，含有小于0.5m的煤层35层，岩性多以灰色粉砂岩、灰白色细砂岩及少量灰白色的粗砂岩及薄层凝灰岩、泥岩组成。 （3）第三系：富锦组（Nf），以细、中粗粒泥质胶结的砂岩为主，夹黄绿色粉砂岩，呈半胶结状。下部砾岩层与城子河组地层为不整合接触，其上被第四系地层所覆盖。 （4）第四系：广泛分布于矿区范围内，主要由冲积、洪积碎屑物组成。图1.2 煤层综合柱状图1.2.2 井田范围内和附近的主要地质结构本区地质构造较简单主要有断裂、褶皱。断裂为主、褶皱次之。井田南部、东部局部有向斜构造，井田范围内主要有六条断层，叙述如下：F1断层： 位于宝清煤矿西部，为宝清煤矿西部边界断层，倾向NW,落差40-120m，正断层。 控制程度可靠。F2断层：位于宝清煤矿西部，为宝清煤矿西部边界断层，倾向NS，落差在60120m，正断层,控制程度可靠。F3断层：位于宝清煤矿中部， 倾向NW，落差0-48m，正断层。 控制程度较可靠。F4断层：位于宝清煤矿中部，倾向NE，落差0-48，正断层。 控制程度较可靠。F5断层： 位于宝清煤矿东南部，倾向NW，落差0-25m，正断层。 控制程度可靠。F6断层： 位于宝清煤矿东部，为宝清煤矿东部边界断层。倾向NE，落差40-85m，正断层。 控制程度较可靠。详见宝清煤矿断层统计一览表：表1.1 宝清煤矿井田断层统计一览表序号名称性质产状落差/m断点可靠度1F1正NE10040-120可靠2F2正NW3060-120可靠3F3正N200-400E弧形0-48可靠4F4正N30-70W0-48可靠5F5正NE7100-25可靠6F6正N70E40-85可靠1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特性煤层倾角15 至22 ，平均17，详见煤层综合柱状图图1.2。1.2.4 岩石性质厚度特性煤层顶底板性质较稳定厚度一般都大于7m,多为砂岩。1.3 勘探程度及可靠性本矿井的勘探分普查、精查、补堪和深部补堪四类。A级储量1、煤层对比可靠，煤层的厚度、结构、已经查明，可采煤层的连续性已经确定。煤类、煤质特征及煤的工艺性能已查明。2、岩浆岩对煤层及煤质影响已查明。3、各项勘查工程已达到勘查阶段的控制要求。B级资源储量1、煤层对比可靠，煤层厚度，结构已经查明，煤类、煤质特征及煤的工艺性已基本查明。可采煤层的连续性已经确定。2、岩浆岩对煤层及煤质的影响查明。3、各项勘查工程达到勘查阶段的控制要求。C级储量1、煤层对比基本可靠，煤层厚度、结构、煤质等基本初步查明。2、构造已初步查明。3、各项勘查工程达到勘查阶段的控制要求。第2章 井田境界储量服务年限2.1 井田境界2.1.1 井田境界确定的依据以地理地形,地质条件作为划分井田境界的依据；要适于选择井筒位置,安排地面生产系统和各建筑物；划分的井田范围要为矿井发展留有空间；井田要有合理的走向长度,以利于机械化程度的不断提高。2.1.2 井田未来发展情况井田煤层赋存稳定，地质条件简单，煤炭资源储量丰富，有很好的发展前景，有改扩建的潜力。2.2 井田储量2.2.1 保安煤柱为了安全生产，本设计矿井依据煤矿安全规程，留设保安煤柱。1.各煤层在露头处留设20 m保安煤柱；2.边界断层留设20 m保安煤柱；3.井田内部断层留设20 m保安煤柱；4.河流两侧各留设20 m保安煤柱；5.地面建筑物留设50 m保安煤柱。按以上方法计算得：总损失量为10.54Mt。2.2.2 储量的计算方法本设计矿井的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量的计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定误差。矿井可采储量见表2.1。 表2.1 矿井可采储量表 单位：Mt序号煤层A+B+C工业储量煤炭损失量设计采出率可采储量1420.322.582.280.7515.222533.4835.492.010.7525.113621.1723.392.220.7515.87472529.034.030.7518.75总计99.95110.4910.540.7574.942.3 矿井工作制度生产能力服务年限2.3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“四六”制，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。2.3.2 矿井生产能力的确定宝清煤矿储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，交通便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定宝清煤矿设计生产能力为1.5Mt/a。