采矿工程毕业设计（论文）-张庄煤矿120万ta新井设计【全套图纸】.doc

毕业设计说明书全套图纸，加153893706第一章 矿井开拓概况第一节 矿井概况一、位置与交通张庄煤矿位于淮北市相山以东约8km处的矿山集镇境内。井田范围东起闸河附近的煤层露头；西与岱河矿相接；西南隔杨庄与朱庄矿相邻；北以-350米煤层底板等高线和FH3号、FH6号断层相交为界，与岱河矿相邻；与石台矿以443钻孔与74-29孔连线西交FH3断层，地理位置东经11650161165252，北纬335903335637，井田南北宽3.0km，东西长6.5km，面积约19.0km2矿区东20km处有津浦铁路，西有符夹铁路，北接陇海铁路，难在符离集站接津浦铁路，西南有濉符铁路接京九铁路。煤炭外运专线在矿工业广场西侧，北至张庄煤矿、石台煤矿，南至符夹线上的青龙山站。矿区有公路直达淮北市，北至徐州，西至永城市，南至宿州市。北接连霍高速公路，东临合徐高速公路，交通十分方便。矿区交通位置如图1.1二、 地形地貌矿区表层为45.0283.76m厚的第四系冲积层覆盖，形成一个北部偏高，南中部偏低的山间盆地平原。海拔高度一般在+31.5+33.5m之间。矿区东西两侧皆为寒武系、奥陶系灰岩构成的北东、南西走向的低山丘陵，海拔一般在100350m之间。东部有烈山、大鼓山、老鸦山、白顶山等，西部有相山、陈将山等，为地下水和地表水的天然分水岭。矿区内地势平坦。三、河流及水体 流经该井田的河流皆南北走向，西部有岱河，东部有龙河，闸河，南部有龙岱河，均注入濉河，属淮河水系。其中以闸河为最长，全长70km，纵贯全矿区，闸河煤田因之得名。龙河全长60km，发源于萧县城东龙山南麓；岱河流向南东，发源于萧县岱山湖。两河流于本井田东南边缘双庄处汇合。两河流河床下切不深，侵蚀基准面于地表仅差23m；但侧蚀作用显著，河面宽约50150m；河谷标高为+27.00m左右。所有河水流量均受季节控制，河道宽缓平浅，无航运价值。雨季矿区低洼地区积水严重，积水深度一般为0.41.0m。涝期最长可达一个月左右。四、气候矿区地处淮北平原中部，属季风暖温带、半温润气候。冬季寒冷干燥多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和，年平均气温14.5。每年13月和11月、12月份气温在年平均气温以下，410月份在平均气温以上。1月份最冷，月平均气温0.1，极低气温-23，出现在1955年1月6日。7月最热，月平均气温27.5，极端最高气温41.1，出现在1972年月11日。年平均降水量862.29mm。降水多集中在78月份，月平均降水量254.4mm；12月、1月最少，月平均14.7mm。每年68月为雨季，平均降雨天数37天，最长雨季达84天，连续降水最长为10天。年平均蒸发量13009000mm，年平均无霜期约202天，每年12月中旬出现初雪，次年3月2日左右出现终雪，初终雪日数为80天。最大积雪深度350mm。自1966年以来，偏旱年份较之雨涝年份有增加的趋势。年平均日照时数2325.7h，年承受的太阳辐射总量为0.52MJcm2，其中6至8月日照时数最多，12月最少。春夏季节以东南风、东风为主，冬季多北风。年平均风速为3.1 ms，3、4月最大，风速可达3.7ms；9月最少,为2.4ms。春末夏初常有干旱风，最大风速为20ms。冬季风力可达6级，夏季时有风暴，最大风力9级。图1.1 张庄煤矿交通位置图五、地震淮北矿区位于苏鲁豫皖交界地区，东有郯庐大断裂，西有阜阳麻城断裂，北有秦岭纬向构造带，南有宿南断裂（五河-利辛断裂）。根据史料记载，自公元925年以来，在淮北地区这块土地内发生的地震以及邻省波及在中强地震40余次。1937年9月22日，在濉溪县青町与丰涡断裂之间发生4级地震。1983年11月17日5时9分，山东荷泽市与东明县交界处（距淮北市相山200km）发生里氏5.9级地震，波及到淮北地区，本矿职工住宅一幢三层楼房多处墙壁被震裂。据全国地震烈度区划，淮北矿区大部分地区在度范围内，东部少数地区在度范围内。六、矿区经济概况本矿地处华东平原，地区经济发达。主要农作物有玉米、小麦。工业主要有化肥、水泥、发电、副食品加工及手工业等。工农业基础好，对能源需求大，很有必要在本地区建设大中型矿井来满足本地区的需要。七、水源及电源矿井生活用水水源取自矿井井下地下水；工业用水取自处理后的井下排水。矿井6KV主、备用均电源引自杨庄110kv变电站。第二节 矿井开采范围及生产能力一、井田范围井田范围东起闸河附近的煤层露头；西与岱河矿相接；西南隔杨庄与朱庄矿相邻；北以-350米煤层底板等高线和FH3号、FH6号断层相交为界，与岱河矿相邻；与石台矿以443钻孔与74-29孔连线西交FH3断层，东交350米煤层底板等高线为界；地理位置东经11650161165252，北纬335903335637，井田南北宽3.0km，东西长6.5km，面积约19.0km2二、开采上下限井田内含煤地层为二叠系下石盒子组和二叠系山西组。