关 键 词：

含CAD图纸+文档 大同 煤矿 集团 恒宝源 煤业 有限公司 11 开采 设计 CAD 图纸 文档

资源描述：

压缩包内含有CAD图纸和说明书,均可直接下载获得文件，所见所得，电脑查看更方便。Q 197216396 或 11970985

内容简介：

毕业设计中文题目：大同煤矿集团恒宝源煤业有限公司9、11号开采设计英文题目：No. 9、11 mining design of Datong Coal Mine Group Heng Bao Yuan Coal Industry Co., Ltd.学 院： 姓 名： 学 号： 专 业： 班 级： 指导教师： 职 称： 完成日期： 年 6 月 1 日摘 要 本次设计为大同煤炭集团恒宝源煤业有限公司9、11号开采设计，其地理坐标为东经1121752至1121922，北纬392318至392350。其地理位置很不错，交通运输便利。据井田地质资料，煤层厚度在1.20m-17.22m之间，平均厚度8.1米。根据矿井涌水量预测，该矿井的涌水量很小。本矿井工业储量316.368M t，可采储量288.38Mt。设计年产量为3.0Mt，服务年限74年。矿井采用斜井开拓，主井用于运煤，副井采用斜井用于行人与运料。回风井则采用立井的方式。回采工作面实行“四六”制作业。工作面长度为300m，采用采煤机割、装煤，刮板输送机运煤的方式，并采用及时支护。矿井采用抽出式通风，各采掘工作面实行并联通风，其中掘进工作面为压入式通风。关键词：恒宝源煤矿；斜井开拓；抽出式通风ABSTRACTThe 9、11 mining design of Datong Coal Mine Group Heng Bao Yuan Coal Industry , of the geographical coordinates of longitude 112 degrees east latitude 17 52 to 113 degrees 19 22, 39 degrees north latitude 23 18 to 39 degrees 23 50. Its geographical location is very good, convenient transportation.The mine industrial reserves of 316.368M T, designed annual output of 3.0Mt 288.38Mt. mining reserves, 74 years of service. The mine uses the double vertical slope main slope for comprehensive development, coal, auxiliary inclined for pedestrian and transport material. By way of the return air shaft shaft. The implementation of coal mining face 46 production industry.The length of the working face is 181m years, the coal scraper conveyor, and the timely support.The mine adopts draw out ventilation, and parallel ventilation is adopted in each mining face, in which the driving face is pressed ventilation.Keywords: Heng Hao Yuan mine; siope development; draw out ventilation目 录1 井田概况及井田地质特征11.1 井田概况11.2 井田地质特征31.3 设计煤层特征31.3.1 地层41.3.2 构造52 井田储量和服务年限102.1 矿井工业储量102.1.1储量计算方法102.1.2储量主要参数的确定112.2 矿井可采储量112.2.1 边界煤柱112.2.2 工业广场煤柱压煤112.2.3 其他煤柱损失122.2.4 总设计煤柱损失122.2.5 矿井设计可采储量122.3 矿井设计生产能力及服务年限122.3.1 矿井的工作制度132.3.2矿井设计生产能力确定132.3.3 矿井服务年限的计算133 井田开拓143.1 井田开拓方式的选择143.1.1井口形式、数目和位置的选择143.1.2工业场地位置163.1.3 开采水平的确定173.2 矿井开拓巷道183.2.1 井筒184 采区巷道布置及装备234.1 采区巷道布置234.1.1采区划分234.1.2 开采顺序234.1.4采区煤柱的确定234.1.5 区段斜长和数目234.2 采区内煤层的开采顺序244.3生产系统244.5采区生产能力的确定255 采煤方法275.1 采煤工艺方式275.1.1 采煤方法的选择275.1.2确定回采工作面长度、推进方向、推进度275.1.3 回采工艺305.2.3采煤设备选型325.2.4 支架选型及校核376 矿井通风及安全技术446.1 矿井通风系统选择446.1.1 通 风446.2 防止特殊灾害的安全措施466.3 抽放瓦斯476.4安全监测、监控487 矿井提升、运输及排水系统507.1 主副井提升选型507.2 井下排水527.2.1 主排水设备选择应符合下列规定528 资源/储量估算558.1 资源/储量估算范围及工业指标558.2 资源/储量估算方法及参数的确定558.3 资源/储量类别划分原则568.4 资源/储量估算结果56参考文献58致谢591 井田概况及井田地质特征1.1 井田概况 1)、位置大同煤矿集团恒宝源煤业有限公司井田位于朔州市朔城区下团堡乡上磨石沟-白家窑村一带。行政区划属朔城区下团堡乡管辖，其地理坐标为东经11217521121922，北纬392318392350。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200921号文及其大同煤矿集团恒宝源煤业有限公司采矿权申请范围核查表，大同煤矿集团恒宝源煤业有限公司兼并重组后其井田范围由下列拐点坐标连线圈定：西安80坐标系（6度带）1X=4363750.00 Y=37609820.002X=4364750.00 Y=37612810.003X=4364320.00 Y=37612810.004X=4364320.00 Y=67615200.005X=4362890.00 Y=37615520.006X=4362820.00 Y=37615500.007X=4362250.00 Y=37615610.008X=4360505.00 Y=37611550.009X=4364150.00 Y=37609820.00井田东西最长2.33km，南北最宽1.74km。42恒宝源煤层边界图 1.12)、交通本井田东南距下团堡乡8km，东距平鲁朔州公路8km，距大（同）运（城）二级公路10km，东距刘家口煤炭集装站7km，距朔州市16km。北同蒲铁路线经朔州市通过，向北经大同可通往内蒙、河北，向南经省城太原通往全国各地。1.2 井田地质特征1)、地形地貌井田位于管涔山脉东麓，地表大部为黄土覆盖，经长期冲刷切割，呈现为低山丘陵地貌。纵观井田，地形比较平缓形。井田总的地势为东西略高中部略低，地面最高点位于东部边界处，标高1450.13m，最低点位于井田中部河谷底，标高1313.78m，最大相对高差136.35m。2)、水文井田中央低洼处，低洼沟谷处自北向南方向延伸，井田内大小沟谷平时基本干涸无水，唯夏季雨水略微多一点，流量不大，经河流自然排水，为季节性河流。井田地表水属海河流域永定河水系桑干河支系。3)、气象井田位于晋西北黄土高原区，属温带大陆性气候。空气干燥、昼夜温差大、风沙多，为本区气候的主要特点。全年平均气温4.62，一月份最冷，平均气温-12.8，最低气温-32.3。七月份最热，平均气温22，最高气温36.2。年平均降水量260mm，主要集中在七、八月份，占全年降水量的53%以上。年蒸发量932.62013.0mm，平均1722mm，为年降水量的3倍。全年无霜期105122天，初霜期为九月下旬。冰冻期为十月下旬到次年四月中旬，最大冻土深度1.52m。本区风沙大，六级以上大风（风速大于15.2m/s）平均有26天以上。一般风沙日在282天以上，多集中在冬春季节。