2.3.3 服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量ZK、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：式中K为矿井储量备用系数，取1.4。则矿井的服务年限为T=50.16a第3章 井田开拓3.1 概述3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述宝清煤矿周围其他煤矿都以立井开拓。3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况宝清煤矿表土层厚且有流沙层。井田范围内垂高为600m，井田涌水量比较大500m3/h,煤层间距比较小。3.2 矿井开拓方案的选择3.2.1 井筒形式和井口位置井筒形式有三种方案：双立井、主立副斜、双斜井。由于表土层较厚且有流沙层，所以排除前两种方案，所以使用双立井开拓（主井设箕斗）。并按流沙层较薄、井下生产费用较低的原则确定了井筒位于井田中部流沙层较薄处。3.2.2 开采水平数目和标高开采水平数有三种方案：单水平、两水平、三水平。根据井田条件和设计规范有关规定，本井田划分为2个水平。因为垂高为600m，两个水平比较合适。一水平的标高位置需要通过经济比较来确定。3.2.3 开拓巷道的布置运输大巷和回风大巷的布置有四种方案：分组集中大巷、集中大巷、回风大巷、不设回风大巷（每采区单设回风井）的两两组合。考虑到煤层间距比较小，宜采用集中大巷布置。考虑到有煤层露头，不设回风大巷比较经济合理。3.2.4 矿井开拓方案确定1.提出方案考虑到前述各项方面的比较，本井田在技术上可行的开拓方案下列四种图3.1 开拓方案比较示意图2.经济比较表3.1 个方案费用表项目方案1方案2基建费/万元立井开凿2x200x0.3=132主暗井开凿1122x0.105=117.81石门开凿1100x0.08=88副暗井开凿1122x0.115=129.03井底车场1000x0.09=90斜井车场800x0.9000=72小计 310小计 318生产费/万元立井提升1.2x2498x0.6x0.85=1528暗立井提升1.2x2498x1.12x0.48=1611石门运输1.2x2498x1.1x0.38=1256主井提升1.2x2498x0.45x1.02=1375立井排水500x24x365x16x0.2=1068斜立井排水500x24x365x16x0.20=1331小计3853.79小计4318.93总计费用/万元4163.79费用/万元4637.77百分率100%百分率111.38%方案1方案3石门万元石门开凿1100x0.08=881500x0.08=120小计88120生产费/万元1水平提升1.2x4999x0.4x0.85=20391.2x3747x0.3x0.85=1146.582水平提升1.2x2498x0.6x0.85=15281.2x3747x0.6x0.85=2293.16石门运输1.2x2498x1.1x0.38=12531.2x3747x1.5x0.38=2562.95小计4821.376002.69总计费用/万元4909.376122.69百分率100%124.71%方案1、3和方案2、4延伸方式不同。立井延伸在施工时比较省事，但成本比较高，并且开凿石门的费用也较高，但是在后期生产经营和维护方面比斜井延伸合理。暗斜井延伸经济上比较省钱，但在施工时比较麻烦，并且后期维护成本高。考虑到涌水量比较大，不适合下山掘进，并且经过方案1和方案2的经济比较，发现斜井延伸成本较高。所以放弃斜井延伸方案：方案2、4。方案1和方案3第一水平标高不同。第一水平靠近地表可以尽早达产尽早回笼资金，但在下一水平的基建和经营费上浪费比较多。从表3.1中可以看出方案三在经济上比较不合理。考虑到地质、断层、水平大巷的布置方面因素，所以最终确定矿井的开拓方案为双立井两水平立井延伸（一水平标高-250）。3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1 井筒形式和数目本设计井田采用一对立井开拓，即主井、副井。主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作进入风井。3.3.2 井筒位置及坐标两立井位于井田中央，坐标分别为：主井 （5021600，427500）；副井 （5021500，427600）。3.3.3 水平数目及标高矿井分为两个水平：一水平标高-250；二水平标高-450。3.3.4 石门大巷数目及布置一水平一条水平大巷，为岩层集中大巷。