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含CAD图纸+文档 山西省 古县 煤矿 600 kta 采区 设计 CAD 图纸 文档

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内容简介：

设计任务书毕业生姓名专业煤矿开采技术指导教师姓名类别学号班级职称 外聘、 本校一、毕业设计题目 山西省古县东瑞煤矿600kt/a采区设计二、毕业设计提供的原始数据资料 1、井田地质报告 2、煤层底板等高线图 3、矿井初步设计说明书及图纸 4、矿井延伸设计说明书及图纸 5、矿井储量计算资料 6、采掘工程平面图 7、底层综合柱状图 8、矿井井巷断面图册 9、各类巷道掘进速度及单位成本表 10、采区设计说明书 11、回采工作面作业规程 12、掘进工作面作业规程 13、采煤方法技术经济指标 14、井底车场布置图 15、全矿运输系统图 16、矿井通风系统图 17、通风安全措施 18、劳动定额手册 三、毕业设计应完成主要内容：1、毕业设计说明书：根据该井田煤层赋存条件，结合煤矿开采技术装备水平及工作面产量要求，确定2号煤层一采区回采工作面长度为180m，采高1.3m（实煤厚度0.96m，伪顶厚度0.34m），循环进度0.6m，日推进9m，正规循环率85%，年推进2525m，井下2号煤层布置一个综采工作面，设计首采区回采工作面长度为180m，采高1.3m（实煤厚度0.96m，伪顶厚度0.34m），掘进工作面为2个，采掘比为1：2。2、毕业设计主要内容1）矿区概况2）采取地质特征3）采煤方法及采取巷道布置4）采区运输、防治水及供电5）采区通风与安全6）采区巷道规格及支护方式7) 采区设备选型及计算8）采取主要经济技术指标3、毕业设计图纸：1) 采区巷道布置及机械设备配备图；2）采区通风系统示意图；3) 回采工作面布置详图；4）采区巷道断面图册。四、毕业生应提交的毕业设计资料要求1、毕业设计说明书：根据煤炭工业矿井设计规范，充分利用矿井现有的设施及设备，充分考虑矿井建设的特点，同时本着投资少、见效快、效益好的原则进行设计。坚持一切从实际出发、合理布置以采、掘、运为中心的各主要生产环节，力求系统简单，运行安全可靠。采用新设备、应用新工艺，提高采掘机械化水平。加强环境保护，积极开展“三废”治理，减少污染，变废为宝。对工业废水、生活污水、锅炉烟气进行处理，达标后排放。编制矿井设计的依据1、设计委托书；2、山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司采矿许可证；3、煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年11月编制的山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限责任公司地面固定瓦斯抽采系统工程初步设计及2010年12月23日临汾市煤炭工业局以临煤审发201048号对该瓦斯抽采设计的批复文件。4、临汾市煤炭工业局临煤审发201047号“关于山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司开采2号、3号煤层矿井瓦斯涌出量预测的批复”文件。5、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2010年颁发的煤矿安全规程(2010年版)；6、煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）；7、国家有关煤矿安全的政策、法律、法规；8、煤矿提供的有关资料。2、毕业设计图纸： 1）采区巷道布置及机械设备配备图（1：2000） 2）采区通风系统示意图；（1：2000） 3）回采工作面布置详图（1:100） 4）采区巷道断面图册（1：50）五、设计进度安排（从第2周起）序号时间周次设计任务完成的内容及质量要求13月19日3月25日第2周收集地质资料23月26日4月01日第3周撰写矿井概况、设计采取地质概况34月02日4月08日第4周 确定采煤方法及采区巷道布置44月09日4月15日第5周绘制采区巷道布置及机械设备配备图54月16日4月22日第6周确定采取运输、提升、排水及供电系统64月23日4月29日第7周确定通风系统、风量及通风阻力计算等，绘制矿井通风示意图74月30日5月06日第8周确定采取巷道规格及支护方式，绘制巷道断面图册85月07日5月13日第9周完成采区设备选型及计算95月14日5月20日第10周编写安全技术措施、矿山环保及技术指标等105月21日5月27日第11周检查设计说明书及图纸，并提交终稿115月28日6月03日第12周打印和装订126月04日6月10日第13周教师评阅和开始答辩六、主要参考文献资料1、工具书1）采矿学 2) 通风与安全3）井巷工程4) 矿井运输及提升5）采掘机械6）矿山压力及控制7）煤矿安全规程8）煤炭设计规范2、参考资料：1.阳泉学院下发的关于2007届毕业生设计论文说明书编写规范和采煤教研室编制的 采煤专业毕业设计大纲2.煤矿安全规程3.煤炭工业设计规范4.徐永圻，煤矿开采学修订本.徐州：中国矿业大学出版社，19995.陈炎光，徐永圻，中国采煤方法.徐州：中国矿业大学出版社，19906.刘 兵，矿山供电.徐州：中国矿业大学出版社，20047.钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制修订本.煤炭工业出版社，19918.张国枢，通风安全学修订本.徐州：中国矿业大学出版社，20079.马新民，矿山机械.徐州：中国矿业大学出版社，199910.沈养中，工程力学第二版.北京：高等教育出版社，200311.靳祥升，测量学.郑州：黄河水利出版社，200512.杨孟达，煤矿地质学.北京：煤炭工业出版社，200013.钱鸣高，王庆康，采煤工艺学.徐州：中国矿业大学出版社，1992七、签字栏签 字 栏毕业生姓名专业煤矿开采技术班级要求设计工作起止日期教师审核指导教师（签字）日期200 年 月 日教研室主任审查（签字）日期200 年 月 日系主任批准（签字）日期200 年 月 日第4页 共 4页摘 要煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司煤矿（以下简称井田），位于古县前窑沟村，行政区划属古县北平镇管辖，其地理坐标为：东经11207111120921，北纬362921363101。矿井设计的指导思想是根据煤炭工业矿井设计规范，充分利用矿井现有的设施及设备，充分考虑矿井建设的特点，同时本着投资少、见效快、效益好的原则进行设计。坚持一切从实际出发、合理布置以采、掘、运为中心的各主要生产环节，力求系统简单，运行安全可靠。采用新设备、应用新工艺，提高采掘机械化水平。加强环境保护，积极开展“三废”治理，减少污染，变废为宝。对工业废水、生活污水、锅炉烟气进行处理，达标后排放。设计特点1、本次设计主要针对山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司井田内2号、3号煤层可采资源进行开拓布置及回采工艺设计。