风向以西北风最多，最高风速可达19m/s以上。4)、社会经济朔州地区地下资源丰富，有丰富的煤炭和石灰岩，还有高岭土、云母、铁、锰等，工业以采煤为主，其它有机械、建材、化肥、电力、印刷、陶瓷、农副产品加工等。地区经济较为发达。1.3 设计煤层特征据调查矿方，本井田内目前尚未发现有小窑开采现象。该井田周边关系，参看四邻关系示意图.四邻关系示意图1.21.3.1 地层1）井田地层本井田位于宁武煤田平朔矿区西部，地表大部分被黄土覆盖，沟谷中有二叠系上统上石盒子组，下统下石盒子组、山西组及石炭系上统太原组基岩出露，根据井田内地层出露情况及钻孔揭露情况，对井田地层由老到新分述如下：2）、含煤地层井田内含煤地层为石炭系上统太原组（C3t）及二叠系下统山西组（P1s）。主要含煤地层为太原组。现分述如下：3）太原组（C3t）本组含4-1、4-2、9、11号主要可采煤层及5、10号不稳定局部可采煤层。根据含煤性可分为两段： 下段：从K2至8号煤层上砂岩底，厚度48.1062.30m，平均59.91m。含8、9、10、11号煤层，为一套砂岩、泥岩、砂质泥岩、石灰岩及煤层组成的含煤层段，11号煤层顶板为砂质泥岩、底板为砂质泥岩，煤层层位稳定，是在潮坪和潮坪砂坝的基础上发育起来的泥炭沼泽，煤以半暗煤为主，硫含量较高；9号煤层沉积厚度大，煤岩类型以半亮煤为主，硫分含量较高，在煤层中可见透镜状黄铁矿、菱铁矿结核，9号煤层为半咸水三角州前缘和三角州成煤环境的产物。再向上为三角州分流河道沉积，在其两侧洪泛盆地或支流前端，局部地方发育了沼泽，沉积了不稳定的8号煤层。上段：从8号煤层上砂岩底至K3砂岩底，厚度39.2250.10m，平均43.25m。含有41、42、5号煤层， 41、42号煤层稳定可采，5号煤层不稳定局部可采，具高灰低硫的特点，为发育在三角州平原洪泛盆地上的淡水泥炭沼泽。4）山西组（P1s）主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及粉砂岩组成，在其中下部发育3层薄煤层，均为不稳定不可采煤层，含煤性较差。根据上述情况可知，井田主要含煤地层为石炭系上统太原组。其主要特点是含可采煤层多，厚度比较大，分布比较稳定，反映了晚石炭世太原期在井田一带形成了良好的成煤环境，其广泛分布的泥炭沼泽环境非常适宜植物生长，且延续时间长，从而堆积形成了厚度较大、全区稳定可采9、11号煤层。1.3.2 构造本井田位于宁武煤田平朔矿区西部，总体比较平整，井田内共有1条正断层，现简述如下： 1)F1正断层：其位置位于井田的南部，轴向近南北，倾向东， 20，落差为0.6米，在恒宝源矿区内，长度约是720m。2)9号煤层位于太原组下部，上距5号煤层28.0643.59m平均35m。煤层厚度1.2017.22m，平均8.1m，为全区稳定可采煤层。该煤层结构简单较简单，含夹矸05层。夹矸岩性多为泥岩、炭质泥岩。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、中、细砂岩。煤层厚度变化较大见图1.3。1.3 9号煤层底板等高线图3)10号煤层位于太原组下部，上距9号煤层2.102.68m，平均2.39m。煤层厚度01.07m，平均0.43m。在西部风氧化带处可达3.60m，为不稳定局部可采煤层，可采区位于井田西部。该煤层结构简单，含夹矸0-2层。该煤层直接顶板为中砂岩，底板为砂质泥岩。4)11号煤层位于太原组下部，上距10号煤层2.603.92m，平均3.28m.煤层厚度0.3715.31m，平均7.5m。为全井田稳定可采煤层，该煤层结构较简单，含夹矸02层，夹矸岩性为高岭岩或炭质泥岩。该煤层直接顶板为砂质泥岩，底板为砂质泥岩。表1-2-1 原煤化验主要指标汇总表两极值/平均值(采样点数)层号Mad %Ad %Vdaf %Qgr.d MJ/kgSt.d%ARD4-10.42-3.481.78（4）24.68-31.4428.76（4）37.04-39.8838.37（4）21.55-23.6222.36（4）0.68-1.080.89（4）1.41-1.581.51（4）4-20.34-1.000.67（2）22.04-30.7526.39（2）37.42-39.2838.34（2）21.63-24.9523.29（2）0.83-1.841.34（2）1.41-1.481.45（2）51.15-4.822.7428.05-34.5331.3940.47-41.6441.2121.19-23.2521.550.33-0.680.4890.79-4.322.02（4）12.01-23.2118.91（4）36.67-39.4938.19（4）24.32-29.6726.44（4）1.33-1.841.57（4）1.35-1.491.44（4）100.47-3.922.20（2）19.08-27.7523.42（2）38.10-46.3242.21（2）23.50-25.5924.55（2）2.85-4.973.91（2）1.47-1.481.48（2）110.43-2.941.60（5）19.88-27.4922.38（5）37.2-43.1439.62（5）23.12-26.3425.12（5）1.82-4.362.64（5）1.41-1.521.47（5）9号煤：13-0.5mm粒级中3-0.5mm粒级产率41.32%，6-3mm粒级产率32.51%，13-6mm粒级产率26.18%，小于0.5mm级产率占全样28.86%。各级质量以13-6mm级灰分最高，硫分变化均随粒级变小而含量降低。表1-2-2 9号煤层浮沉试验综合成果表密度级产率%灰分%浮煤累计%沉煤累计%分选密度0.1产率灰分产率灰分密度g/ml产率%123456789全级100.0023.30-1.307.695.717.695.7192.3124.761.3048.421.3-1.440.737.2848.427.0351.5838.571.4056.961.4-1.516.2313.9164.658.7635.3549.891.5021.951.5-1.65.7222.2770.379.8629.6355.231.608.741.6-1.86.0431.3876.4111.5623.5961.331.706.041.8-2.04.1446.1280.5513.3319.4564.571.805.09+2.019.4564.57100.0023.301.904.14小计10023.30煤泥3.266.85总计10022.77 5)、煤的风氧化本区各可采煤层埋藏深度在120米以下，钻孔揭露煤层取样化验未发现有风氧化现象。6)、煤类及工业用途评价（1）煤类9号煤浮煤的挥发分37.30-38.82%，粘结指数8-35，确定煤类为长焰煤。11号煤浮煤的挥发分38.49-41.72%，粘结指数8-23，确定煤类为长焰煤。（2）煤炭质量分级本区各可采煤层的煤类均为长焰煤，属于动力用煤，煤炭质量分级按灰分GB15224.1-2004、硫分GB15224.2-2004、发热量GB15224.3-2004。9号煤属低灰中灰，中硫中高硫分，中热值特高热值，高挥发分， 弱粘结性的长焰煤。11号煤属中灰，中高硫-高硫分，中热值-高热值，高挥发分， 弱粘结性的长焰煤。（3）工业用途各可采煤层的工业用途适宜动力用煤，可供发电和各种工业燃煤锅炉用煤，也可供气化用煤，此外各煤层均含油或富油且煤的变质程度较低可考虑液化用煤。7)、煤层气调查平朔矿区各可采煤均处于瓦斯风化带，对煤气的生成有利，但本井田没有良好的储气构造，断层较发育，储、盖地质条件不利于煤层气储集，瓦斯生成后大部份散失，以往矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，因此本区的煤层气无开发利用价值。8)、煤中微量元素煤中微量元素含量测定(见表3-2-6)，锗含量各煤层在1-6ppm之间，镓含量11-28ppm，铀含量在0.4-3ppm，钍含量6-15ppm，钒含量3-28ppm。各元素都达不到工业提取品位。2 井田储量和服务年限2.1 矿井工业储量矿井的储量指的是矿井内可采煤层的全部储量。通过对矿井储量的分类和分级，表明煤炭的储量,质量,储量的可靠性以及可以被开采的利用程度和价值。1)、工业储量矿井的工业储量是指矿产储量分类中开采储量和设计储量的中和，其中计算公式是：工业储量=A+B+C。其中A,B级称为高级储量，C,D级称为低级储量。储量级别越高，表明煤层地质情况被查明的程度越高，储量的可靠性越高。