考虑到煤层间距比较小，采用集中大巷布置(取消分组集中大巷布置方式)。考虑到大巷服务年限比较长，运输能力要求较大，所以布置在岩层中。见图3.2大巷断面图图3.2 大巷断面图第一水平上接地表露头，布置回风大巷不合理。回风采用采区式通风，三个采区每个采区布置一个回风井。3.3.5 井底车场形式的选择井底车场布置形式应根据大巷运输方式、通过井底车场的货载运量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置、地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处围岩条件等因素，经技术比较确定。并应符合下列规定：1.大巷采用固定式矿车装车时宜采用环式车场；2.当井下运煤和辅助运输分别采用底卸式矿车和固定式矿车时宜采用折反与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调；3当大巷采用带式输送机运煤辅助运输采用无轨式，宜采用折反式；若辅助运输采用有轨式，宜采用环形车场；采用综合开拓方式的新建矿井或改造矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合实际条件选择。井底车场的选择应符合下列规定：1.应选择在稳定坚硬岩层中，并应避开较大断层、构造应力区、含水层；2.井底车场不得布置在煤与瓦斯突出和冲击地压的煤层中。3.3.6 煤层群的联系在采区通过石门联系各个煤层。3.3.7 采区划分矿井根据断层条件划分为三个采区，每个采区平均走向长度1200m，每个采区单翼开采，采用后退式开采顺序开采。采区接续详见3.6.3采区接续计划。图3.3 采区划分示意图3.4 井筒布置和施工3.4.1 井筒传过的岩层性质及井筒支护本设计井田采用双立井开拓方式，布置两个井筒，井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩，有少部分的细砂岩和中砂岩，依据井筒特征及装备情况，参考地质及水文地质资料，对本设计矿井井硐支护形式提出两种可行方案：方案1：砌筑式（砂浆砌体）方案2：整体灌注式经比较，方案2较方案1相比，有如下优点：(1)整体性好，强度较高；(2)防水性能好；(3)便于机械化，施工方便，劳动强度低。所以本设计井筒支护形式为：混凝土整体灌注式，主副井井壁厚度均为450毫米。3.4.2 井筒布置及装备井筒断面布置应综合考虑井筒围岩性质、运输方式、通风安全等因素，具体遵循原则如下：(1)符合煤矿安全规程煤炭工业设计规范，对通风、运输、管线布的要求，满足施工需要；(2)有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全；(3)当提升容器发生掉道或跑车事故，对井筒中各种管线或其他设备的破坏减小到最低程度；(4)合理使用断面空间，减少井筒工程量。主井为提升煤兼入风所用，其直径为6.5米，副井为提升矸石、运料和人员所用，其直径为6.5米。主副井都采用料石砌碹支护和混凝土锚喷，其中主井壁厚为450mm,副井壁厚为500mm,主、副井壁充填混凝土厚度为50mm。详见主副井井筒断面图3.4，副井井筒断面图3.5。图3.4 主井井筒断面图3.5 副井井筒断面3.4.3 井筒延深的初步意见本矿井根据地质条件，井筒位置，提升能力等诸多因素，对本矿井的井筒延深的初步意见为：延原井筒继续延深到二水平-450m标高。3.5 井底车场及硐室3.5.1 井底车场形式的确定及论证井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下：(1)该矿井设计生产能力为1.5Mt/a，年工作日330d，实行“四六”工作制，每日净提升16h；(2)矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置；(3)主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输，每列车由22辆矿车组成，由两台10t架架线式电机车一前一后牵引。卸载时，机车通过卸载站。辅助运输和掘进煤采用1t固定式矿车，煤矸混合列车由22辆1t矿车组成。一台10t架线式电机车牵引。(4)本设计矿井属于低瓦斯矿井。综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井拟选用3.0t底卸式矿车环型卧式井底车场。3.5.2 井底车场通过能力验算本设计生产能力为1.5Mt/a，井底车场线路布置采用3t底卸矿车运煤，10t架线式电机车牵引，每列车内由17辆矿车组成。