含煤共四层，总厚度为13.05m。可采煤层共三层，分别为3号、4号、5号煤层。其中主采煤层为3号煤层，其它三层为局部可采和不可采煤层。开采上限：3号煤层以上无可采煤层。下部边界：5号煤层为部分可采，不稳定。5号煤层以下无可采煤层。三、井田的尺寸井田走向方向的最大长度为5.70km，最小长度为4.60km，平均长度为5.15km。井田倾斜方向的最大长度为3.9km，最小长度为3.5km，平均长度为3.7km。煤层的最大倾角为21，最小倾角为5，平均为11。井田平均水平宽度为3.8km。井田的水平面积按下式计算： （2.1）式中：井田的水平面积，m2； 井田的平均水平宽度，m； 井田的平均走向长度，m。则：井田的水平面积为：=5.153.7=19.06 (km2)四、矿井工业储量1、储量计算基础1根据朱庄井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2依据煤炭资源地质勘探规范关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7m；3依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。6煤层容重：4号煤层容重为1.40t/m3、5号煤层容重为1.45t/m3。2、井田地质勘探井田地质勘探类型为精查，属详细勘探。朱庄井田的精查地质报告是由325地质勘探队提出，经原安徽省煤炭局批准。井田内的钻孔分布比较均匀，勘探详细。井田内的北部边界，西部边界是以断层为界属C级储量，井田内的其他断层为C级储量。井田的其它边界为B级储量。其他区域为A级储量。高级储量占98% ，符合煤炭工业设计规范的要求。煤层的最小可采厚度为0.8m。3、工业储量计算工业储量按下式计算 （2.2）式中：第i煤层的工业储量，t；第i煤层的面积，m2； 第i煤层的厚度，m；第i煤层的容重，t/m3。3号煤层的公业储量为=20.11061.403.5=9850（万t）4号煤层的公业储量为=20.11061.452.8=8160（万t）5号煤层的公业储量为=20.11061.452.1=6120（万t）则：矿井总的工业储量为：=9850+8160+6120=24130（万t）五、矿井可采储量1、安全煤柱留设原则1工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；2各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。岩层移动角为为62、为70、为66，表土层移动角为43；3维护带宽度：工业广场维护带15m；4断层煤柱宽度30m；井田境界煤柱宽度为30m；煤层露头留设50m煤柱。5表土平均厚度为85m；6工业场地占地面积。根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2.1。则将工业广场定为长400m，宽360m。表2.1 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.82、矿井永久保护煤柱损失量1矿井的边界煤柱、大巷煤柱、断层煤柱的损失量按矿井总储量的10%进行计算。得损失量为2413万t。2工业广场保护煤柱。工业广场按级保护留围护带宽度15m，工业广场的面积由表2.1确定，取14.4公顷。工业广场保护煤柱如图2.3和图2.4。（1）3煤的损失面积为（上底+下底）高/（2cos9）=(759.44+861.09)763.69/(2cos9)=626504.59（m2）；则：3煤的损失量为626504.591.43.5=306.99（万t）（2）5煤的损失面积为(上底+下底)高/（2cos9）=(767.27+876.32)773.25/(2cos9)=643373.99（m2）；则：五煤的损失量为643373.991.452.8=261.21（万t）（3）六煤的损失面积为(上底+下底)高/（2cos9）=(800.83+953.57)845.04/(2cos9)=750509.10（m2）。则：六煤的损失量为750509.101.452.1=228.53（万t）则工业广场保护煤柱压煤量为306.99+261.21+228.53=796.73（万t）。3矿井永久保护煤柱总损失量为2413+796.73=3209.73（万t）3、矿井可采储量计算矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： （2.3）式中：矿井可采储量，万t； 矿井工业储量，万t； 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t； 采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7。