2、井下运输大巷、轨道大巷沿3号煤层布置，回风大巷沿2号煤层布置，大巷采用联合布置的方式，这样可以做到投资省、见效快，有利于进一步探明地质构造和煤层赋存条件。3、设计回采工作面采用综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。4、井下煤炭运输采用胶带输送机，辅助运输采用无极绳绞车牵引矿车。5、充分利用现有井巷工程、土建设施和机电设备。 关键词：综合机械化采煤工艺 胶带输送机 无极绳绞车牵引矿车 全部垮落法管理顶板 目 录摘 要 . 1目 录 . 2第一章 矿井概况 . 4第一节井田自然概况 . 4 一、交通位置 . 4 二、地形地貌、水系、气候条件及地震 . 4 三、区域构造 . 5 四、水文地质 . 5第2节 煤层的埋藏特征 . 7 一、煤层赋存状及围岩性质 . 7 二、煤层与煤质 . 10 三、煤层其他条件 . 14第3节 井田境界与资源储量 . 16 一、井田境界 . 16 二、资源/储量 . 17 三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算 . 18第4节 井田开拓 . 19 一、井筒用途、装备及布置 . 19 二、井壁结构 . 20 三、井口数目和位置的选择 . 21 第二章 采区地质特征 . 31 第一节 开采煤层地质情况 . 31 第二节 采区储量和生产能力 . 31第三章 采煤方法及采区巷道布置 . 33 第一节 采煤方法的选择 . 33 第二节 采区巷道布置及回采工艺 . 34 一、工作面回采方向 . 35 二、工作面长度及年推进度 . 35 三、工作面回采工艺 . 35第四章 采区运输、防治水与供电 . 36 第一节 采区运输 . 36 一、主运输方式 . 36 二、辅助运输方式 . 36 第二节 采取防排水与洒水 . 39 第三节 采区供电 . 39第五章 采区通风与安全 . 41第一节 采区通风系统 . 41 一、通风方式与通风系统 . 41 二、风井数目、位置、服务范围及服务时间 . 41 三、矿井风量 . 41 第二节 通风构筑物 . 42第三节 安全措施 . 43 一、瓦斯灾害预防 . 43 二、粉尘灾害预防 . 43 三、火灾预防 . 43第六章 采区巷道规格及支护方式 . 45第七章 采区设备选型及计算 . 47 第一节 采煤机 . 47 第二节 工作面可弯曲刮板输送机 . 48 第三节 顺槽可伸缩胶带输送机 . 49第四节 液压支架 . 49第八章 采区主要技术经济指标 . 52附录一 . 53附录二 . 54参考文献 . 55致 谢 . 5658第一章矿井概况第一节井田自然概况一、交通位置山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司煤矿（以下简称井田），位于古县前窑沟村，行政区划属古县北平镇管辖，其地理坐标为：东经11207111120921，北纬3629 21363101。井田交通以公路为主，安泽北平的县级公路从井田内西部通过，沿该公路往东南约17km到安泽县的唐城镇；向西北约7km到北平镇。经北平镇向东北转东、东南可到达沁源县；向西南可到达古县县城，由古县县城向东南约18km可到达309国道，交通运输较为便利。详见交通位置图1-1-1。二、地形地貌、水系、气候条件及地震井田位于太岳山区，霍山东部，区内地形复杂，沟谷发育，沟谷多呈“V”字型，井田东部发育北东向的山梁，西南边界处发育一条较大沟谷老虎沟，其余沟谷多呈近南北向及北西向。总体地势东北高，西南低，最高点位于井田东北部边界山梁处，标高1404.3m，最低点位于井田西南部蔺河河床，标高1150.5m，最大相对高差253.8m，属中山区。该井田属黄河流域沁河水系，沁河支流蔺河。井田内沟谷发育，但无常年性地表水体，西南有一条大的河谷，自西南向东南流入蔺河，河谷为季节性河流，平时干枯无水，大雨或长时间降水有短暂的水流。该区属大陆性气候，根据古县气象台观测记录，该区7、8、9三个月为雨季，降水量最小为463.3mm(1972年)，最大为861.6mm(1975年)，蒸发量最小为1306.7mm(1983年)，最大1609.6mm(1972年)，蒸发量大于降水量2.3倍。冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大。一月份气温最低，平均为零下5.5，七月份气温最高，为25.5，年平均气温9.2。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750mm(19761977年)，最小为370mm(19721973年)。该区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速21.0m/s。根据GB18306-2001中国地震动参数区划图，该区地震顶分置加速度为0.20g，地震动反应谱特征周期为0.35s；根据山西省地震基本烈度区划图，该区处于临汾和邢台两大地震带之间为相对稳定区。根据GB50011-2001建筑抗震设计规范，该区地震烈度为8度。三、区域构造该井田位于沁水煤田西部边缘一带，区域地质构造受控于新华夏系低级别多字型构造。在沁水煤田的北部为北纬38区域东西向构造带，东部为太行山经向构造带，西部为霍山、吕梁山经向隆起带，南部为晋东南山字型构造体系。受此区域地质的控制和影响，区内的地层走向及主要构造线方向均为北北东至北东向，地层倾角不大，并伴有轴向北东向的宽缓褶曲和断层构造。该井田位于区域次级构造霍山背斜之东南翼。井田总体为一走向北东, 倾向南东的单斜构造，地层倾角410，生产中在巷道中见落差小于3m的正断层7条，分析其分布位置、落差及倾斜方向，可连为2条落差等于3m的正断层，3004回风顺槽和3004运输顺槽以及水井附近所见的3条小断层连为1条，为F1断层，走向北西西，倾向南南西，倾角54，落差3m。运输大巷和3007、3009工作面所见的4条小断层连为1条，为F2断层，走向北西西，倾向南南西，倾角68，落差3m。未发现陷落柱及岩浆岩侵入体，地质构造简单。四、水文地质(一)区域水文地质1、该区位于华北陆台沁水盆地的西部边缘，西临霍山隆起，区域地层走向北东、北北东向，倾向南东，地层由北西向南东，从老到新依次出露太古界变质岩系、寒武系、奥陶系碳酸盐岩类，到含煤地层的海陆交互相沉积,最后接受了第三、第四系沉积，大面积的碳酸盐类地层成为区域地下水的补给区。本区属于霍泉泉域（广胜寺泉域）。泉水位于洪洞县城东北15km，霍山山麓与平原交接处的坡积物中，标高581.6m，出水点较为集中。泉水出露在南北长57m，东西宽16m的长方形池内，由池周围坡积物中涌出。1958年4月17日扩泉以后，挖了长155m、宽5m、深67m的截流槽，槽中发现大小泉眼108个，均从东侧山边的奥陶系碳酸盐岩溶蚀裂隙中渗出。该泉水19561993年多年平均流量为3.91m3/s，19942000年平均流量为3.22 m3/s，20012003年平均流量为2.92 m3/s。总的来看尽管该泉目前还保持较大的流量，但实际也在逐年减少。泉水属HCO3 SO4CaMg型水，总硬度354.6mg/L，矿化度536mg/L，水质良好，水温为14。