据地质资料和井田边界经过多次精确测量，计算出大同煤炭集团恒宝源有限公司的一些参数，参数如下井田边界的最西边西安坐标是37609820.00，最东边坐标是37615610.00所以东西最长为5790米。井田边界的最南边坐标是4360505.00，最北边坐标是4364750.00所以南北最长是4245米。经测量，该面积约为24.579平方千米。更据地质图显示，除去村庄等周边场地，所剩下的面积约为16.9平方千米。该矿设计开采9号和11号煤层。其中恒宝源煤业有限公司整合矿井9号煤层的平均厚度是8.1米，11号煤层的平均厚度是7.5米。经专家测量煤炭的平均容重是1.2所以煤炭的工业储量经计算大约： 7.5+8.1=15.6（米）9号煤层的储量是16.91.28.1=164.268百万吨11号煤层的储量是16.91.27.5=152.1百万吨2.1.1储量计算方法 井田内地层倾角小，采用水平地质块段法进行资源/储量估算。估算公式：Q=SMD/10。式中： Q资源量/储量；万t； S水平投影面积，k（m2）； M块段平均采用厚度，m； D视密度，t/m3。 本次估算共获得井田内批采煤层9号和11号煤保有资源/储量（111b+122b+333）316.368百万t。其中探明的（可研）经济基础储量（111b）265.75百万t，（111b）占总资源/储量84%，控制的（可研）经济基础储量（122b）18.98百万t，(111b+122b) 占总资源/储量90%，推断的出9号和11号煤层一共约284.73百万t。2.1.2储量主要参数的确定 1）.面积的确定 2）CAD查询法 3）.煤层厚度的确定 块段内煤厚采用块段内各见煤点，生产实测煤厚的算术平均值，各见煤点储量估算煤厚按以下确定。 使用CAD查询功能可大体计算出井田投影面积：2.2 矿井可采储量矿井设计储量计算矿井设计储量=矿井工业储量永久煤柱损失2.2.1 边界煤柱 井田边界长度约为15000m，取边界煤柱30m。则边界煤柱损失： P1=150003015.61.2=842.4万吨2.2.2 工业广场煤柱压煤表2-1-1矿井工业场地占地面积指标：井型与设计生产能力（万吨/年）占地面积指标（公顷/10年）2403000.70.81201800.91.045901.21.39301.5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。本次设计矿井年产量为300万吨/年。恒宝源矿煤层为近水平煤层，则工业工厂工业广场煤柱损失为P2 =50050015.61.20.8=374.4万吨。2.2.3 其他煤柱损失其他煤柱煤炭损失P3，按工业储量的5%计算。P3=316.3685%=1581.84万吨2.2.4 总设计煤柱损失P= P1+P2+P3=2798.64万吨2.2.5 矿井设计可采储量矿井可采储量按下式计算： （2-1） 式中：矿井设计可采储量，万t；矿井工业储量，万t；可采煤柱损失，万t；采区回采率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%。经计算，矿井设计可采量为288.38百万t， 2.3 矿井设计生产能力及服务年限2.3.1 矿井的工作制度矿井设计年工作日为300天。作业方式为“四六”制作业，即三个班生产，一个班检修。每班工作六小时。2.3.2矿井设计生产能力确定矿井生产能力的确定，主要考虑以下几方面因素： 1.储量因素：井田内9号和11号煤层资源/储量（111b+122b+333）为316.368Mt，设计可采储量为288.38Mt。若生产能力为1.2M/a，矿井服务年限为240.3a，矿井服务年限较长，不能充分发挥当地的资源优势；若生产能力为3.0Mt/a，矿井服务年限为96a，矿井服务年限与矿井生产能力匹配，同时符合煤炭工业矿井设计规范的要求。 2.煤层赋存情况及开采条件因素：太原组9号和11号煤层为厚煤层，煤层赋存稳定，倾角一般为3。两煤层间距平均为12m左右，适宜联合布置。井田地质构造、水文地质条件较简单，矿井属低瓦斯矿井，煤层顶板较稳定，地温地压正常，开采条件较好。 综合考虑以上因素，矿井设计生产能力确定为3.0Mt/a。2.3.3 矿井服务年限的计算矿井服务年限均按下式计算： (2-2）式中：服务年限；设计可采储量，百万t；设计生产能力，百万t/a；储量备用系数，取1.3。则：矿井服务年限=288.38/3.01.274a3 井田开拓3.1 井田开拓方式的选择3.1.1井口形式、数目和位置的选择1）、井口形式 井筒形式一般有三种：平硐、斜井和立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最为复杂。表3-1-1 井筒选择表井筒形式优点缺点适应条件平硐开拓井下煤炭运输不需要转载便可由平硐直接运输到外面，工业设施特别简单，井巷工程量比较小，有利于排水，掘进速度快，不留或则少留工业场地的煤柱，煤柱损失少。受地形即埋藏条件限制。适合煤层赋存较高的山岭、丘陵，或沟谷地区。立井开拓立井的适应性比较强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯和水文等自然条件的影响限制 1.施工复杂，设备多技术要求高；2.施工困难掘进速度慢；3.不能躲开煤层顶底板含水层。1.煤层埋藏较深，或冲击层厚；2.水文条件复杂，围岩不稳定需特殊施工；3.倾斜长度大，用立井开采兼顾小开采。斜井斜井1.地质条件较好井筒掘进技术简单;2.斜井开采每个水平井底车场易靠近储量中心;3.井口可靠近井田边界，工业广场留煤少;4.主井做斜井时可做安全出口;5.建井工期短;6.可用皮带运输，实现连续运提。受地形及煤层埋藏条件限制。1.便于布置工业广场和引进铁路，2.水文地质条件好。综合开拓可充分利用各种开拓方式的优点。 2）、井口位置井筒位置选择要有利于减少井巷初期的工程量，缩短建井工期，减少占地的利用面积，降低运输成本费用，节省投资；要有利于整个矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：（1）沿井田走向的有利位置（2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置（3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。（4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。（5）井口位置应方便布置工业广场井口附近要布置主井和副井生产系统的构造利用场地，建筑物以及引进铁路专用线。为了放便地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面比较平坦，洛差不能过大，应尽量避免穿过村镇住宅区，文物以及古迹保护区，陷落区和采空区，应该尽量避免型桥涵隧道工程等，大体的规范以及注意事项就是这些。（6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免决堤的威胁和防洪的措施。由于本井田平缓倾角小，厚度变化小。因此把井筒置于井田的中央部位，即工业场地之中。3)、井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，为满足设备，人员矸石等的辅助提升及进风需要设置一副井，一风井。因为井田面积较大，先开采第一采区,共设计三个井筒。由于煤层深度不是很深，而且煤炭资源比较多，生产能力比较大，所以经过多种因素综合考虑，采用主斜井，副斜井，回风立井的开拓方式。设计主斜井的优点是提升能力大，采用皮带提升，能实现连续运提，提升费用低；延伸井筒施工比较方便，对正常生产的干扰小。设计副斜井的优点是辅助运输采用无轨胶轮车，系统简单，运输方便，人员设备可以直接抵达工作面。设计主斜井的优点是井筒短，通风阻力小通风容易。3.1.2工业场地位置工业场地位置选择的主要原则1）利于矿井开拓部署，为矿井尽快达产创造条件。2）有利于减少地面土地的工程量，井口以及工业广场位置选择要充分考虑到地形的条件，应该尽量选择在地势平坦地面上。3）有利于煤层的赋存条件，根据煤层赋存条件特点，井口及工业场地位置的选择要有利于主要可采煤层初期首采煤层首采区域的开采，并兼顾生产后期及其它煤层的开采，以减少初期井巷工程量和场地压煤量。4）充分利用现有工业场地和设施，以减少矿井投资。5）充分考虑电源、水源和煤炭运输等外部条件，井口及工业场地位置应尽量靠近公路和铁路集装站，以减少进场公路长度及矿井生产营运费用。根据这些要素我们可以基本确定工业场地的位置，工业场地的位置应该选择在主、副井井口附近，即井田的中部附近。