则，矿井设计可采储量：=(24130-3209.73)0.8=16736.21（万t）2.4 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2.4.1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300天，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6小时。矿井每昼夜净提升时间为16小时。六、矿井设计生产能力及服务年限（一）、确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2开发条件：包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市)，交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模；3国家需求：对国家煤炭需求量(包括煤中煤质、产量等)的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。（二）、矿井设计生产能力张庄井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件一般，断层褶曲少，倾角中等，厚度变化不大，技术装备较先进，经济效益好，煤质以焦煤居多，交通运输便利，市场需求量大，宜建大中型矿井。确定张庄矿井设计生产能力为120万t/a。3.2.3矿井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、矿井服务年限T三者之间的关系为： （3.1）式中: 矿井服务年限，a； 矿井可采储量，万t； 设计生产能力,万t； 矿井储量备用系数，取1.4；则，矿井服务年限为： =16736.21/(1201.4)=99.6 （a）一水平服务年限为： =12112.8/（1201.4）=72.1 （a）符合煤炭工业矿井设计规范要求。第三节 井田开拓准备介绍一、矿井基本巷道1、井筒矿井共有四个井筒，分别为主立井、副立井、中央回风井和东回风井。（1）、主立井位于矿井工业场地，担负全矿井120万t/a的煤炭提升。井筒内装备一对12t长形箕斗，采用多绳摩擦轮提升机提升。布置有检修道、动力电缆。断面直径为6.0m，净断面面积为28.26m2，表土层掘进断面积为38.47m2，基岩段掘进断面积38.47m2，井深353.7m，基岩段不用加厚井壁。混凝土井壁厚450mm，充填混凝土厚50mm。井筒断面布置如图4.5。图4.5 主井井筒断面布置图（2）、副立井位于矿井工业场地，担负全矿的材料、设备和人员的升降及矸石的提升，并兼做通风、排水、供电用。副立井内采用一对3t固定车厢式矿车双层单车罐笼。断面直径6.5m，净断面面积为33.18m2，表土层掘进断面积为44.18m2，基岩段掘进断面积44.18m2，井深333.7m，基岩段不加厚井壁。混凝土井壁厚450mm，充填混凝土厚50mm。副井内设有梯子间，作为一个安全出口。并设有管子道，电缆道。井筒断面布置如图4.6。图4.6 副井井筒断面布置图（3）、中央回风立井回风立井位于矿井工业场地，井筒净直径5m，净断面面积为19.63m2，表土层掘进断面积为28.26m2，基岩段掘进断面积28.26m2，井深333.7m，担负矿井部分回风风量。内设梯子间作为安全出口。混凝土井壁厚450mm，充填混凝土厚50mm。井筒断面布置如图4.7。图4.7 中央回风立井井筒断面布置图（4）、东回风立井位于矿井东南部井田边界煤层露头以外。担负东部几个采区的通风任务。，井筒净直径为5m，深89m，内设梯子间作为安全出口，净断面面积为19.63m2，表土层掘进断面积为27.33m2，基岩段掘进断面积为27.33m2，井筒断面布置如图4.8。图4.8 东回风立井井筒断面布置图（5）、风速验算所选定的副井作为进风井，中央风井和东风井作为出风井。其断面的大小必须符合风速要求。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭工业设计规范和煤矿安全规程的规定规定。二、井底车场及硐室井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，担负提煤、提矿石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，它是井下运输的总枢纽。井底车场的设计选型原则（1）要留有一定的富余通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30；（2）设计时要考虑矿井增产的可能；（3）尽可能提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。