2、含水层组的划分及水文地质特征根据含水介质和地下水性的不同可分为四组类型：碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层组；碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层组；碎屑岩类裂隙含水层组及松散岩类孔隙含水层组。(二)井田水文地质1、井田地表河流井田内沟谷发育，无常年性地表水体，雨后地表水沿沟谷迅速排泄，向西南汇入蔺河。蔺河发源于北平镇李子坪村一带，在井田附近为季节性河流，向东南流经安泽县唐城镇在和川镇附近汇入沁河，沁河流经沁水县、阳城县在河南武陟注入黄河。井田属黄河流域沁河水系。井田西南部前窑沟村所在的沟谷为井田内最大的季节性河谷，据调查沟谷中的最高洪水位1140m。2、含水层井田内主要含水层自下而上有：奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙含水层太原组石灰岩裂隙含水层山西组（K7）砂岩裂隙含水层下石盒子组砂岩裂隙含水层上石盒子组（K10、K12、K13砂岩）裂隙含水层第四系砂砾孔隙含水层3、隔水层井田隔水层主要为中石炭统本溪组泥质岩隔水层组，主要以铝质泥岩、泥岩为主，隔水性能良好，为煤系地层和奥灰水之间的主要隔水层。另外，相间于各灰岩、砂岩含水层之间厚度不等的泥岩、砂质泥岩可起到层间隔水作用。(三)井田水文地质类型山西组可采煤层为2、3号，其充水含水层为顶板之上砂岩裂隙水含水层，井田内施工的钻孔钻进至K8砂岩及山西组砂岩时，水位及消耗量变化都不明显，山西组及下石盒子组砂岩含水层富水性均较弱。开采2、3号煤层后，塌陷裂隙与上覆砂岩体发生水力联系，或在浅部与风化裂隙水发生水力联系，成为矿井充水的主要来源。3号煤层采空积水面积约为327715m2，积水量约为155700m3。2号煤层的充水含水层为顶板砂岩裂隙水，富水性较弱。因此，2、3号煤层水文地质条件属于中等类型。太原组可采煤层为9上、9号煤层，充水含水层为顶板之上灰岩岩溶裂隙水含水层，富水性弱中等。奥灰含水层富水丰富，水位标高仅在井田的东南角高于9号煤层底板，经计算9号煤层标高最低处突水系数为0.031MPa/m，小于底板受构造破坏地段突水系数经验值0.06MPa/m，因此，井田内9号煤层不存在突水的危险性。井田内存在采空积水区，依据煤矿防治水规定，矿井水文地质类型为中等类型。第二节 煤层的埋藏特征 一、 煤层赋存状及围岩性质井田位于沁水煤田古县矿区北部。区域地层由老到新有太古界、上元古界、古生界、中生界及新生界，缺失下元古界、古生界的奥陶系上统、志留系、泥盆系以及石炭系下统、中生界的侏罗系、白垩系、新生界下第三系及上第三系中新统。该区主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，含煤地层总厚161m，含煤11-15层，煤层总厚7.5m，含煤系数4.4%。太原组含煤8-9层，煤层总厚5.24m，含煤系数4.4%。山西组含煤3-6层，煤层总厚2.29m，含煤系数2.7%。山西组煤层为瘦煤、焦煤，太原组煤层为瘦煤、贫煤。详见区域地层表2-1-1 区域地层表 表2-1-1界系统组代号厚度岩性特征新生界第四系全新统Q40-30松散的砂、卵、砾石、亚粘土、亚砂土上更新统马兰组Q3m0-20灰黄色亚亚粘土、疏松、垂直节理发育丁村组Q3d0-30浅棕褐色、黄绿色亚粘土，顶部含褐红色古土壤中更新统离石组Q2l0-50棕黄、微显红色亚粘土，大孔隙，节理不发育，夹古土壤，上部钙质结核发育。下更新统午城组 Q1w10-20棕黄、浅棕黄色亚粘、坚硬无节理。泥河湾组Q1n砂砾岩、砂岩、棕色、灰绿色，夹古土壤上第三系上新统静乐组N2j5-50半胶结钙质粘土，红色粘土、砂质粘土及透镜状砂砾互层。南坛组N2n20-80灰绿、灰黄色淡水灰岩，下部底部为砾岩中生界三叠系上统延长组T3y1183-477土黄色、肉红色厚层长石砂岩夹紫红色泥岩中统铜川组T2t405-615杂色厚层长石砂岩、紫红色、灰绿色泥岩二马营组T2er567-670黄绿色厚层长石砂岩夹紫色泥岩、砂质泥岩下统和尚沟组T1h193-201淡紫、紫红色厚层细砂岩与紫红色泥岩互层刘家沟组T1l338-393紫红色厚层中细粒砂岩、粉砂岩夹同生砾岩和少量砖红色泥岩上古生界二叠系上统石千峰组P2sh98-175砖红色泥岩夹紫红色砂岩和灰白色淡水灰岩上石盒子组P2s402-525硬砂岩、硬砂质长石石英砂岩及砂质泥岩。下统下石盒子组P1x68-116上部具紫色斑点黄绿色泥岩、具铁质鲕粒杂色铝质泥岩，下部黄绿色砂岩夹灰色泥岩及煤线山西组P1s36-68灰白、灰黑色砂岩、泥岩和煤层、煤线石炭系上统太原组C3t71-142灰岩、泥灰岩、砂岩、泥岩及煤层等中统本溪组C2b9-34底部山西式铁矿，铝土岩，中部泥岩夹薄层灰岩，上部泥岩，石英砂岩夹煤线下古生界奥陶系中统峰峰组O2f70-120灰黄、灰白色白云质泥灰岩夹泥岩上马家沟组O2m229-268下部泥灰岩、角砾状泥质灰岩、底部夹石膏，中部中厚层豹皮灰岩，白云质灰岩及泥质白云岩，上部中厚层状灰岩夹薄层泥灰岩、泥质灰岩、白云质灰岩。下马家沟组O2x37-90下部泥质灰岩或白云质灰岩，白云质泥灰岩，上部中厚层灰岩，夹薄层灰岩。上部中厚层状灰岩，白云质泥质灰岩。下统O1124-162燧石白云岩、白云岩，夹泥质白云岩寒武系上统凤山组3f50-95中上部巨厚层结晶白云岩，下部泥质白云岩长山组3c6-15泥质白云岩，竹叶状白云岩崮山组3g40-46灰岩夹竹叶状灰岩，底部薄状白云岩中统张夏组2z122-148下部竹叶状石灰岩，夹薄层泥质灰岩，中上部厚层至巨厚层状鲕状灰岩。徐庄组3x68-121上部灰岩、白云岩，中下部下部泥岩、砂岩上元古界长城系下统霍山组Zch58-87石英砂岩，底部有砾岩上太古界太岳山群金沟组Atj1700混合岩化石英岩、含榴长石石英岩中太古界霍县群Ah1950各类片麻岩、变粒岩、浅粒岩等二叠系下统山西组(P1s)与下伏太原组连续沉积，为一套陆相碎屑岩沉积含煤建造，井田主要含煤地层之一。由灰-深灰色中细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及1、2、2下、3上、3、3下号煤层组成，底部以一层含有菱铁质结核的细砂岩(K7)，与下伏地层整合接触。本组厚度为29.87-44.15m，平均厚度为38.53m。石炭系上统太原组(C3t)为一套海陆交互相含煤建造，井田主要含煤地层之一。由灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色中细砂岩和3层石灰岩及4、5、6、6下、7、7下、8、9上、9号层煤组成，底部以一层灰白色细砂岩(K1)与本溪组分界。本组厚度81.50-137.20m，平均119.72m。其中本组分为下、中、上三段，下段厚度20.50-41.20m，平均36.40m，中段厚度29.20-36.60m，平均32.92m，上段厚度31.20-52.80m，平均50.40m。二、煤层与煤质(一)煤层1、含煤性井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。