辅助运输采用1t固定式矿车，掘进出煤由副井运至井外，每列车由15辆车组成。列车在车场平均运行时间s9.04min，日产煤4000 t,矸石4000 20800 t，掘进煤4000 6%200 t。3t底卸式矿车运煤量400094%3760t，每日需3t底卸式矿车列数3760/（317）73.7。煤矸混合车数：（800240）（1.719+91）25.2则列车数为73.7：25.23：1每一调度循环内有3列3t底卸式矿车和1列1t固定式矿车组成。每一调度循环时间20min，进车间隔5.18min。车场通过能力计算：N2.52(1733+19)/1.1520.74)=171.2Mt/a车场通过能力富裕系数：K171.2/120=1.431.3所以井底车场通过能力满足矿井设计规范要求。3.5.3 井底车场主要硐室1.主井系统硐室主井设有3.0 t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。2.副井系统硐室副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处（马头门）、主排水泵房（中央水泵房）、水仓及清理水仓硐室、主变电所（中央变电所）及等候室等。主排水泵房和主变电所应联合布置，以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短。为防止进下突然涌水淹没矿井，变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高0.5m，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。3.其它硐室其它硐室有调度室、医疗室、电机车车库及修理间、以及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。其位置应根据线路布置和各自要求确定3.6 开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行，因此，要研究采煤和掘进安排特点，了解有关政策与规程、规范规定、合理的开采顺序应满足下列要求：1.保证开采水平、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续稳产、高产；2.符合煤层采动影响关系，最大限度地开采煤炭资源；3.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，提高矿井的劳动生产率，简化巷道布置；4.降低掘进率，减少井巷工程量和基建投资。3.6.1 沿井田走向的开采顺序本矿井采区开采顺序遵循“先近后远逐步向井田边界扩展的前进式开采”的原则。见图3.3，先采中采区，再采东采区，最后采西采区。3.6.2 采区接续计划合理的采区接续应符合如下要求：1.开采水平、采区的生产能正常接续，从而保证矿井持续稳产、高产；2.符合煤层采动影响关系，最大限度采出煤炭资源；3.合理集中生产，充分发挥机械设备的能力，减少巷道维护费；4.便于灾害防治，有利于巷道维护。表3.2 一水平采区接续表采区采区可采储量/万t采区生产能力/万t采区服务年限/a时间/a510152025303540中采区1666.3315011.3东采区2424.2815016.16西采区966.941506.44第4章 采区巷道布置4.1 采区概述设计采区为中采区，以下简称“采区”。表4.1 采区主要参数采区总储量25.2Mt采区生产能力1.5Mt/a采区服务年限12a4.1.1 采区储量采区生产能力采区服务年限储量计算公式为： Q=SMdQ-储量（万吨）S-煤层面积（ m2）m-煤层厚度（m）d-煤的容重（t/m3）本采区有四个煤层，煤层走向长度1200，斜长1710.15米，煤层总厚为13.7米。煤的容重为1.4 t/m3煤层面积S1626000m2采区总储量Q162600013.71.425.2Mt式中：A0回采工作面年生产能力，吨；V0工作面推进度 m/年L工作面长度 mM煤层厚度，m； 煤的容重t/ m3C0工作面的回采率,取0.930.97。一个采煤工作面产量为A0=45.64万吨4.2 采区巷道布置4.2.1 区段划分一个工作面长180m，所以每个煤层划分10个区段。4.2.2 采区上山布置或带区巷道布置采区布置三条上山，回风上山、运输上山、轨道上山。根据服务年限，将轨道上山，运输上山和回风上山布置在煤层中，作为整个采区的主要回风上山，各采煤工作面由石门绕道与回风上山相联通。轨道上山与回风上山和运输上山相间隔20米。4.2.3 采区硐室简介采区硐室包括采区绞车房、采区变电所和井下空气压缩机硐室。