1井底车场的型式和布置形式从矿车在井底车场的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。环形式又可分为卧式、斜式及立式，折返式可分为梭式和尽头式。本矿井设计年产量为120万t/a。煤炭运输采用胶带输送机直接运入井底煤仓。主副井离主要运输大巷比较近，故选用环形卧式井底车场。 2. 空重车线长度煤炭工业设计规范规定，辅助运输采用固定式矿车时，应有下列要求：（1）大型矿井主、副井空、重车线有效长度应各容纳1.01.5列列车；（2）副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳15辆材料车或1.0列材料车。由于采用胶带输送机运煤，可不设主井的空、重车线。副井空、重车线长度可按下式计算： （4.1）式中： 副井空、重车线有效长度，m； 列车数目，取1.3列； 每列车的的列车数，按列车组成计算确定，辆；每辆矿车带缓冲器的长度，m； 机车数，台； 每台机车的长度，m；附加长度，一般取10m。上式中，的数值可由下表4.7确定：本矿井设计选用8t蓄电池机车，带动1.5t固定式矿车，由上表可得每列矿车数应为1216辆，此处按15辆计算。则，副井空、重车线长度为： =1.3152.4+14.5+10=61.3（m）可取副井空、重车线长度为70m。井底车场调车线的有效长度仍按上式计算此时m取1.0，则，调车线长度为： =1.0152.4+14.5+10=50.5（m）可取井底车场调车线长度为55m。材料车线有效长度按下式计算： （4.2）式中： 材料车线的有效长度，m； 材料车数，辆；每辆材料车带缓冲器长度，m；设备车数，辆；每辆设备车带缓冲器的长度，m。则，=152.4+82.7=57.6（m）可区材料车线的有效长度为60m。人车线的有效长度按（4.1）式计算，式中m取1.0则，人车线的有效长度为： =1.0124.28+4.5+10=65.85（m）取人车线的有效长度为70m。表4.7 每列车的列车数机车粘重固定式矿车(t)底卸式矿车1.0 1.5 3.0 3.0 5.0 单机7t架线3050141612158t蓄电池202512161410t架线341719151714t架线29342630双机10t架线203020323井底车场调车方式井底车场的调车方式有以下四种：（1）顶推调车电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副井重车线；（2）专用设备调车设置专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引的重列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成；（3）顶推拉调车在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时将原来的重列车顶入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线；（4）甩车调车电机车牵引重列车行至分车道岔前1020m进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。综合考虑以上四种调车方式，根据本矿井的实际情况，本着快速、简便的原则，采用顶推调车的调车方式。调车作业程序如下：矸石列车进入井底车场进入副井调车线后，架线电机车牵引列车通过绕道，摘钩后机车通过绕道绕到列车尾部，顶推列车进入副井重车线，然后单机绕行到副井空车线拉空列车或材料车驶出井底车场。4井底车场各种硐室的布置井底车场硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、清理撒煤硐室、水仓、调度室、等候室、工具室等。（1）井底煤仓井底煤仓的有效容量可按下式计算： （4.3）式中： 井底煤仓有效容量，t； 矿井设计日产量，t； 0.150.25系数。大型矿井取小值，中型矿井取大值。本矿井可取0.20，矿井设计的日产量为4000t，则需要井底煤仓的有效容量为： =0.204000=800 (t)设计主井井底煤仓为一圆形立仓，漏斗采用双曲线型，坐落于主井井底 附近，煤仓中心线距主井中心线为20m，直径为8.0m，有效装煤高度为20m。煤仓通过两个装载胶带输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为双侧式。（2）主变电所和主排水泵房：主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井底水经管子道从副井井筒排出。主排水泵房为吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成，矿井第一水平正常涌水量为307 m3/h，排水高度为340.7m，由此可确定主排水泵房断面高度为4700mm，断面宽度为4000mm。