共含煤15层，煤层编号自上而下为1、2、2下、3上、3、3下、4、5、6、6下、7、7下、8、9上及9号，其中全区发育之稳定可采煤层有4层，编号为2、3、9上、9，其余为不可采煤层。含煤地层平均总厚158.25m，煤层总厚9.88m，含煤系数6.24%，其中可采煤层2、3、9上、9号总厚5.32m，可采含煤系数3.36%。山西组本组厚38.53m，共含煤6层，煤层自上而下编号为1、2、2下、3上、3、3下号，其中稳定可采煤层为2、3号；其余为不可采煤层。煤层总厚4.93m，含煤系数12.80%，其中可采煤层平均总厚3.25m，可采含煤系数8.43%。太原组本组厚119.72m，共含煤9层，煤层自上而下编号为4、5、6、6下、7、7下、8、9上、9号，其中全区发育稳定可采煤层为9上、9号煤层，其余为不可采煤层。煤层总厚4.95m，含煤系数4.13%，其中可采煤层总厚2.07m，可采含煤系数1.73%。2、可采煤层井田内可采煤层为2、3、9上、9号煤层，可采煤层特征见表2-1-2。现自上而下分述：2号煤层位于K8中细砂岩之下，上距K8砂岩，平均14.99m。煤层厚0.80-1.00m，平均0.89m，不含夹矸，结构简单，全井田稳定大部可采，顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为泥岩。3号煤层位于2号煤层之下，K7粉细砂岩之上，上距2号为9.33-15.15m，平均13.08m，下距K7砂岩，平均7.20m。煤层厚1.60-3.45m，平均2.36m，含夹矸0-1层，结构简单，全井田稳定可采煤层。顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为泥岩或粉砂岩。9上号煤层位于太原组下部，位于K2石灰岩下，煤层厚0.70-0.80m，平均0.77m，上距3号煤层78.5-84.7m，平均81.6m，不含夹矸，全井田稳定可采。顶板为石灰岩或泥岩，底板为泥岩。 9号煤层位于太原组下部，煤层厚0.70-2.25m，平均1.30m，含0-1层夹矸，全井田稳定可采，位于9上号煤层之下，在井田东部与9号煤层合并，顶板为泥岩或粉砂岩，上距9上号煤层0.35-1.00m，平均0.65m。 可采煤层特征表 表2-1-2含煤地层煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构煤层稳定程度可采性最小-最大平均最小-最大平均矸石层数类型山西组P1s20.50-1.830.969.33-15.1513.080简单稳定大部可采31.60-3.452.360-1简单稳定全井田可采78.5-84.781.6太原组C3t9上0.70-0.800.770简单稳定全井田可采0-1.000.6990.70-2.251.300-1简单稳定全井田可采(二)煤质1、物理性质和宏观、显微煤岩特征：2、3号煤层物理性质和煤岩特征基本相近，皆呈黑色，属半亮型-光亮型煤，粉末状、粒状、玻璃-沥青光泽。内生裂隙发育，性脆易碎。9上号煤层，呈黑色，半亮型煤，粉末状、粒状，少量块状，沥青光泽。内生裂隙发育，易碎。9号煤层，呈黑色，半亮型煤，粉末状、粒状，少量块状，沥青光泽。内生裂隙发育，易碎。2、煤的化学性质、工艺性能根据井田内钻孔采样资料，2、3、9上、9号煤层的煤质情况叙述如下：2号煤层水分(Mad)：原煤0.65%-0.71%，平均0.68%；浮煤0.53%-0.62%，平均0.58%；灰分(Ad)：原煤20.76%-23.49%，平均22.13%；浮煤4.85%-4.97%，平均4.91%；挥发分(Vdaf)：原煤19.39%-19.98%，平均19.69%；浮煤17.85%-17.90%，平均17.88%；全硫(St,d)：原煤0.43%-0.49%，平均0.46%；浮煤0.47%-0.54%，平均0.51%；发热量(Qgr,vd) 原煤27.162-28.188MJ/kg，平均27.675MJ/kg；粘结指数(GR.I)：75；焦渣特征(CRC)：5；灰分成分分析：以二氧化硅(SiO2)和三氧化二铝(Al2O3)为主。其中SiO2含量60.05%，Al2O3含量31.22%，另外还有三氧化二铁(Fe2O3)为2.62%，氧化钙(GaO)0.74%，氧化镁(MgO)0.47%等。灰熔融性(DT)：1500，变形温度较高，属难熔灰分。综上所述，依据煤炭质量分级GB/T15224-2004标准，2号煤层为特低灰、低硫、高热值焦煤。3号煤层水分(Mad)：原煤0.51%-0.62%，平均0.57%；浮煤0.53%-0.84%，平均0.69%；灰分(Ad)：原煤21.72%-28.45%，平均25.09%；浮煤4.95%-6.15%，平均5.55%；挥发分(Vdaf)：原煤19.26%-21.07%，平均20.17%；浮煤16.48%-17.74%，平均17.11%；全硫(St,d)：原煤0.39%-0.54%，平均0.47%；浮煤0.49%-0.50%，平均0.495%；发热量(Qgr,vd) 原煤24.821-27.553MJ/kg，平均26.187MJ/kg；粘结指数(GR.I)：61；焦渣特征(CRC)：5；灰分成分分析：以二氧化硅(SiO2)和三氧化二铝(Al2O3)为主。其中SiO2含量55.75%；Al2O3含量33.93%，另外还有三氧化二铁(Fe2O3)为3.28%，氧化钙(GaO)1.05%，氧化镁(MgO)0.72%等。灰熔融性(DT)：1500，变形温度较高，属难熔灰分。综上所述，依据煤炭质量分级GB/T15224-2004标准，3号煤层为特低灰-低灰、低硫、中热值-高热值焦煤。9上号煤层：水分(Mad)：原煤0.51%；浮煤0.74%；灰分(Ad)：原煤18.14%；浮煤7.07%；挥发分(Vdaf)：原煤18.05%；浮煤16.05%；全硫(St,d)：原煤1.03%；浮煤0.66%；发热量(Qgr,vd) 原煤28.976MJ/kg，浮煤33.617 MJ/kg；胶质层厚度(Y)：4.0；焦渣特征(CRC)：4；灰分成分分析：以二氧化硅(SiO2)和三氧化二铝(Al2O3)为主。其中SiO2含量52.95%；Al2O3含量34.46%，另外还有三氧化二铁(Fe2O3)为3.60%，氧化钙(GaO)1.72%，氧化镁(MgO)0.47%等。灰熔融性(DT)：1500，变形温度较高，属难熔灰分。综上所述，依据煤炭质量分级GB/T15224-2004标准，9上号煤层为低灰分、低硫分、高热值瘦煤。9号煤层水分(Mad)：原煤0.46%-2.26%，平均1.36%；浮煤0.48%-0.85%，平均0.67%；灰分(Ad)：原煤16.46%-18.91%，平均17.69%；浮煤6.35%-7.88%，平均7.12%；挥发分(Vdaf)：原煤17.92%-17.94%，平均17.93%；浮煤16.03%-16.95%，平均16.49%；全硫(St,d)：原煤1.30%-3.34%，平均2.38%；浮煤1.27%-2.36%，平均1.73%；发热量(Qgr,vd) 原煤28.452-29.528MJ/kg，平均28.990MJ/kg；粘结指数(GR.I)：27；焦渣特征(CRC)：5；胶质层厚度(Y)：5.5；灰分成分分析：以二氧化硅(SiO2)和三氧化二铝(Al2O3)为主。