1采区绞车房绞车房的位置布置在围岩稳定、无淋水、矿压小和易维护的轨道上山处，绞车房与邻近巷道留有岩柱，以利绞车房的维护。绞车房有两个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房的风道，根据绞车最大件的运输要求，宽度为1800mm，长度为6m，绳道断面与连接的巷道断面一致，绞车房的高度为4.5m。绞车房的断面设计成半圆拱形，用全料石拱料面砌筑，部分地方用锚喷支护。2采区变电所变电所的位置选在本设计采区用电负荷的中心位置处。为了便于设备的运输、采区变电所的安装和受采动影响小，本设计采区变电所布置在采区下部车场中。3.井下空气压缩硐室空气压缩机硐室设在维岩稳定、无淋水、有新鲜风流通过的主要巷道内。机电硐室的温度为28,硐室断面为半圆拱形，用全料石拱料面砌筑，部分用锚喷支护。4.2.4 采区工作面接续表4.2 中采区工作面接续表生产采区工作面可采储量生产能力服务时间时间/a12345678中采区1197.5万t150万t0.65a1297.5万t150万t0.65a1397.5万t150万t0.65a1497.5万t150万t0.65a1597.5万t150万t0.65a1697.5万t150万t0.65a1797.5万t150万t0.65a1897.5万t150万t0.65a1997.5万t150万t0.65a11097.5万t150万t0.65a4.3 采区准备4.3.1 采区巷道的准备顺序自采区下部车场向上分别掘进采区轨道上山、运输上山、回风上山，与此同时从风井向采区掘回风石门、采区上部车场和绞车房，从而与采区轨道上山、运输上山及回风上山联通，形成通风回路，然后从采区回风上山向采区掘进区段运输平巷、区段回风平巷，掘进到采区边界，掘进开切眼形成采煤工作面，安装机电设备移交生产。第5章 采煤工艺5.1 采煤方法的选择采区选用走向长臂全部垮落的采煤方法。采煤工艺选用目前最先进的综合机械化采煤工艺。5.2 采煤工艺5.2.1 机械设备的选择1.本采区生产能力为1.5 Mt/a，日产量4560t，掘进出煤占6即240t，工作面出煤4320t，采用综合机械化采煤工艺，每天进6刀，截深是0.8米，日进尺4.8米，一个工作面达产，计算合理工作面长度180米。采用端头斜切进刀，双向割煤，往返一次割两刀，全部垮落法处理采空区。工作面回采工艺为：采煤机端头斜切进刀割煤移架推移刮板输送机采煤机在另一端头进刀。2.设备选型表5.1 采煤机特征表采煤机型号MG2400GW牵引方式液压传动无链牵引电动机 型号YBCSZ400/400采高(m)2.54.5牵引力500/250KN功率4002kw硬度f 3牵引速度08/15m/min台数2煤层倾角17滚筒中心距11700mm电压1140V截深()630800机面高度1985mm厂家鸡西煤机厂滚筒直径1.8，2.0m卧底量370mm由于煤层顶底板均为粗砂岩或泥岩，属于中等稳定顶板，老顶属于级，老顶来压明显。矿井为低瓦斯矿井，选架时要求通风良好，选用支撑掩护式支架，优点是支撑掩护式支架反撑力大，切顶性强，防护性能好，通风面大，稳定性好。采煤机的特征见表5.1。煤层顶底板岩性为粉砂岩，判断为中等稳定顶板，老顶为级顶板，周期来压明显。液压支架的特征见表5.2。表5.2 液压特征表型号ZZ10000/29/47 外形166047002900支撑高度2.94.7m移架步距700mm类型支撑掩护式厂家郑州煤机厂刮板输送机特征见表5.3。表5.3 刮板输送机特征表型 号SGB764/264电动机型号YBSD400/200418长 度200m功率800KW输送量1500t/h电压1140V中部槽1500880344链速11m/s表5.4 工作面主要设备表序 号设备名称规格型号单 位数 量1采煤机MG2400GW台12液压支架ZZ10000/29/47个1333刮板输送机SGB764/264台14转载机SZZ764/132台15胶带输送机SSJ1000/160部16铰接顶梁HDJA-600个7回柱绞车JH14台28乳化液泵站WRB200/31.5台19破碎机PCM110台110喷雾泵站PB320/5.5-6.3台15.2.2 回采工艺采用四六工作制，三班半生产，一班准备，采煤机日进6刀。工作面采用走向长壁式开采。工作面长度180米，工作面推进长度约为1200米，工作面采高为2.8米。工作面主要设备见表5.4。5.2.3 循环作业方式和劳动组织形式工作面采用“四六”工作制，工作面劳动组织见表5.5，循环作业图表见表5-6。