3.1.3 开采水平的确定1）.水平高度的确定根据煤炭工业矿井设计规范第3.2.4 条规定：矿井开采水平划分应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术与装备水平、资源储量和生产能力等因素，经过综合比较确定，并且应该符合下列的这几条规定：（1）当矿井划分为阶段开采时，其阶段垂高宜为：缓倾斜、倾斜煤层200350m； 急倾斜煤层100250m。（2）条件允许的缓倾斜煤层，瓦斯含量低、涌水量不大时，宜采用上、下山开采相结合的方式；（3）近水平多煤层开采，当层间距不大时，宜采用单一水平开拓；当层间距大时，可分煤组(层)多水平开采。由于煤层露头不一或煤层倾角变化大，造成部分区域上(下)山斜长过长时，可在该区域适当位置设辅助水平。经本煤矿的地形条件，综合分析方案比较后确定矿井划分为两个水平。 2）.采区划分根据井田的开拓布局方式，全矿井可以划分为三个采区，每个采区都比较平缓。 3).开采顺序根据开拓布局，首先开采一水平的第一采区，也就是一采区，然后开采下水平的相应采区。依次类推，直到采完整个矿井为止。3.2 矿井开拓巷道3.2.1 井筒1).井筒的用途、布置及装备根据井田的初步开拓布署，该矿井共布置有三个井筒，即主斜井、副斜井回风立井，全井田采用的是联合开拓的方式。具体如下：（1）、主斜井：表土段采用混凝土砌碹，基岩段采用锚网喷支护，半圆拱断面，净宽5.20m，净高4.00m，净断面17.89m2，表土段掘金断面24.38 m2，基岩段掘金断面21.45m2，井筒斜长980.5m，坡度16。装备普通带式输送机和铺设检修轨道，担负全矿井的原煤运输任务，兼作进风井。（2）、副斜井：表土段采用混凝土砌碹，基岩段采用锚网喷支护，半圆拱断面，净宽5.5m，净断面25m2，表土段掘金断面30m2，基岩段掘金断面28m2，井筒长度1013.0m，倾角16。采用无轨胶轮车运输，担负矿井的辅助运输任务，同时兼作进风井。 （3）、回风立井：净直径5.0m，净断面19.63m2，表土段掘金断面34.19m2，基岩段掘金断面24.62m2，垂深270m至11号煤层，倾角90，井筒形状圆形，表土段、基岩段采用混凝土碹支护，担负全矿井的回风任务,设设梯子间,作为矿井的另一安全出口。 2).井筒的井壁（1）、主斜井：表土段我们设计采用钢筋加混凝土碹支护的方式，壁厚500mm，基岩段采用锚网喷支护的方式，喷射厚度为150mm。（2）、副斜井：表土段我们设计采用采用钢筋混凝土碹支护，壁厚400mm，基岩段采用锚网喷支护的方式，喷射厚度为120mm。（3）、回风立井：表土段我们设计采用钢筋混凝土碹支护，壁厚800mm，基岩段采用锚网喷支护，喷射厚度为300mm。3)、井底车场各硐室布置(1)、水仓水仓布置在井底洞室稳定底板岩石中。其作用是将矿井涌水暂时储存起来并予澄清,后由水泵排至地面。本矿井的正常涌水量(Q)为150m3/h,小于1000m3/h,因此水仓的有效容量应该能容纳8小时的正常涌水量，应该设计为1200m3。水仓断面形状采用拱形，锚喷支护。(2)、中央水泵房我们矿井设计的中央水泵房应该设在副井井筒井底的下部并与中央变电所组成联合硐室，中央水泵房主要由泵房主体硐室、配水井、吸水井、配水巷、管子道及通道组成。中央水泵房和水仓组成排水系统。水泵房设计形式为卧式水泵吸入式。(3).水泵房高度水泵房高度应该高一些，因为我们需要满足检修。可根据水泵叶轮直径确定。所以本次设计可以取H=5.5m。(4)、中央变电所我们把中央变电所硐室的宽度设计为4m，长度约为22m，硐室的断面在设计上我们采用为三心拱形的形式，硐室的最大净高居底板面4.6m。为了方便供电和维护以及管理，中央变电所与主排水泵房联合布置，地面比其通道与井底连接处的底板标高应该高出0.5m。这样通往井底车场的通道中，就可以成为容易关闭的防水防火密闭门。3.2.3 主要开拓巷道主要开拓巷道断面设计，主要是选择断面形状和确定断面尺寸，其是否合理直接影响到我们煤矿安全生产。设计的基本原则是，在满足安全生产和技术要求的条件下，最大化的追求提高断面利用率，缩小断面面积、降低陈本价格有利于快速掘井的速度。煤矿安全规程规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道尺寸主要决定于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格；人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量。结合煤矿三大规程进行设计，根据煤层的厚度和支护的要求运输大巷和辅助运输大巷选用矩形，巷道选用锚杆支护加锚索补强。锚杆选用20mm1800mm树脂锚杆，药卷采用Z2336，间排距800mm800mm;锚索为32mm7000mm,间排距1600 mm1600mm，喷射混凝土厚度150mm。巷道掘进为机掘，胶带运输，锚杆机支护。大巷间水平距离为3000 mm。如下表3-2：表3-2-1 巷道断面布置表巷道名称断面形式断面尺寸(高宽m)支护方式通风量 （m3/min）运输大巷矩形2.54.5锚喷+锚索1866轨道大巷矩形3.05.5锚喷+锚索2814辅助运输大巷断面的确定：考虑到最大设备的尺寸（液压支架最小高度1700mm），得H=3000mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算： （3-1）式中：通过该巷道的风速，mm；通过该巷道的风量，m3/s；巷道的净断面，m2；安全规程规定的最高允许风速，m/s，取8 m/s。代入数据得： 巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： 根据无轨胶轮车和检修的安全距离，规定辅助运输大巷的净宽为5.5米。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算： （3-2）式中：巷道净高度，mm；从轨面到顶梁的巷道高度，mm；从巷道底板到轨面高度，mm； 从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸，得=3000mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算： （3-3）式中：通过该巷道的风速，mm； 通过该巷道的风量，m3/s； 巷道的净断面，m2； 安全规程规定的最高允许风速，m/s，取8m/s。代入数据得： 表3-2-2 运输大巷断面特征表围岩类别 煤巷锚杆排列方式 矩形掘进断面（m2） 17.3锚杆排列间距（mm） 800净断面 （m2） 15.3锚深（mm） 2000掘进尺寸（宽高，mm）4600,4800锚杆规格（L，mm） 190016喷射厚度（mm） 100净周长（m） 10.8锚杆型式树脂锚杆百米风阻（Pa）锚杆外露长度（mm） 100表3-2-3 轨道大巷断面特征表围岩类别 岩巷锚杆排列方式 矩形掘进断面（m2）34.19锚杆排列间距（mm） 800净断面 （m2）20锚深（mm） 2000掘进尺寸（宽高，mm）5500,4000锚杆规格（L，mm） 190016喷射厚度（mm）100净周长（m）14.8锚杆型式树脂锚杆巷道坡度（）3锚杆外露长度（mm）100每米锚杆数（根）15.04 采区巷道布置及装备4.1 采区巷道布置4.1.1采区划分根据井田开拓布局方式，全井田划分为两个水平，每个水平划分成三个采区，依次进行开采采煤工作。 4.1.2 开采顺序依照煤矿的开拓布局，我们设计首先开采第一水平的第一采区，然后开采下水平的一水平，按照这个顺序依次进行采煤工作。4.1.3采区的走向长度我们工作面采用的是综合机械化房放顶煤采煤工艺，所以理论上应充分发挥综采设备的给采矿工作带来的良好作用，工作面的搬家特别耗费时间，照成了时间的无用浪费，所以应该尽可能的减少采煤工作面的搬家次数。据资料得知，神华集团的大柳塔矿的工作面推进长度已经达到4000多米，在现有的巷道支护和设备在技术上是完全没有任何的质量以及管理方面的问题，此外，生产能力特别大。我们设计的矿井首采工作面的长度定为300米，工作面的推进长度为2200米。4.1.4采区煤柱的确定在井田的边界我们留30米的井田边界保护煤柱，各大巷的护巷保护煤柱约为30米，工作面的保护煤柱留30米保护煤柱。