其中SiO2含量47.55%；Al2O3含量29.77%，另外还有三氧化二铁(Fe2O3)为14.12%，氧化钙(GaO)2.30%，氧化镁(MgO)0.50%等。综上所述，依据煤炭质量分级GB/T15224-2004标准，9(9上+9)号煤层为低灰分、高硫分、高热值瘦煤。3、煤的风化和氧化该井田煤层埋藏较深，无煤的风化和氧化现象。4、煤质及工业用途评价2号煤层为特低灰、低硫、高热值焦煤，为优质炼焦用煤。3号煤层为特低灰-低灰、低硫、中热值-高热值焦煤，为优质炼焦用煤。9上号煤层为低灰分、低硫分、高热值瘦煤，为优质炼焦用煤和炼焦配煤。9号煤层为低灰分、高硫分、高热值瘦煤，为炼焦配煤及动力用煤。3、 煤层其他条件 1、瓦斯据井田内现有钻孔瓦斯资料2号煤层空气干燥基瓦斯含量中CH4含量0.80ml/g，占自然瓦斯成分的7.21%；CO2含量1.78ml/g，占自然瓦斯成分的15.77%；N2含量8.88ml/g，占自然瓦斯成分的77.02%；根据瓦斯分带标准应为氮气带。3号煤层空气干燥基瓦斯含量中CH4含量0.46-0.48ml/g，占自然瓦斯成分的6.29%-7.21%；CO2含量0.59-1.49ml/g，占自然瓦斯成分的9.79%-18.04%；N2含量4.82-6.48ml/g，占自然瓦斯成分的78.99%-83.92%；根据瓦斯分带标准应为氮气带。9号煤层空气干燥基瓦斯含量中CH4含量0.37-0.65ml/g，占自然瓦斯成分的14.55%-19.52%；CO2含量0.08-0.29ml/g，占自然瓦斯成分的2.13%-19.65%；N2含量1.19-2.94ml/g，占自然瓦斯成分的61.03%-83.21%；根据瓦斯分带标准应为氮气甲烷带。根据2010年12月临汾市煤炭工业局临煤201047号对山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复文件及2010年12月临汾市煤炭工业局临煤审发201048号对山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限责任公司地面固定瓦斯抽采系统工程初步设计的批复文件，矿井开采2号煤层达到600kt/a产量时，矿井绝对瓦斯涌出量为26.87m3/min，相对瓦斯涌出量为21.28m3/t；2号煤层回采工作面绝对瓦斯涌出量为17.94m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.37m3/min；开采3号煤层达到600kt/a产量时，矿井绝对瓦斯涌出量为14.13m3/min，相对瓦斯涌出量为13.09m3/t。根据煤矿安全规程规定，该矿井为高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性2009年3月5日临汾市煤炭中心化验室对该矿2号煤层做了煤尘爆炸和煤的自燃倾向性分析：火焰长度110mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量70%，煤尘有爆炸性。2009年9月11日临汾市煤炭中心化验室对该矿3号煤层做了煤尘爆炸和煤的自燃倾向性分析：火焰长度60mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量45%，煤尘有爆炸性。2009年7月23日临汾市煤炭中心化验室，对邻矿山西鸿翔煤业有限公司9号煤层采样测试：火焰长度为75mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为65%，煤尘有爆炸性。3、煤的自燃2009年3月5日临汾市煤炭中心化验室对该矿2号煤层做了煤尘爆炸和煤的自燃倾向性分析：吸氧量0.95cm3/g，自燃等级I类，属容易自燃煤层。2009年9月11日临汾市煤炭中心化验室对该矿3号煤层做了煤尘爆炸和煤的自燃倾向性分析：吸氧量0.70 cm3/g，自燃等级II类，属自燃煤层。2009年7月23日临汾市煤炭中心化验室对邻矿山西鸿翔煤业有限公司9号煤层采样测试：9号煤层煤的吸氧量为0.72cm3/g，自燃倾向等级为，自燃倾向性为自燃。4、顶底板条件2、3号煤层顶板为砂质泥岩和泥岩，厚度1.30-3.00m,根据开采时管理顶板情况，属中等稳定的顶板；底板多为泥岩或粉砂岩，属中等稳定的底板。9号煤层顶板为石灰岩，厚度5.50-10.00m,厚层状,质坚硬，性脆，浅部地带具有裂隙，属稳定的顶板。底板多为泥岩、粉砂岩，厚度2.10-3.20m，属稳定性差的底板。根据邻区沁安煤炭普查资料顶底板力学样对煤层顶板预以评价，其测试成果见顶底板岩石物理力学试验成果表2-1-6。顶底板岩石物理力学试验成果表 2-1-6煤层239顶板岩性细粒砂岩粉砂岩石灰岩抗拉强度抗压强度Mpa1.63-1.8329.5-89.51.07-1.8624.6-35.12.85-4.7029.5-136.6类型中等稳定中等稳定稳定底板岩性粉砂岩泥岩泥岩抗拉强度抗压强度Mpa0.76-0.8314.3-26.61.06-1.9621.3-27.51.13-1.9026.5-36.2类型中等稳定中等稳定中等稳定 2号煤层顶板：岩性灰黑色，性脆，胶结较好。单项抗压强度26.554.3Mpa，平均39.5Mpa；单项抗拉强度1.281.48Mpa，平均1.39Mpa，抗剪强度2.142.99MPa，平均2.47Mpa。据矿井调查，顶板为中等冒落，较好管理，隔水性能好； 2号煤层底板：多为粉砂岩、泥岩。岩性灰黑色，块状，性脆。单项抗压强度22.239.1Mpa，平均32.6Mpa；单项抗拉强度2.162.75Mpa，平均2.45Mpa，抗剪强度2.624.48MPa，平均3.52Mpa。遇水易泥化，在一定条件下（顶面来压），易发生底鼓现象，但隔水性能好。9号煤层顶板：多为石灰岩、泥岩、砂质泥岩，岩性为灰黑色，致密，性脆。单项抗压强度79.1112.6Mpa，平均94.8Mpa；单项抗拉强度1.962.33Mpa，平均2.14Mpa，抗剪强度2.085.71MPa，平均3.59Mpa。隔水性好，较易管理；9号煤层底板：多为粉砂岩、泥岩，岩性灰黑色，致密，性脆。单项抗压强度10.035.7Mpa，平均24.9Mpa；单项抗拉强度0.281.28Mpa，平均0.68Mpa，抗剪强度0.601.46MPa，平均1.15Mpa。遇水易软化，易发生底鼓现象（顶面来压时），但隔水性能好，较易管理。综上述，该井田主要可采煤层，顶底板工程地质条件简单。在构造破碎带附近，煤层的顶底板及工程地质条件较复杂，将有可能出现冒顶、底鼓等工程地质问题。在井巷接近构造破碎带附近要加强支护或留设足够的保安煤柱。以防出现工程地质问题。第三节 井田境界与资源储量一、井田境界根据2009年12月31日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证(证号：C1400002009121220052451)，山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司矿区范围由以下4个拐点坐标连线圈定，拐点坐标如下：(1)X=4040451.23 Y=19601381.17 (2)X=4041951.22 Y=19600256.15 (3)X=4043551.24 Y=19602061.15 (4)X=4042326.24 Y=19603481.16 井田面积4.8713km2。