主变电所由变压器室，配电室及通道组成，其宽度取为5000mm，高度为3500mm。主变电所由变压器室、配电室及通道组成，其宽度取为5000mm，高度为3500mm。（3）水仓布置：水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。水仓布置在井底车场副井井筒的东侧，设内、外两个水仓。内、外水仓间距为15m。煤矿安全规程规定内水仓的有效容积应能容纳矿井正常涌水量8小时的水量，矿井第一水平的正常涌水量为307m3/h，则需内水仓的容量为2456m3。取水仓断面为10.5m2，则矿井内水仓的长度应为：=2456/10.5=233.9m。则设计内水仓的长度为250m。在靠近主井处的轨道大巷中设置清理撒煤硐室，用来清理主井井底泼洒出的煤炭。副井井筒和轨道大巷中间设置等候室和工具室；在东翼、西翼、北翼大巷调车线前各设一个调度室；井底车场平面布置图见图4.9。三、主要开拓巷道 1开拓巷道断面形式主要开拓巷道主要有轨道进风大巷、胶带回风大巷。这些巷道的服务年限比较长，要求能长时间的满足矿井生产的需要，所以采用半圆拱形断面。2巷道的支护方式胶带大巷和轨道大巷的服务年限比较长，都在10年以上，胶带大巷和轨道大巷的净宽为4.5m，净高为3.85m。断面积为15.1m2，掘进断面积为16.8m2。均采用锚喷支护，锚深2.0m，间排距为600600mm，喷射混凝土厚度为200mm，锚杆直径为20mm。胶带大巷、轨道大巷的断面布置如图4.10和图4.111主井 2副井 3北部胶带输送机机头硐室 4北部胶带输送机大巷 5北部辅助输送大巷 6西部胶带输送机机头硐室 7西部胶带输送机大巷 8西部辅助输送大巷 9东部胶带输送机机头硐室 10东部胶带输送机大巷 11东部辅助输送大巷 12调度室 13井底煤仓 14箕斗装载硐室 15清理撒煤斜巷 16中央水泵房 17水仓 18中央变电所 19信号硐室图4.9 井底车场平面布置图图4.10 胶带大巷布置图图4.11 轨道大巷布置图17淮北职业技术学院采矿工程（专科）毕业设计说明书第二章 带区概况第一节 带区位置设计的1带区位于井田西翼，大巷西部。 第二节 煤层与围岩一、带区煤层特征带区所采煤层为3号煤层。煤层特征：黑色，亮煤为主。煤层平均厚度3.5m，煤层倾角513。煤层赋存较稳定，结构较简单，仅含有一层0.3m左右的炭质泥岩夹矸。煤的硬度为23，煤的容重1.40t/m3。带区平均瓦斯涌出量为4.5m3/t，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸危险性，不具有自燃倾向性，自燃倾向性为类。二、煤层顶底板岩石构造情况直接顶：为1.2m1.5m厚的灰色细粒中粒砂岩、砂质泥岩、泥岩。为类直接顶。老顶：为510m灰白色的细砂岩，为级老顶。周期来压明显，跨落步距为1517m。直接底：为灰黑色砂质泥岩、泥岩。老底：为砂质泥岩、细砂岩、中粒砂岩。第三节 地质构造及水文地质一、水文地质带区内水文地质情况较简单，涌水来源主要为4号煤层上覆的砂岩、粉砂岩等弱含水层裂隙水。二、地质构造带区内地质构造简单，煤层整体呈北高南低的单斜构造，煤层倾角为513，平均9。三、地表情况地表平坦无村庄，无河流，为一片良田。搬迁费用少，只需要对良田进行征迁。可以采用全部垮落法处理采空区，并可以在稳定后建设所须各种道路等建筑物。四、煤尘、瓦斯、煤炭自燃情况带区平均瓦斯涌出量为4.5m3/t，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸危险性，不具有自燃倾向性，自燃倾向性为类。第五 节带巷道布置一、带区准备方式的确定带区准备方式优点：不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘条带斜巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。带区准备方式存在的问题，带区车场较多，为解决这个问题，采用在煤层中开轨道集中运料平巷，轨道集中运料平巷见图5.1，各个条带共用一条集中平巷运送材料，运煤采用直接从大巷运输的方式。关于顺槽辅助运输的问题，可以采用多部绞车的方法解决。图5.1 轨道集中运料平巷断面图二、带区巷道布置1带区走向长度的确定该井田以断层和人为划分的边界，把井田划分为五个带区，首采的一带区位于东大巷的东侧，带区走向长1870m左右。2带区内的分带斜长和数目一带区内，根据回采工作面长度以及所留煤柱和斜巷的宽度，定出带区内共有9个分带，分带的斜巷长度平均长为1790m, 分带宽为205m，工作面长195m，顺槽宽均为4.5m，高为3.5m。中部开一中切分带眼便于掘进通风，与进风巷夹角一般85。3带区内煤柱尺寸为保证带区的采出率，在开采的过程中，条带之间采用跳采的开采形式，并保证两翼均衡开采的方法，当已开采结束的工作面稳定后，采用沿空掘巷的方法掘进巷道，分带之间大约留3至5m的小煤壁保证采空区的瓦斯以及涌水不会危机到掘进巷道工人的安全，这样能很有效的提高分带的采出率。