4.1.5 区段斜长和数目在一定的范围内理论上加长工作面的长度有利于提高产能和效率，并且能够降低巷道的掘进率，但是工作面长度受设备、煤层地质条件及瓦斯涌出量等因素的约束，同时工作面长度加大，生产技术的管理难度增大，所以说合理的工作面长度是实现高产高效的的重要条件。因此，超过一定长度范围，工作面单产、效率以及安全生产条件等都会下降。4.2 采区内煤层的开采顺序带区分带间采用顺序开采，一带区的开采顺序为：先采9101工作面，同时掘进9012工作面的分带斜巷（顺槽），采完9101工作面后，采已经准备完毕的9102工作面，9103工作面准备，采9103工作面时，9104准备，依次类推。4.3生产系统1).运煤系统在工作面铺设刮板输送机，分带运输斜巷铺设可伸缩式胶带输送机，运输大巷设置胶带，其运煤路线如下：采煤机割煤（支架放煤）前后刮板输送机转载机（破碎机）运输顺槽胶带运输大巷主斜井地面煤仓2).料运输系统回采工作面所需材料运输路线为：地面副斜井辅助运输大巷回风顺槽工作面3).设备安装路线 地面副斜井辅助运输大巷回风顺槽工作面4).排矸石系统本设计除辅助运输大巷外，其他巷道皆为煤巷，出矸石量很少。则矸石运输路线为：出矸石点辅助运输大巷副斜井地面5).通风系统工作面通风路线为：（地面新鲜风流）主、副斜井主、副运输大巷行人运料进风斜巷工作面（污风风流）回风顺槽回风大巷风井地面6)、供电系统高压电缆由井底中央变电所运输大巷回采工作面、掘进工作面、区段平行的运输机、移动变电所等处。4.5采区生产能力的确定1） 回采工作面的单产计算A0=NLSMc30010-4（万t/a）式中：L工作面长度，mS截深，M采高煤的容重C回采率N采煤机日进刀数A0=NLSMrC30010-4=282.52）.工作面的生产能力计算计算公式如下：Ab=K1K2nA0(万t/)式中：K1工作面产量不均衡系数，工作面内同采一个工作面，取1。K2工作面内掘进出煤系数，取1.1n工作面内同时生产的工作面个数。Ab=K1K2nA0=11.11282.5=310.75满足矿井300万吨年设计生产能力。工作面的采出率验算工作面采出率工作面的工业储量=工作面长度工作面推进长度煤层厚度煤的容重Zg=30022008.11.210-4=641.52(万t)3）.工作面损失的煤量包括：（1）割煤损失=工作面长度工作面推进长度割煤高度割煤损失率煤的容重P1=30022008.12%1.510-4=5.94(万t）（2）放煤损失=工作面长度工作面推进长度放煤高度放煤损失率煤的容重P2=22022253.125%1.510-4=100.98（万t）工作面采出率= （工作面的工业储量工作面损失的煤量）工作面的工业储量100%C =（641.525.94100.98）641.52100%=83.33% 5 采煤方法5.1 采煤工艺方式5.1.1 采煤方法的选择本井田设计的开采煤层为9# 煤层和11# 煤层，9#煤层平均厚度8.1m，11# 煤层平均厚度7.5米，都属厚煤层，煤层倾角不大，基本上属于近水平煤层。我们选择用一次采全厚综采放顶煤采煤方法。一次采全厚综采放顶煤采煤方法的优点是有利于合理集中生产，对煤层地质条件有较强的适应性，有显著地经济效益。结合煤层的特点，可设计放顶煤采煤法采煤工艺，放顶煤采煤法具有的特点有高产、高效、安全可靠、经济效益好、掘进率低等优点，所以设计采用放顶煤采煤法采煤工艺的采煤方法进行设计。放顶煤采煤法具有以下优点：(1)、高产能，工作面内有许多个出煤的地方，所以有利于实现高产。(2)、高效率，由于放顶煤工作面的一次采出的煤层比较厚而且生产集中，所以放煤采煤法的采煤工艺其生产效率和经济效益大大的提高了许多。(3)、低成本，我们通常在放顶煤采煤法是相对来说比分层开采减少了分层的数目和铺网的一些复杂大成本的工序，由此节省了铺网费用。此外，其他材料、电力消耗、工资费用等也都相应减少了许多，有利于经济的节省和在其他安全方面的使用。5.1.2确定回采工作面长度、推进方向、推进度由前面第四章准备方式的论述知工作面长度定在300米。由 L=nBT/t式中：L工作面长度，n同时放煤支架数，T每班工作时间，t每架支架放煤所需时间，B支架宽度，取1.5m，每班工作时间利用率。就本矿实际，煤层厚度平均8.1m，顶煤厚度约5.1m，平均每架放煤时间34min，取n=3，B=1.5m,T=150min,则：L=31.5150/（34） =168.8225（m）结合有关情况，决定本矿取工作面长度为300m。矿井设计年产量为300万t，考虑用一个工作面满足生产要求。推进方向由工作面向大巷回采。工作面的日产量为：A0= A/d （5-1）式中： A0工作面日产量，t； A矿井设计生产能力，300万t；d年工作日，取300天。A0 = 300/300=10000t工作面的日产量也可用式6.1-2计算A0= LV0MC0 （5-2）式中： A0工作面日产量，t； L工作面长度，300m； V0工作面推进速度，m/d； M煤层厚度，8.10m； 煤的容重，1.20t/m3； C0 工作面放顶煤回采率，0.83；由以式(5-1)、(5-2)可得：V0=A/（ LgMC0） （5-3） =10000/（8.101.20.83300）=4.13m/d采煤机的截深为0.700m，则日进刀数为：N= V0/0.600=4.13/0.600=5.9为了方便工人的工作和管理取N=6，即每天进6刀。则工作面的实际年出煤量为：A=NLSMrc30010-4（万t/a）式中：L工作面长度，mS截深，M采高R煤的容重C回采率N采煤机日进刀数A0 =NLSMrc=63000.708.11.283%=10165（t/d）工作面日出煤量为：10165t考虑到在回采的同时，有两个煤巷掘进头正在掘进，在此我们取掘进出煤量为工作面产量的10%。则矿井实际总出煤量为： A总=A（1+10%） （5-4）式中: A总矿井总出煤量，万 t； A工作面实际出煤量，万 t；10%掘进出煤量占工作面产量的百分比A总=10165（1+10%）=11181万 t 11181300=335.45Mt可见335.45300，所以能满足矿井的设计生产能力日推进度为：0.7064.20m ;月推进度为：4.2030=126m ;年推进度为：4.2300=1260m 。5.1.3 回采工艺采煤工作面采用综合机械化放顶煤走向长壁后退式全部跨落采煤方法。工作面采用采煤机采煤、装煤，刮板输送机运煤，顺槽使用转载机和破碎机及可伸缩胶带输送机，切眼用液压支架，顶板随液压支架的前进而跨落。1).进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。 2).进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.700 米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤， 开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在50m 左右。（进刀方式如图5-1-1） 图5-1-1 工作面端部割三角煤斜切进刀示意图落煤方法采用MLS3-340型双滚筒采煤机割煤，选取低位放顶煤支架，支架尾梁摆动插板伸缩放顶煤。采煤机端头斜切式进刀，双向割煤，往返一次进两刀，两刀放一次顶煤,其中割煤高度3m，放煤高度平均5.1m，采放比为1:1.7。进刀方式见图5.1。3)、装煤方法利用采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤。后部刮板输送机运顶煤。前后两部刮板输送机平行运煤集中到顺槽运输机外运。4)、运煤方法工作面采用SGZ764/264型刮板输送机运煤。SZZ730/132型转载机转载，运输平巷采用STJ1000/2160输送带运煤。5）、支护方法工作面采用ZFSB3200/16/28型放顶煤液压支架跟机移架支护方式支护，上、下端头采用双销顶梁配合单体柱支护。上下顺槽采用十字交接顶梁配合单体支柱支护。6）、放煤顶煤由顶板压力，支架反复支撑，尾梁上下摆动等综合方式进行松动，支架收回插板，下摆尾梁放煤。根据工作面情况，本工作面为一次采全高工作面，采用两刀一放。放煤时，从工作面一端开放煤口，一次放出顶煤。工作面推采出切眼，架后顶煤冒落即开始放煤，放煤要从工作面一端开始单向进行，按顺序一次放出顶煤。在推采过程中注意观察顶板情况，若工作面推采出切眼后15m，顶板不落，必须采用放震动炮的方式崩顶，迫使顶板下落。7)、工艺流程割煤移架推前溜割煤移架放煤推前溜拉后溜。