批准开采2-9号煤层，生产规模600kt/a。二、资源/储量1、地质资源/储量井田保有地质资源/储量是根据2010年10月山西省煤炭地质148勘查院编制的山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告提供，井田内2号、3号、9号煤层保有资源量26980kt，其中2号煤层保有资源量为5210kt，3号煤层保有资源量为11470kt，9号煤层保有资源量为10300kt，井田内333级资源量300kt，根据地质构造及煤层赋存情况，可信度系数取0.8，经计算得出矿井2号、3号、9号煤层工业资源量为26920kt，其中2号煤层工业资源量5186kt，3号煤层工业资源量为11450kt，9号煤层工业资源量为10284kt。见工业资源/储量汇总表3-1-1。工业资源/储量估算汇总表单位：kt表3-1-1煤层号煤类资源/储量（kt）111b111b+122b+333k(%)111b+122b111b+122b+333k(%)111b122b333k蹬空区111b+122b+333k2JM336010401200.8690518672983JM773036401000.81145067999SM67903430800.8102846699合计JM178808110240690269206899备注：k可信度系数，根据地质构造及煤层赋存情况，本次设计取0.8。2、可采储量本次设计，根据井田开拓布置，分别对井田边界、采空区边界、蹬空区、村庄、大巷、井筒、工业广场、断层、公路等留设了保安煤柱。经计算，矿井2、3.9号煤层永久煤柱损失4302kt，工业场地和主要井巷煤柱1855kt，开采损失3978kt，设计可采储量16785kt，其中2号煤层设计可采储量2972kt，3号煤层设计可采储量6997kt，9号煤层设计可采储量6816kt。矿井可采储量按下式计算： ZK（ZGP）K式中：ZK可采储量：kt；ZG工业储量：kt；P煤柱损失量：kt；K采区回采率：2号煤层采区回采率85%，5号煤层采区回采率80%，9号煤层采区回采率85%。则ZK16785kt。见矿井设计可采储量汇总表3-1-2。矿井设计可采储量汇总表单位：kt表3-1-2煤层编号工业储量永久煤柱损失矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱开采损失设计可采储量井田边界采空区断层村庄蹬空区公路合计工业场地主要井巷合计2518621463301690128126839182202024225242972311450567160166797425169097604785351013175069979102844981467003831344894042042017046816合计269201279160375179869093643022261811187371855397816785三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算巷道煤柱按以下公式计算：式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，2号煤层为260m，3号煤层为280m。M煤层厚度，m，取2号煤层厚度为0.89m，3号煤层厚度2.36m。f煤的强度系数，取1.4。2号煤层巷道煤柱为23.7m，3号煤层巷道28m，大巷煤柱均取30m。井田边界煤柱留20m，大巷之间留30m，两侧留30m煤柱，采空区边界留20m，顺槽之间煤柱20m，断层煤柱20m，工业场地、井筒、村庄、公路，围护带宽15m。再根据表土层厚(35m)、基岩层厚及移动角(表土移动角45，基岩移动角72)采用垂线法计算保安煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。第四节 井田开拓一、井筒用途、装备及布置本次设计是在已有井筒与大巷布置格局的基础上，结合井田内煤层赋存及开采现状，本着合理集中、方便生产、有序接替，安全开采、尽可能利用已有井筒、井下巷道及硐室工程，减少井巷工程量、减少投资等原则，本次设计针对的是矿井的2号、3号煤层，9号煤层开采需另行设计，根据该井田内2号、3号煤层资源赋存条件，设计开采2号、3号煤层，联合布置，交替开采，对矿井兼并重组后的开采提出如下开拓设计方案。利用原山西古县东瑞煤业有限公司已有的主立井改造后作为矿井主提升井，关闭现回风立井和安全出口斜井，在原主立井西南方向约145M处新打一副立井，在原主立井北东方向约125M处新打一回风立井，用斜巷与回风大巷相连，采用三个立井开拓方式(详见井田开拓平面图方案I)，三个井筒断面及职能如下：主立井：净直径5.0m，净断面积19.63m2，垂深216m，采用圆形断面，表土段采用混凝土浇筑支护，浇筑厚度为500mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚100mm，装备双箕斗，担负矿井提煤、进风等任务。副立井：设计井筒净直径7.0m，净断面38.5m2，垂深为200m，采用圆形断面，表土段采用混凝土浇筑支护，浇筑厚度500mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚100mm，井筒内装备双罐笼、金属梯子间，担负矿井进风、升降人员、下放材料、设备、敷设管线等任务，兼作矿井的一个安全出口。回风立井：设计采用圆形断面，表土段采用混凝土浇筑支护，浇筑厚度500mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚100mm。净直径5.0m，净断面积19.63m2，垂深160m(至2号煤层上方20m处)，装备金属梯子间，作为矿井专用回风井，兼作矿井的另一个安全出口。井筒特征见表3-4-1。各井筒断面见图3-4-1、3-4-2、3-4-3。表3-4-1 井 筒 特 征 表 井筒名称主立井副立井回风立井井口座标纬距X4042045.5344041907.7694042152.448经距Y19601376.01919601325.13419601420.863井口标高（m）1216.1061208.4621214.600井筒落底标高100010081054井筒倾角（度）909090井筒垂深或斜长（m）216200160井筒净径或净宽（m）5.07.05.0净断面积（m2）19.6338.519.63支护方式材料锚网喷锚网喷锚网喷厚度（mm）100100100井筒装备双箕斗双罐笼金属梯子间金属梯子间二、井壁结构主立井表土段采用混凝土浇筑支护，支护厚度500mm，基岩段采用锚网喷支护，支护厚度100mm； 副立井表土段采用混凝土浇筑支护，支护厚度500mm，基岩段采用锚网喷支护，支护厚度100mm； 回风立井表土段采用混凝土浇筑支护，支护厚度500mm，基岩段采用锚网喷支护，支护厚度100mm；三、井口数目和位置的选择根据开拓方案，全井田采用三个立井开拓方式，即主立井、副立井、回风立井。