4回采工作面数目、及工作面接替顺序一带区为单一煤层开采，带区内布置一个主采工作面，一个备用工作面，首采带区为一带区，然后依次采二、三、四带区。带区内不留设分带煤柱，采用沿空掘巷的方法掘进，故各分带之间采用跳采，首采工作面为4101工作面，然后跳采下一个分带。开采顺序见表5.1表5.1 首采带区开采顺序工作面140914081407140614051404140314021401开采顺序5948372615带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统，即轨道顺槽进风运输顺槽回风。6带区运输带区内的条带运输顺槽铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到胶带运输大巷的胶带运输机，再运至井底煤仓。带区内辅助运输采用绞车运输，材料车从井底车场出来，经运输大巷到集中运输平巷到工作面的轨道顺槽，再到工作面。三、带区生产系统1. 运煤系统煤由工作面刮板运输机运输顺槽转载机、破碎机运输顺槽胶带输送机分带煤仓大巷胶带输送机井底煤仓立井箕斗地面。2. 辅助运输系统工作面设备、材料经副立井罐笼运至井底，用电机车运至带区车场，再用绞车运至工作面。运输路线如下：地面副立井-300m井底车场轨道进风大巷带区车场煤层集中进风平巷工作面轨道顺槽工作面3. 通风系统带区1401工作面风流路线为：副立井井底车场轨道进风大巷煤层集中进风平巷工作面轨道顺槽工作面工作面运输顺槽胶带回风大巷回风石门中央风井 地面。通风系统风流路线如图5.2。4. 排矸系统矸石由矿车经轨道进风大巷运至井底车场，再由罐笼提至地面。5. 供电系统供电：地面变电站副立井中央变电所轨道进风大巷轨道集中平巷工作面6排水系统工作面的水会自动流入大巷，部分不能自流的采用抽排的方法排至大巷，经由大巷水沟流至井底水仓，再由主排水泵排至地面。图5.2 通风系统风流路线图四、带区内巷道掘进方法1施工方法带区内所有工作面顺槽均沿煤层底板掘进，采用综掘机及其配套设备施工，后配备胶带和SGW-40T型溜子组成的机械化掘进。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；2掘进通风基本要求：掘进工作面回采巷道中采用窄煤柱单巷掘进应采用局部通风机压入式通风，不得采用扩散通风。局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距风口不得小于10m，掘进通风方式分为压入式，抽出式和混合式。压入式通风：能很快的将工作的有害气体从冲淡并排出。所排出的炮烟在巷道中蔓延扩散，时间较长。抽出式通风：由于风筒吸入附近的风速随着远离吸入口向急剧降低，有效吸程小，放入工作面有害气体的排出时间长。污风流过局部通风机，安全性差。其优点是有害气体沿风筒排出，不污染。巷道混合式通风：这种通风方式兼有压入式和抽出式通风的优点，但抽出式局部通风机仍有污风通过，且系统复杂，所以它运用于瓦斯涌出量不高的大断面长巷道的掘进通风。结合本矿实际情况，通风方式为压入式，采用局部通风机通风，由于巷道太长，为保证安全，一般在一半距离的时候开中切眼。每个掘进工作面配备两台JBT61型(28KW)局扇。五、带区生产能力及采出率1. 带区生产能力由于综采工作面产量大，只布置一个综采工作面即可满足矿井年产量的要求。（1）综采工作面的生产能力，按下式计算： （5.1）式中： 工作面生产能力，万t/a； 工作面长度，195m；煤层厚度，3.5m；工作面年推进长度，=30060.686=1234.8 (m/a)；煤的容重，=1.40t/m3；工作面回采率，取=0.95。则：=1953.51234.81.400.95=112 (万t/a)（2）掘进工作面的生产能力带区内掘进工作面的出煤量按综采工作面生产能力的10%来估算。则：=11210%=11.2 (万t/a)（3）带区生产能力=+=112+11.2=123.2 (万t/a)矿井设计井型为120万t/a，带区生产能力123.2万t/a，能满足矿井的产量要求。2. 带区采出率带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：工业储量汇总见表5.1。带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量100% （5.2）带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占3%7%；带区内分带煤柱不可回收损失；带区内断层煤柱损失等。