5.1.4采煤设备选型1） 采煤机采煤机选型计算（1）采煤机平均割煤速度9号煤采煤机平均割煤速度9号煤煤厚为8.1m，采用放顶煤工艺，采3m，放5.1m，采放比为1：1.7V=Qd（L+I）/(603TKLHBC) （5-5） 式中：V采煤机平均割煤速度，m/min；Qd工作面日产量，10165t，因其是放顶煤，故为10165/3=3388.3t；L工作面长度，300m；I采煤机开缺口行程，取50m；T每班工作时间，取6h；K工作面开机率，取0.6；H工作面平均采高，取3m；B采煤机截深，取0.7m；煤层容重，1.2t/m3；C工作面回采率，90%则9号煤采煤机的平均割煤速度V=33881.3(300+60)/(60360.630030.71.20.90)=2.76m/min（2）采煤机生产能力9号煤正常开机时理论生产率QQ=60HBVC （5-6）则9号煤的正常开机时的理论生产率Q=375.58t/h 式中：Q正常开机时理论生产率，t/h；V采煤机平均割煤速度，2.76m/s（3）采煤机最大割煤速度Vmax：9号煤采煤机最大割煤速度Vmax：Vmax=1.4V=3.864m/min（4）采煤机割煤功率N9号煤：根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机割煤功率。N=60BHVmaxHw/3.6 （5-7）则9号煤的采煤机割煤功率N=404.1447.91kw 式中：Hw采煤机能耗系数，取3.03.5根据以上计算，选择MLS3-340型采煤机。采煤机选用MLS3-340型双滚筒采煤机割煤采用双滚筒采煤机，结合可供选择的采煤机的参数，暂且选用MLS3-340型采煤机，滚筒直径1500 mm,截深700mm。其参数见表5-1-1表5-1-1 采煤机技术特征型号MLS3-340生产能力/th-1670采高/m1.63.5倾角/030硬度/f24滚筒直径/m1.3截深/m0.70牵引速度/mmin-109.3外形尺寸/mm780021131400功率/KW3170电压/V660/11402）、刮板输送机刮板输送机选型计算（1）前刮板输送机选型。9号煤工作面刮板输送机运输能力取1.2倍采煤机平均生产能力，即Qc=QK （5-8）Q=450.695t/h 式中：Q 正常开机时理论小时煤量，Q=375.58t/h K 刮板输送机运输富裕系数取1.2。考虑设备可靠性，刮板输送机运输距离要接近工作面设计长度240m，故设计确定运输能力为800t/h。配选用SGZ764/264型输送机。输送机技术参数见表5.4。刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相匹配。（2）后刮板输送机选型。9号煤采用放顶煤方法，所以需要后刮板输送机。因为后刮板输送机主要运送放顶煤，按采放比计算单位时间放顶煤量为综采煤量的1.7倍。所以后刮板输送机运输能力至少是前刮板输送机的1.7倍，可知分别为：9号煤：Qc=QK=766.18t/h Q前刮板输送机的运输能力下限，450.696t/h； K系数1.7考虑设备可靠性，刮板输送机运输距离要接近工作面设计长度300m，故设计确定运输能力为10000t/h。配选用SGZ764/264型输送机。前后刮板输送机选用同一型号SGZ764/264表5-1-2 刮板输送机的技术特征输送机型号SGZ764/264设计长度/m200m（可加长）运输量/(th-1)10000链速/(ms-1)0.95电动机额定电压/V1140/660刮板链型式中双链中部槽长宽高/(mmmmmm)1500764222链条规格dt2692链条规格dt26923）转载机转载机型号选取SZZ730/132,其具体参数特征见表5-1-3表5-1-3 转载机技术特征型号输送量t/h设计长度m装机功率/KW中部槽内宽mm刮板链型式SZZ730/132120040132680中双链4) 带式输送机带式输送机型号选取STJ1000/2160，其技术特征见表5-1-4表5-1-4 带式输送机技术特征型号输送量（t/h）带宽(mm)带速(m/s)最大输送长度(m)主电机功率(Kw)倾角范围()STJ1000/2160120010002.515001602165) 液压支架选型选用ZFSB3200/16/28放顶煤液压支架，其技术特征见表5-1-5表5-1-5 放顶煤支架技术特征型号ZFSB3200/16/28煤层倾角()030支护高度(mm)1600-3500 mm支架工作阻力3126 KN初撑力2486支护强度0.55Mpa对底板最大比压1.08Mpa外形尺寸（长宽高）mm575014281600简短说明：适用于煤质松软、受挤压严重、极易冒落的煤层。煤层厚度6-15米。6)回柱绞车选取JH-14型回柱机回柱绞车选取JH-14型回柱机表5-1-6 回柱机技术特征表型号JH-14平均绳速m/s0.10牵引力KN140传动比250电机型号YB2-200L1-6电机功率KW18.5电压/V660/1140外形尺寸22557278507) 乳化液泵乳化液泵选取BRW200/31.5型乳化液泵表5-1-7 乳化液泵技术特征表乳化液泵型号BRW200/31.5公称流量L/min200工作压力MPa31.5柱塞直径mm40柱塞数5往返次数 次/min552电机功率KW125液箱容积L15005.1.5 支架选型及校核 1)、支架选择（1）支架规格质量要求： 初撑力不低于规定值的80%（25MPa）。 支架排成一条直线，其偏差不超过正负50mm。中心距不超过正负100mm。 支架与运输机垂直，偏差小于5o，支架与顶板接触严密，与顶板平行支设，不前倾后仰。 及时移架，端面距340mm，前梁前端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。 支架完好，不漏液、不窜液，推移、护帮、侧护等各部件完好，能正常使用。 支架编号管理，实行分段包机责任制管理。 支架内无浮尘、浮矸堆积，活柱，缸台和阀体无煤尘堆积。 相邻支架错距不超过顶梁侧护板地2/3。 （2）支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件相适应；支护断面与通风要求相适应。根据以上原则以及本设计矿井的实际情况，确定选择ZFS4000/17/35型放顶煤液压支架。ZFS4000/17/35型放顶煤液压支架的技术特征见表5-1-8。表5 -1-8 ZFS4000/17/35液压支架技术特征表型号ZFS4000/17/35型式支掩式双输送机普放两用支架放煤形式插板高度（m）1.73.5宽度（m）1.431.6中心距1.5初撑力（kN）3000工作阻力（kN）3920支护强度（MPa）0.64对底板 比压（MPa）1.57适应煤层角度（）15供液泵压（MPa）24.5运输尺寸（长宽高，mm）39871428450重量（t）15.5立柱型式单伸缩机械加长缸径/柱径（mm）200-172工作阻力（kN）1016初撑力（kN）924推移千斤顶型式固定活塞缸径/行程（mm）140/800推力/拉力（kN）453/286移后输送机千斤顶缸径/行程（mm）125/700推力/拉力（kN）361/2482）液压支架的校核 支架工作阻力验算：（1）、顶板压力估算： qt9.81hk ( 5-9) 式中: qt工作面合理的支护强度, KN/m2 ； h工作面采高, 取3m； 顶板岩层平均容重, 取2.60t/m3； k顶板岩层厚度与采高比, 取8倍则：qt9.8132.608=612.1KN/m2（2）、采面支架支护强度; 支架额定工作阻力Pg5600KN/架 每架支架支护面积:S1.36（3.49+0.95） =6.66(m2) 支架支护强度: P=Pg/S=5600/6.66=840.8(KN/m2) 由于 P qt 可见支护强度满足设计要求。由此可见，所选支架的支架工作阻力、支架初撑力和支架结构参数均符合控顶设计的要求。2).工作面端头支护（1）支护方式针对本设计工作面的具体特点，综采放顶煤，机械设备比一般工作面多，所以决定采用端头支架支护。（2）端头支架选型根据支架选型要求及设计的特点，选用PDZ型综放端头支架，其技术特征见表5-1-10。表5-1-9 PDZ型综放端头支架技术特征表项目单位技术特征型号PDZ型综放端头支架高 度mm16003800支护面积9.28工作阻力KN9000初撑力KN7070支护强度MPa0.51底板比压MPa0.64质量t33.573).工作面顶板管理和顺槽超前支护形式（1） 工作面运输平巷的超前支护 从煤壁线向外20m超前支护，为二排支设，离工作面煤柱侧米打20m一排单体柱，柱距1m；另一侧距煤柱1米打20m一排单体柱，柱距1m。 