三个井筒均位于井田中部。四、水平划分、阶段垂高的确定及各水平之间的连接方式根据开拓方案，全井田布置一个水平，水平标高+1030m，开采2号、3号煤层，大巷联合布置方式。五、通风方式与通风系统1、通风方式矿井通风方式为中央并列式，风机工作方法为抽出式。2、通风系统矿井采用主立井和副立井进风，回风立井回风，局部通风采用局部通风机，主通风机工作方法为抽出式的通风系统。详见通风系统图。通风设备选择通风机的风量：Q=KQK=1.0586=90.3m3/s通风机需要的风压：Hr=hr+h+hZ+ha=1173.48PaHk=hk+h+hZ+ha=1916.67Pah通风机的压风损失，取150Pa；hZ矿井自然风压，经计算其值为-68Pa；hd考虑风硐的阻力一般取200Pa。根据通风机的风量和负压，本次设计选用FBCDZ-8-22B型风机两台，配套电机为YBFe3554-8，功率160KW2，该风机风量范围55-123m3/s，负压范围756-2860Pa。六、矿井运输及提升方式1）主运输方式根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，设计确定大巷主运输采用皮带输送机。其理由如下：1、矿井主要开拓巷道均沿煤层布置，就本矿设计规模和目前国内井下煤炭运输技术装备而言，选择胶带输送机运输最合理。2、矿井开拓巷道呈直线型布置，采用皮带输送机运输，可以充分发挥其效益，而且对矿井稳定生产非常有利。3、井下大巷主运输采用皮带输送机运输，不但可以实现工作面至井底煤仓一条龙连续运输，而且运输能力大、连续运输性强、效率高、自动化程度高、维修工作量小，主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节、实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。2）辅助运输方式井下辅助运输通用的方式有调度绞车连续牵引车、无极绳绞车、单轨吊、绳式卡轨车、无轨胶轮车等方式。3）主立井提升设备1、概况主立井采用缠绕式提升机提升方式，提升高度240m，井筒直径5m，提升机采用2JK-2.51.2型(滚筒直径2.5m，滚筒宽度1.2m，速比11.5，最大静张力90KN，最大静张力差55KN)。电动机为JR138-10型，功率245kw，提升机设JHB-A型绞车综合后备保护保护器，钢丝绳采用619+NF型钢丝绳，钢丝绳直径=31mm，单位重量Pk=3.709kg/m，破断拉力总和604KN，最大提升速度5.5m/s，采用一对4t提煤箕斗，经实测一次提升循环时间60s，其中休止时间10s。提升机采用TKDC-P-0186型电控系统。2、计算过程及结果现对该套设备进行能力核定，看能否满足矿井兼并重组后的生产能力需求。(仓下设给煤机及定量装载系统，实现自动化运行，按年工作日330天，日提升时间18小时核定)117.8（万t/a）式中：A主井提升能力，万t/a； b一年工作日，330d； t一日提升时间，18；Pm每次提升煤炭量，取4t/次；K装满系数，立井提升取1； K1一提升不均匀系数，井下有煤仓取1.1；K2一提升能力富余系数，取1.1。T提升一次循环时间，取60s次；根据计算，最后核定提升能力为117.8万t/a。满足矿井兼并重组后的生产需求。3、钢丝绳安全系数的验证M=Qq钢丝绳破断拉力总和：604kN；Q提升容器的质量：4059kg；Q2提升容器的载重量：4000kg；P钢丝绳的单位重量：3.709kg/m；Hc钢丝绳的最大悬垂长度：260m。钢丝绳安全系数满足煤矿安全规程规定的要求。4、滚筒宽度的验证B=H提升高度：240m；30钢丝绳3年的试验长度；n-钢丝绳的总过渡圈数：取4圈；D滚筒直径：2.5m；3滚筒表面应保留三圈摩擦圈；d钢丝绳直径：31mm；钢丝绳圈间的，取3mm；Dp平均缠绕直径，m。Dp=D+k缠绕层数：2。钢丝绳在滚筒上双层缠绕，满足煤矿安全规程规定的要求，由于钢丝绳在滚筒上作双层缠绕 ，在一层到二层跨越点处钢丝绳磨损严重程度大于“咬绳”现象。所以不考虑“咬绳”对偏角的限制。5、配电控制为了保证主井提升机房供电电源的可靠性，两回380V电源分别引自工业场地10kV变电所0.4kV不同母线段。操作系统采用可编程序控制器(PLC)控制；由PLC操作控制组成网络化智能矿井提升机电控装置，可实现提升机的起动、加速、等速、减速、爬行、停车与换向进行控制，具有绞车所必须的各种电气保护及联锁装置。提升信号选用PLC可编程序控制提升信号系统，信号发送方式为转发式。4）副立井提升设备副立井井筒垂深200m（不含水窝），装备1t矿车单层两车四绳罐笼（一宽一窄），担负矿井人员、矸石、设备材料、重大件及其它等除煤炭以外的所有辅助提升任务。（一）、设计依据提升量：矸石：50车班材料设备：30车班其它：10次班最大班工人下井人数：56人班最大件采煤机，重为12t，运载平板车自重1500kg。井筒特征：井口标高：+1208.5m井底大巷底板标高：+1010m工作制度：年工作日330天，副立井最大班作业时间不超过6小时。（二）、设计计算1、提升容器的确定：提升高度：Ht=200m井筒内装备1t矿车单层两车多绳罐笼（一宽一窄）。罐笼自重Qc12000kg，允许乘人数:宽罐38人,窄罐23人。矸石提升，采用1t固定箱式矿车承载，自重Qk=600kg。材料、设备降送采用1t系列材料车、平板车。2、钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验1）、绳端荷重：提大件：Qd大25500kg提矸： Qd矸16800kg提人： Qd人15040kg（宽罐）2）、钢丝绳选择：首绳：选用30 ZBB 6Vx33+FC 1770 573 357型钢丝绳ZZ及SS各两根。尾绳：选用132x21 ZBB P8x4x9 1470 960 732 扁尾绳两根3）、钢丝绳安全系数校验：规程规定值：M物8.2-0.0005H=7.95M人9.2-0.0005H=8.95实际计算值: M大8.447.95M矸11.517.95M人12.428.953、提升机及电动机选择1）、主导轮直径：g90d=2700mm；2）、钢丝绳最大静张力及最大静张力差：提升最大件时，对侧加装配重，配重重量为4800kg（两辆矸石车）；提升配重时，对侧配两辆空矿车。经计算，提升最大静张力及最大静张力差发生在提升最大件时，其值为：Fz大319.45kN Fc大87.51kN3）、摩擦式提升机选择设计选用JKMD2.84()/11.5E型落地式多绳摩擦式提升机，主要参数：Fze=335kN,Fce=95kN ,i=11.5，Dg=2.8m。四绳天轮：Dt=2.8m提升钢丝绳作用在主导轮衬垫上的压强：P1.65MPa2.0MPa4）、电动机选择提大件时，电动机计算功率N764.5kW选用YR型 10kV 500kW n=490r/min交流绕线型电机。最大提升速度Vmax=5.98m/s。 4、钢丝绳滑动极限减速度根据提升系统,经计算钢丝绳在滚筒上的围抱角181.18,取摩擦衬垫的摩擦系数=0.25,则不同提升状态下的钢丝绳滑动极限减速度为:表7-1-2 钢丝绳滑动极限减速度上提下放大件4.32.002配重3.862.26矸石3.672.50人员3.282.89空罐3.013.045、提升系统见图713“副立井提升系统图”。