表5.2 带区工业储量汇总表项目分带分带长度分带宽度煤层倾角煤的容重煤厚工业储量合 计(m)(m)()(t/m3)（m）(万t)(万t)一分带160320571.43.5161.02131389.5243二分带173020561.43.5173.7785三分带175020561.43.5175.7875四分带152020561.43.5152.6840五分带152020551.43.5152.6840六分带152020551.43.5152.6840七分带145020561.43.5145.6525八分带172020571.43.5172.7740九分带102020591.43.5102.4590带区内工业储量为：1389.524万t带区可采储量为：=（1630+1730+1750+15203+1450+1720+1020）1951.43.510-4/cos6 =1331.618（万t）带区内实际采出煤量为：1331.618（1331.6187%）=1198.456万t则：带区采出率 = 1198.456/1389.524100% =86.2%根据煤炭工业设计规范规定：采（盘）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为86.2%，符合煤炭工业设计规范规定。六、带区车场选型设计1、确定带区车场的形式、线路布置和调车方式1带区车场的形式和线路布置带区煤层倾角小，平均9。为保证安全可靠，建设煤层集中平巷，带区煤层运料平巷通过带区下部车场与轨道大巷相连接，除了带区下部车场，带区内没有其它车场。带区下部车场采用顺向平车场（如图5.3），通过提升绞车提升；绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带轨道斜巷内采用绞车牵引矿车进行辅助运输。图5.3 带区下部车场型式图2带区车场的调车方式装满设备和材料的小矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入带区车场。在带区车场下部停车线上，矿车与电机车脱钩，小矿车和材料车通过提升绞车提至平车场的平台摘钩，然后沿着矿车行进方向进入带区煤层运料平巷。2、带区主要硐室布置1分带煤仓在分带运输斜巷与胶带运输大巷连接处，大巷两侧对应两个分带设一个分带煤仓。分带煤仓采用垂直煤仓，断面为圆形，煤仓高度为25m，用混凝土砌碹支护，壁厚300mm。煤仓容量按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算： （5.3）式中 煤仓容量，t； 防空仓漏风留煤量，取=10t；工作面长度，=195m；采高，M =3.5m；进刀深度，b=0.686m；煤的容重，=1.40t/m3；工作面的采出率，=0.95；同时生产的工作面数目，取=1。=10+1953.50.6861.400.951=622.70 （t）煤仓的断面半径：（m）所以煤仓断面直径取5m，煤仓高度25m，容量686.88t。2绞车房绞车房布置在岩层中，距轨道大巷30m，距离带区煤层运料平巷20m左右(见图5.3)，以利于维护。3带区变电所井底中央变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于带区用电负荷中心。布置在带区下部轨道大巷和运输大巷之间。采用锚喷网支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200300mm。具有0.3%的坡度。第四章 采煤方法第一节 采煤方法选择一、采煤方法选择的原则采煤方法选择是否合理，直接影响到整个矿井的安全生产和各项技术经济指标，必须在严格执行国家技术政策、法规和规程的基础上，做到技术先进、经济合理、生产安全。1技术先进（1）采煤工作面机械化水平高、单产高。发展高度的机械化是实现高产、高效、安全的决定性因素。（2）煤炭质量好。选择先进的采煤工艺，改善顶板管理，防止矸石混入煤中，尽量减少煤的含矸率和灰分。在可能的条件下，增加块煤率，降低煤的水分。（3）煤炭采出率高。提高采出率，减少煤炭损失，充分利用煤炭资源，是社会主义煤炭企业的一项重要技术政策。同时，也有利于防止残留煤炭自燃，延长工作面、带区和矿井的服务年限。带区采出率厚煤层不小于75；中厚煤层不小于80；薄煤层不小于85。2经济合理（1）劳动效率高。在提高工作面单产的同时，提高劳动效率，才能获得好的经济效果。主要措施是改善回采工艺和劳动组织，努力实现机械化和自动化。（2）材料消耗少。减少采煤工作面各种材料消耗，加强管理，改进设计，注意回收复用。（3）成本低。降低成本的主要措施是加强生产管理，合理使用劳动力，认真组织工作面正规循环作业，切实实行按项目分类的成本控制，从各方面减少煤炭生产费用。3生产安全保证生产安全是煤炭企业一项经常而又重要的任务，应不断提高科学管理水平，应用先进技术和先进装备，认真贯彻煤矿安全规程，确保安全生产。二、采煤方法选择一带区在3号煤层生产，3号煤层为中厚煤层，平均厚度为3.5m，属稳定煤层，煤层硬度f=23，其节理裂隙发育，产状平缓，首采带区倾角513，为实现工作面高产高效，综采一次采全高较为有利，故确定工作面采用综采一次采全高工艺，全部跨落法管理顶板。