工作面回风平巷的超前支护 从煤壁线向外20m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500mm左右（人行道侧），柱距1m。 （2）机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。 4)、支护要求(1) 超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。 (2) 超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.7m安全出口和运送物料通道。 (3) 当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。 (4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外. 5）、控顶、放顶距离：最大控顶距离5705mm，最小控顶距离5005mm.、.采放比：采3米，放5.1米，采放比为1：1.76）、采空区处理为了维护好回采空间，保证生产正常进行和作业人员及设备的安全，除对采煤工作面进行支护外，还必须处理采空区。目前采用的采空区处理方法主要是全部跨落法，即随着工作面的推进，放顶后使顶板跨落，充满采空区。5.2 矿井工作制度5.2.1劳动组织劳动组织形式采用专业工种分段追机作业方式。用比较类推法，根据类似工作面的定员和工作面及劳动定额配备对各项工种和人员数目进行确定，具体工种和人员数目见表5-2-1工人出勤表。 表5-2-1 工人出勤表工种出勤人数小计班次一班二班三班四班班长11114采煤机司机2226移架工44412放煤工3339输送机司机2226泵站工11114机电维修工66油脂管理工11端头巷道维护工333312转载机司机11114清煤工2226冲洗巷道工11电工11114验收员11125队长11合计2121211881考虑到工人的出勤率问题，再确定在册人数时按出勤率为95%计算，公式为：在册人数=出勤人数（7/6）/出勤率 （5-10）式中： 7/6替休系数；在册人数=81（7/6）/95%=90。5.2.2循环作业：本设计采用四六制，三班生产，一班检修准备。生产班每班割两刀，两刀一放，完成一个正规循环，回采工艺及各工序的配合见前述。工作面循5.3回采巷道布置5.3.1 回采巷道布置方式在运输平巷内，为适应产量大的需要均设置转载机和胶带运输机，为减少增减支架的麻烦，要求工作面等长，因此对区段两平巷均应力求做到直线且互相平行布置。在综合机械化放顶煤采煤时，采用单巷布置，区段运输巷中一侧需设置转载机和胶带机；另一侧需设置泵站和移动变电站等电气设备，故巷道断面较大，一般达12 m2以上。由于巷道断面较大，不利于巷道掘进和维护，要求平巷采用强度较高的支护材料。6 矿井通风及安全技术6.1 矿井通风系统选择6.1.1 通 风1)矿井通风设计必须符合下列规定：（1） 将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证安全生产和良好的劳动条件；（2） 通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力；（3 ）发生事故时，风流易于控制、人员便于撤出；（4） 有符合规定的井下环境及安全监测监控系统；（5） 符合现行煤矿安全规程的有关规定。2) 矿井通风系统，应根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性等条件，通过技术经济比较后确定，并应符合下列规定：（1） 有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区式通风；当井田面积较大时，初期可采用中央式通风，逐步过渡为对角式或分区式通风；（2） 矿井通风方法宜采用抽出式。当地形复杂、露头发育、老窑多，采用多风井通风有利时，可采用压入式通风。3) 矿井的总进风量，应按井下同时工作最多人数所需总风量和按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和(即累加法)分别进行计算，并选取其中最大值。累加法计算应符合下式规定：Qkj(QcjQjjQdjQqt)Kkt (7.1.3)式中 Qkj矿井的总进风量(m3min)；Qcj采煤工作面实际需要风量的总和(m3min)；Qjj掘进工作面实际需要风量的总和(m3min)；Qdj独立通风的硐室实际需要风量的总和(m3min)；Qqt除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和(m3min)；Kkt矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)，宜取1.151.25。注：（1） 采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、人数等分别计算，取其中最大值，并用风速验算；（2） 掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、炸药用量、人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算；（3) 独立通风的硐室实际需要的风量，应根据不同类型硐室分别计算，机电设备散热量大的硐室，应按机电设备运转的发热量计算，充电硐室应按回风流中氢气浓度小于O.5计算，其他硐室可按经验值配风；（4) 其他井巷实际需要的风量，应按瓦斯涌出量和最低风速分别计算，取其中、最大值；（5) 抽放瓦斯的矿井，应按抽放瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量；（6) 高瓦斯矿井及有热害的矿井，矿井风量应分水平计算。4） 进、回风井，风硐和主要进、回风巷道的风速，应小于现行煤矿安全规程规定的最高风速。抽放瓦斯专用巷道的风速不应低于0.5ms。5） 矿井通风的设计负(正)压，一般不应超过2940Pa。表土层特厚、开采深度深、总进风量大、通风网路长的大深矿井，矿井通风设计的后期负压可适当加大，但后期通风负压不宜超过3920Pa。6） 矿井井巷的局部阻力，新建矿井及扩建矿井独立通风的扩建区宜按井巷摩擦阻力的10计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15计算。7） 进、出风井井口的标高差在150m以上，或进、出风井口标高相同但井深400m以上，宜计算矿井的自然风压。8） 多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主通风机的工作风压应接近。当通风机之间的风压相差较大时，应减少共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30。6.2 防止特殊灾害的安全措施1） 井下防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出和防冲击地压的设计，必须符合现行煤矿安全规程的有关规定。作为设计依据的煤尘爆炸性、煤层的自然倾向性、煤与瓦斯突出危险性必须按国家授权单位提出的鉴定意见确定。2） 水患严重的矿井，应根据矿井的自然条件、技术条件、经济效益以及环境保护等因素，采取以预防为主的综合防治水措施，并应按有关规定配备设备。矿井设计必须按现行煤矿安全规程的有关规定留设各种防水煤(岩)柱，防水煤(岩)柱的尺寸，应按现行建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的有关规定计算确定。水文地质条件复杂或有突水淹井危险的矿井，必须在井底车场周围设置防水闸门。在其他有突水危险的地区，只有在其附近设置防水闸门后，方可掘进。3） 矿井设计必须采取综合防尘措施：掘进工作面应采取湿式凿岩、喷雾洒水、选择适当的局部通风除尘系统、风流净化、机械捕尘、个体防护等综合防尘措施；回采工作面应采取煤层注水、采空区灌水、喷雾洒水、通风除尘、个体防护等综合防尘措施。有煤尘爆炸危险的矿井，应按现行煤矿安全规程的规定，设置水棚或岩粉棚。4） 开采自然和容易自燃的煤层，应合理选择采煤方法、巷道布置、巷道支护形式和通风系统；应根据自燃危险等级采取建立灌浆系统、使用阻化剂、均压技术、配备惰气灭火装置等综合防灭火措施；并应符合下列规定：（1） 灌浆系统必须配套，其布置方式应适应防灭火灌浆的要求；（2） 采区设计必须明确规定巷道布置方式、隔离煤柱尺寸、灌浆系统、疏水系统、预筑防火墙的位置以及采掘顺序。