表5.5 工作面劳动组织序号工种一 班二 班三 班合 计1班 长22482采煤机司机442103支 架 工554144输送机司机11135泵站司机11246电 工11357井下辅助工334108转载机司机11249端 头 工333910机电维修工114611合 计22222973第6章 井下运输和矿井提升6.1 矿井井下运输新建三矿设计矿井年产量为1.5Mt/a,属中型矿井,采用立井开拓方式,主井提升采用箕斗提升,运输大巷采用3t 底卸式矿车运输,掘进煤及矸石用1.5t固定式矿车运输。6.1.1 运输方式和运输系统的确定井下运输设计应对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的运输作统筹安排，运输方式与设备的选型、要根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件，瓦斯和采煤方法等情况来确定。1.煤的工作面运输方式：工作面用采煤机落煤，割下来的煤用可弯曲刮板运输机运输。2.带区运煤入风巷运输方式：本设计带区采用可伸缩胶带运输机运输。并且设有轨道，用齿轨车牵引1.5t固定式矿车，以便于对胶带运输机进行检修，和在开采初期，为运输入风巷运料、排矸。3.带区运料回风巷运输方式：本设计带区运料回风巷为机轨合一巷布置。可伸缩胶带运输机用于巷道掘进期间运煤；轨道运行齿轨车牵引1.5t固定式矿车，用于运料和掘进初期排矸。4.大巷运输方式：主要运输大巷的运输方式应根据运量，运距技术经济效果优化确定。本设计采用轨道运输，采用10吨架线电机车牵引矿车运输。综合上述运输方式，确定本矿井井下煤炭及材料运输系统如下：运煤系统：由工作面采出的煤装入刮板输送机运至分带运输入风巷，经转载机至胶带输送机运至带区运输入风斜巷进带区煤仓在集中运输大巷装车，由电机车牵引至井底车场，通过主井提升到地面。运料系统：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至带区下部材料车场，经带区运料回风斜巷、分带运料回风巷运至采煤工作面。6.1.2 矿车的选型及数量1.架线式电机车台数的确定工作电机车台数计算如下:N=1.5Ab(11L+)/(2100P)式中:N工作电机车台数, 台；1.5产量与运输不均衡系数；Ab采煤班产量，t；L运输加权干均距离，Km；10运行时间与运距换算系数；210每班工作时间与机车载重乘积；P机车粘着质量，t；装卸及调车时间,min,一般=2030min。N1.51667(113.5+30)/(210010)8.1取N9台检修及备用电机车台数取工作电机车台数的25%，但不小于1台。N1N253台，则架线式电机车总台数为12台。2.电机车型号确定本设计矿井选用ZK109550Q型电机车3.大巷运输及辅助运输矿车型号确定 大巷运输选用5t底卸式矿车运输，辅助运输选用1.5t固定式矿车运输。4.确定矿车台数每组运煤列车矿车数确定为21辆，本设计矿井有6组运煤列车，则5t底卸式矿车总数为：N216126辆，备用及检修的台数为nN2026辆，总矿车数为：N总Nn152辆两台10吨架线式电机车双机牵引40辆1.5t固定式矿车，本矿井确定备有2组辅助运输列车，即N=24080辆，备用及检修的1.5t固定式矿车数为：nN2016辆，总矿车数为: N总Nn96辆。6.1.3 采区运输设备的选择(1)工作面刮板输送机选型原则：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；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：SGB-764/264，输送量600t/h，刮板链数1.12m/s，外形尺寸：1500764222mm，适用条件:缓斜中厚煤层综采面。 (2)转载机选型原则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。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。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带区输送能力，选择转载机型号为：SZZ-764/132，运输能力1100t/h,有效搭接长度12.4m,链速1.28m/s，爬坡角度12 ,爬坡长度5.5m,中部槽外形尺寸:1500764222mm,适用条件:中厚煤层顺槽转载。(3)可伸缩带式输送机选型原则：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。移动尾装置宜选用液压式。根据以上原则及带区的输送能力，选择SSJ1000/160型可伸缩带式输送机。运输能力800t/h，运距1000m，胶带种类选用尼龙，带宽800mm，运速2.5m/s，贮带长度60m,机头部外形尺寸:120328701781mm。