三、工作面长度、推进方向、推进度设计工作面长195m，回采工作面后退式开采，即工作面向大巷方向推进。按采煤机牵引速度4m/min计算，割一刀需时49分钟，采煤机的开机率在0.30.45之间。采煤工作面日循环6刀，三班生产一班检修。工作面每刀进尺0.688m，日循环进度为4.116m，每年按300天计算，年推进度为0.6866300=1234.8m/a。第二 节回采工艺一、回采工作面落破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽，少量煤由人工铲子攉装到刮板输送机内。二、采煤机选型采煤机的选择要考虑工作面的地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理，有较大的适用范围，以便在实际生产过程中有较强的适应性，而且，采煤机的生产能力必须满足设计要求。根据目前的生产技术水平，参照临近矿井多年的生产经验，本设计工作面采高定为3.5m，采煤机截深0.686m，每天进度4.116m，工作面设计年产量120万t/a。为实现高产高效，提高劳动生产率，选用大功率无链牵引采煤机较为合适，根据以上原则，本工作面选用MGT375/750型双滚筒采煤机，其技术特征见表6.1。表6.1 MGT375/750型双滚筒采煤机技术特征项目技术特征单位型号MGT375/750采高1.83.6m适应煤质硬度（或煤的坚固性系数）F4.5kg/cm2（或f）煤层倾角25截深686mm滚筒直径1.8m牵引方式液压无链牵引力350kN牵引速度06.5m/min牵引形式链轮销排滚筒中心距10073mm机面高度1190mm卧底量200mm电动机功率375kW台数1台电压1140V喷雾灭尘方式内外喷雾总重40t制造厂家太原矿山机器集团有限公司三、进刀方式：由于4煤赋存稳定，煤层倾角平缓，采煤机采用端部割三角煤斜切进刀、往返一次割两刀的割煤方式，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。割三角煤进刀过程如下：（1）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 图6.1（a）；（2）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 图6.1（b）；（3）再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处图6.1（c）；（4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，图6.1（d）。图6.1 工作面端部割三角煤斜切进刀(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-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机四、工作面运输方式及运输机械1回采工作面运煤方式为配合综放工作面采煤机割煤，使采煤机割下的煤炭及工作面放出的煤顺利运出工作面，回采工作面采用与采煤机生产能力相适应的刮板输送机运煤，回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到分带运输斜巷。2刮板输送机选型刮板输送机选型原则：刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲自移式刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中单链；煤质有硬有软时，选用中双链。输送机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤层底版较松软时才选用闭底式。综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般24台，应优先选用双电机双机头驱动方式。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力的20%。根据以上的选型原则，并且考虑与采煤机的配套原则，选用SGZ-764/264型刮板输送机其技术特征见表6.2所示。五、工作面支护方式及支架选型矿井设计开采煤层是中厚煤层，采用综合机械化一次采全高开采，综采工作面的支护设备为液压支架。根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并结合实际情况，选用支撑掩护式液压支架及其相配套的端头支架。表6.2 SGZ764/264型刮板输送机技术特征表项目技术特征单位标准型号SGZ764/264设计长度200m出厂长度150m运输能力900t/h链速1m