（3） 灌浆材料、防火墙建筑材料不得采用具有可燃性、毒性、辐射性材料。灌浆材料应根据矿井的具体条件选择粘土、不可燃岩粉、粉煤灰、砂等不可燃材料。6.3 抽放瓦斯1） 矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大，当采用通风方法解决瓦斯问题不合理、绝对瓦斯涌出量达到现行煤矿安全规程的有关规定和开采有煤与瓦斯突出危险煤层时，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。2） 抽放瓦斯设施应符合现行煤矿安全规程的有关规定。3） 矿井抽放瓦斯设计，应与矿井开采设计同步进行，并应符合下列规定：(1) 设计依据的瓦斯参数，应根据批准的勘探地质报告提供的资料和经国家授权单位对矿井瓦斯危险程度的鉴定意见选取；(2) 合理安排掘进、抽放、回采三者的超前和接替关系，保证抽放瓦斯所需的时间，提高抽放效果；(3) 对工作面瓦斯涌出量、抽放量、工作面通风方式和工作面产量及矿井生产能力之间的关系应进行充分分析论证，做到“以面定产”、“先抽后采，以风定产”；（4） 尽可能利用开拓、准备、回采巷道抽放瓦斯，必要时可考虑专用抽放瓦斯巷道；（5） 抽放瓦斯设计，应进行矿井瓦斯资源的利用评价。4) 抽放瓦斯方法、方式的选择，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定，并应符合下列规定：（1） 各抽放瓦斯矿井均应采取开采层、邻近层和采空区相结合的综合抽放方法；（2） 无采动卸压煤层抽放瓦斯，主要采取巷道抽放、顺层钻孔和穿层钻孔抽放方法及其他人为强制性卸压措施。穿层钻孔抽放时，宜采用网格式密集钻孔；顺层钻孔宜采用大孔径、长钻孔、高负压抽放；（3） 无解放层的突出煤层，开采前宜用网格式密集钻孔区域预抽。5） 在井下建立临时抽放泵站或采用移动泵站进行局部瓦斯抽放时，应符合现行煤矿安全规程的有关规定。6） 设计瓦斯抽放率，可根据邻近生产矿井或类似条件矿井数值选取，并应符合现行矿井瓦斯管理规范的有关规定。7） 当瓦斯抽放量稳定，抽放瓦斯浓度超过30时，瓦斯应综合利用。8） 矿井抽放瓦斯设备应符合下列规定：(1) 矿井抽放瓦斯设备能力，应能满足抽放瓦斯设备服务范围内的最大瓦斯抽放量和最大抽放负压要求，其设备富余能力不应小于15。(2) 抽放瓦斯泵及其附属设备，至少应有1套备用。(3) 抽放瓦斯泵站内的电气设备、照明和其他电气仪表，应采用矿用防爆型。9) 矿井瓦斯抽放站应设在工程地质条件稳定的地带，并应有扩建的可能性及便于管路安装和敷设。6.4安全监测、监控1) 安全监测监控系统的类型及监测参数种类，应根据矿井的灾害种类及程度确定。2) 高瓦斯、煤(岩)与瓦斯突出矿井，必须装备矿井安全监控系统；低瓦斯矿井亦应装备矿井安全监控系统。装备矿井安全监控系统的矿井，甲烷传感器和其他传感器的设置地点与监控范围，必须符合现行煤矿安全规程的有关规定。3) 石门揭穿煤(岩)与瓦斯突出煤层及突出的掘进工作面，应设置连续监测的突出危险预测预报装置，并应接入矿井安全监控系统。4) 在回采工作面、掘进工作面、锚喷及煤流转载点等处，应设置粉尘监测装置。5) 井下带式输送机、主要机电硐室和有自燃危险的采区，应设置连续式火灾监测装置，并应接入矿井安全监测监控系统。6) 冲击地压严重的矿井应设置预报监测装置，并应接入矿井安全监测监控系统。7) 矿井采区进回风巷、总回风巷、主通风机风硐，应设置连续风速传感器；局部通风机应设置开、停状态传感器。并应接入矿井安全监测监控系统。8) 有抽放瓦斯系统的矿井，应设置抽放瓦斯监控系统，并应接入矿井安全监测监控系统。监控系统应能监测抽放管道中的瓦斯浓度、负压、流量和一氧化碳参量，同时还应能监控抽放站内瓦斯泄漏，并能报警和断电。9) 气温超限矿井，应在进风井口和井下主要巷道、采掘工作面及机电硐室等井下作业的主要地点设置气象参数观测点，配备自动记录式气象检测仪表，并应接入矿井安全监测监控系统。7 矿井提升、运输及排水系统7.1 主副井提升选型1) 主、副井提升设备的类型及套数，应根据矿井设计生产能力、井深、同时生产水平数、辅助提升要求、安全、有利加快建设速度及设备供应状况等因素，经技术经济比较后确定，并应符合下列规定：（1） 一般应遵照1个井筒能设1套就不装备2套的原则；（2） 提升设备一般应按所担负的最终水平工作量选择； (3) 矿井主斜井运煤，条件适宜应采用带式输送机提升。2） 提升电动机及电控系统的选择应符合下列规定：(1) 提升电动机采用交流异步电动机、同步电动机或直流电动机传动及其供电和控制系统，应根据生产安全需要和电机容量，通过技术经济比较后确定；(2)斜井提升宜选用交流电动机传动系统；(3) 井下提升电动机及其供配电电控设备选择，必须符合现行煤矿安全规程的有关规定；(4) 提升电动机功率选择储备系数，宜按1.051.10选取；(5) 在提升机服务年限内确实需要更换电动机时，以只更换1次为宜；(6) 提升机与电动机连接装置传动效率的选择，在无厂家给定值时，直联可取0.98，行星齿轮减速器可取0.92，平行轴减速器可取0.850.90；(7) 计算提升动力学选取井筒阻力系数：箕斗提升应取1.15，罐笼提升应取1.20。3)主井提升能力计算应符合下列规定：(1) 主井提升每天提升作业时间应按16h计算；(2) 主井提升不均衡系数：有井底煤仓时可取1.10，无井底煤仓时可取1.20；(3) 主井提升设备应在第一水平留有1020的富余能力：(4) 斜井带式输送机提煤，当井底有煤仓时，不均衡系数宜取1.101.15；当井底无煤仓时，斜井带式输送机的输送能力应与大巷带式输送机的输送能力相适应。4） 副井提升能力计算应符合下列规定：(1) 最大班工人下井时间：立井不应超过40min，斜井不应超过60min；(2) 最大班作业时间应按6h计算；5) 人员、矸石、支护材料等作业时间应按以下规定计算：(1)升降工人时的重合率：普采矿井可按工人下井时间的1.5倍，综采矿井可按1.61.8倍选取(全综采矿井取大值)；升降其他人员时间，应按升降工人时间的20计算； (2)提升矸石应按日出矸量的50计算； (3)下放支护材料应按日需要量的50计算； (4)其他作业宜按510次选取；6) 提升设备应能满足运送井下设备的最重部件需要；液压支架宜考虑按整体运输。7)专用提升矸石的设备能力计算，应计人1.2不均衡系数；每天作业时间应按16h计算。8)采区上、下山轨道提升能力计算应符合下列规定：(1) 当只提煤时，提升作业时间每班应按6h计算；(2) 混合提升作业时间，每班应按7h计算；(3) 提煤或提矸的不均衡系数应取1.25；(4) 上提下放时间可按重合计算；(5) 提升设备应满足采区内采掘设备的最重部件运输。9) 新建矿井每一风井必须装设2套型号规格相同的通风设备及辅属装置，其中1套作为备用。且备用通风设备及辅属装置必须能在10min内开动。10)选择通风设备应符合下列规定：(1) 应满足矿井第一水平开采各个时期的工况变化需要，并要求通风设备在较长时期高效运行；当工况变化较大时，应根据矿井采区分期投产时间及节能情况分期选择电动机；必要时，可采用电气调速装置调整风量及负压满足工况要求；(2) 通风机能力应留有一定余量，轴流式通风机在最大设计风量和负压时，轮叶运转角度应比设备允许范围小5；离心式通风机的选择设计转速不应大于设备允许最高转速的90；(3) 通风机电动机的选择，一般宜采用鼠笼型或绕线型异步电动机传动，但容量较大时宜采用同步电动机传动，电网容量允许时应采用直接起动方式；(4) 对轴流式通风机应校验电动机的正常起动容量和反风容量。11)通风设备及辅属装置安装布置应符合下列规定：(1) 在同一通风井后期需换装通风机时，应预留风道接口和通风机房位置；(2) 反风风门的起重量大于“时，应采用电动、手摇两用风门绞车，并集中操作；手动风门绞车宜集中布置；(3) 通风机房可根据安装检修实际需要设置起重梁或起重机。12)通风机的反风应符合下列规定：(1) 通风机的反风量不应小于正常供风量的40；(2) 采用轴流式通风机时，宜采用可调叶片方式反风或倒转反风；(3) 采用离心式通风机时，应采用反风道反风。7.2 井下排水7.2.1 主排水设备选择应符合下列规定；1) 主排水泵(包括工作水泵、备用水泵、检修水泵)能力及台数的选择，应按现行煤矿安全规程的有关规定执行；2) 水文地质复杂、有突水危险的矿井，可视情况增设抗灾水泵或在主排水泵房内预留安装水泵设备位置；3) 主