6.2 矿井提升系统6.2.1 矿井主要提升设备的选择及计算1. 主井采用一对16t多绳摩擦式箕斗提升，型号见表6.1。表6.1 箕斗型号表型号JDS16/1504YB74316.17名义载重量16t有效容积17.6m3厂家沈阳煤炭设计院设计最大提升高度1000m提升电动机功率的计算：N-提升电动机估算功率，KW；Q-一次提升容量，；V-标准速度，m/s；-减速器的传动效率，取0。95；K-矿井阻力系数，箕斗取1。15；e-动力系数，箕斗取1。2；g-重力加速度，取9.8m/s；=2519KW选用的提升机功率为48003200kw2519Kw符合。提升机的技术特征如表 6-32.副井提升选用一对1.5t矿车双层四车罐笼。提升机选用和主井一样型号的提升机，但电动机功率为1200kw。提升机的技术特征见表6.2。表6.2 提升机的技术特征表型号JK2。511。5电动机功率2800KW卷筒数量1个卷筒宽度2000卷筒直径2500提升速度6.6m/s最大提升高度1258m传动效率0.85第7章 矿井通风和安全7.1 矿井通风系统的确定根据实际勘探资料，新建三矿矿井瓦斯相对涌出量为0.1m3/t矿井属低瓦斯矿井。煤尘有煤炸危险性，井田范围内煤有自燃倾向，自然发火期为36个月左右，瓦斯含量将会随着开采深度的增加而增多。矿井通风系统是向矿井内各作业地点供给新鲜空气，排出污浊空气的通风网络，通风动力和通风控制设施的总称。常见的通风系统有中央式、对角式、区域式和混合式，以下将这四种形式分析比较：1.中央式风流在井下的流动路线是折返的，其优点是地面建筑和供电集中。，便于管理，井筒延深时通风比较方便；缺点是井底车场漏风大，风路长，风阻大，采空区漏风大，并且工业广场受扇风机噪音影响。2.对角式要各条区分别高通风上山直通地面，优点是风流要井下是直向式的，漏风小，风阻小，各采区阻力也比较平均，矿井风压也比较稳定，工业广场不受回风污染及噪音危害，且安全出口多，缺点是管理分散，主副井贯通时间较长。3.区域式既可改善通风条件又能利用风井准备采区，缩短建井工期，风流线路短，阻力小，但通风设备多，管理分散。4.混合式此种方式是多种通风方式混合组成，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。宝清煤矿设计矿井为年产1.5Mt/a的矿井，瓦斯含量小，煤层埋藏较深，地质条件较简单，参照原煤炭部于1984年制定的，本设计矿井采用采区式通风系统。7.2 风量计算与风量分配7.2.1 风量计算与风速验算矿井总风量为：Q（Q采Q掘Q硐Q它）K 式中：Q矿井总供风量； Q采采煤工作面实际需风量和；m3/minQ掘掘进工作面实际需风量和；m3/minQ硐硐室实际需要风量和；m3/minQ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/minK矿井通风系数。取1.201.按采煤工作面需风量的计算：(1)按瓦斯涌出量计算： Q a100qCH4aiKi=10020.171.22420.4(m3/min)式中：qCH4ai第i个工作面瓦斯绝对涌出量； Ki 通风系统；取1.2(2)按人员计算：Q采4Ni432128(m3/min)式中：N第i个工作面最多人数；人(3)按工作面温度计算：Q采=60VSK式中：V回采工作面适宜风速，m/s；取1.5m/s S回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2 ；取13m2 K工作面长度系数，取1.2；Q采=601.513 1.2=1404m3/min (4)按工作面极限允许风速验算：460SmQ ai0.2560Sm即：2448Q ai153式中：Sm工作面净断面；取10.2m2Q ai第i个采煤工作面实际需要风量，（m3/min）根据的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，单个工作面需风量确定2420.4m3/min。本矿为低瓦斯矿井，因此也就是按工作面温度计算。则QaKzQai1.112420.42662.4 m3/min式中：n采煤工作面个数； Kz备用工作面系数；取1.12.按掘进工作面需风量计算：(1)按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘k式中:Q掘掘进工作面实际需风量,m3/min； q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； k掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。取1.5；Q掘1