6、提升运动学及动力学罐笼提升采用五阶段提升速度图。经计算，一次提升循环时间：提矸：Tq=97.45s， 提料： Tq=122.45s 提人：Tq=135.45s， “副立井提升速度图”及“提升力图”，见图714a及7-1-4b。（三）、提升机电控及提升机房供电提升机电控装置选用JKMK/J-NT-23/24A6/P1成套电控装置。提升机房两回10kV电源引自矿井工业场地变电所10kV不同母线段，一回工作，一回备用。第2章 采区地质特征第1节 开采煤层地质情况 矿井开采2号煤，煤层赋存及开采技术条件如下：2号煤层位于K8中细砂岩之下，上距K8砂岩，平均14.99m。煤层厚0.80-1.00m，平均0.89m，不含夹矸，结构简单，全井田稳定可采，顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为泥岩。3号煤层位于2号煤层之下，K7粉细砂岩之上，上距2号为9.33-15.15m，平均13.08m，下距K7砂岩，平均7.20m。煤层厚1.60-3.45m，平均2.36m，含夹矸0-1层，结构简单，全井田稳定可采煤层。顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为泥岩或粉砂岩。第2节 采区储量和生产能力 从煤层条件，顶、底板岩性等方面看，开采条件较为优越，适合机械化开采。井田保有地质资源/储量是根据2010年10月山西省煤炭地质148勘查院编制的山西煤炭运销集团古县东瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告提供，井田内2号、3号、9号煤层保有资源量26980kt，其中2号煤层保有资源量为5210kt，3号煤层保有资源量为11470kt，9号煤层保有资源量为10300kt，井田内333级资源量300kt，根据地质构造及煤层赋存情况，可信度系数取0.8，经计算得出矿井2号、3号、9号煤层工业资源量为26920kt，其中2号煤层工业资源量5186kt，3号煤层工业资源量为11450kt，9号煤层工业资源量为10284kt。1、矿井移交生产及达到生产能力时，井下2号煤层布置一个综采工作面，设计首采区回采工作面长度为180m，采高1.3m（实煤厚度0.96m，伪顶厚度0.34m），掘进工作面为2个，采掘比为1：2。2、回采工作面能力计算首采区工作面生产能力由下式计算：QC=labMrc式中：l-工作面长度，180ma-工作面日推进度，9m/db-年工作日，330d/aM-工作面煤层厚度，0.96mr-煤的容重，1.35t/m3-正规循环率，0.85c-工作面回采率0.97QC=18093300.961.350.850.9710-3=571.3kt3、掘进工作面能力计算设计2号煤层布置有2个综掘工作面，每个综掘工作面年掘进2800m，运输顺槽净宽4.4m，净高2.8m，回风顺槽净宽为4.0m，净高为2.5m，首采区纯煤厚度平均0.96m。年掘进煤量计算A=LMhrN式中：L巷道年掘进距离， m;综掘2800m M巷道平均宽度， m;（4.2） h2号煤层纯煤平均厚度， m;（0.96） r原煤视密度， t/m3;(1.35) N同时掘进的巷道数。综掘工作面2个。A综=28004.20.961.35210-3=30.5kt；4、煤矿采掘工作面生产能力为A总=571.3+30.5=601.8kt满足矿井600kt/a的设计能力要求。根据该井田煤层赋存条件，结合煤矿开采技术装备水平及工作面产量要求，确定2号煤层一采区回采工作面长度为180m，采高1.3m（实煤厚度0.96m，伪顶厚度0.34m），循环进度0.6m，日推进9m，正规循环率85%，年推进2525m，工作面采用“四六”工作制，每日四班，三班生产，一班检修。井田内2号煤层为薄煤层，3号煤层为中厚煤层，据煤炭工业矿井设计规范，2号煤层采区回采率为85%，工作面回采率为97%，3号煤层采区回采率为80%，工作面回采率为95%，因此符合规定。第3章 采煤方法及采区巷道布置第一节 采煤方法的选择适宜的采煤方法是建设高产高效模式矿井的关键。矿井采煤方法应根据煤层赋存状况、煤层厚度、硬度及煤层结构，顶底板条件，煤质条件及矿井生产能力等因素综合考虑确定。矿井开采2号煤，煤层赋存及开采技术条件如下：2号煤层位于K8中细砂岩之下，上距K8砂岩，平均14.99m。煤层厚0.80-1.00m，平均0.89m，不含夹矸，结构简单，全井田稳定可采，顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为泥岩。3号煤层位于2号煤层之下，K7粉细砂岩之上，上距2号为9.33-15.15m，平均13.08m，下距K7砂岩，平均7.20m。煤层厚1.60-3.45m，平均2.36m，含夹矸0-1层，结构简单，全井田稳定可采煤层。顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为泥岩或粉砂岩。煤层瓦斯含量高，为高瓦斯矿井。自燃倾向性为容易自燃-自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。地质构造属简单类，水文地质条件属中等类。从煤层条件，顶、底板岩性等方面看，开采条件较为优越，适合机械化开采。根据该矿井的具体情况，选择采煤方法时，主要考虑以下原则：1、要适应煤层地质和开采条件，提高工作面单产，实现矿井合理集中生产和稳产。2、简化采煤工艺，减少环节，节省巷道和设备，降低掘进率。3、可靠地保证矿井安全生产。4、采用先进实用技术、提高机械化装备水平、提高生产效率和经济效益，节约开采成本。5、提高资源回收率。6、贯彻上级主管部门有关采煤方法改革精神。参照国内相类似煤层的采煤经验，遵照山西省煤炭工业局有关改革采煤方法的精神，设计对该矿的采煤方法考虑了如下2个方案：方案一：长壁式高档普采；方案二：长壁式综采。方案一长壁式高档普采优点是机动灵活，工作面受地质变化的影响小于综采液压支架，而且其产量稳定，投资省。据统计，同样条件下，单体液压支柱工作面设备投资仅相当于综采支架工作面的1/6-1/10。方案一缺点是生产管理分散，占用人员多，效率较低，且一个工作面难以满足矿井设计能力的要求。方案二长壁式综采，目前我国综采采煤技术已经成熟，液压支架和相应的采煤、运输设备制造及配套应用已经普及，且综采的优点是：1、增产潜力大；2、工作面设备少，工序简单，易管理；3、生产环节少，安全隐患小；4、高产、高效、掘进率低。其缺点是：1、设备投资较高档普采高；2、支架重量大，搬运困难。经方案比较，同时根据矿井开拓布置，分析地质钻孔资料，结合矿井采掘设备情况和生产管理水平及设计生产能力要求，设计2号、3号煤层均采用一次采全高综合机械化采煤方法，顶板管理采用全部垮落法，开采2号、3号煤层采用联合布置、交替开采。 第二节 采区巷道布置及回采工艺根据已选定的开拓方式，利用原山西古县东瑞煤业有限公司现有的三条大巷延伸至井田东南边界处（运输、轨道大巷布置在3号煤层中，回风大巷布置在2号煤层中），直接在大巷两侧布置顺槽巷道进行两翼开采，此采区为一采区，在井田西北部探水警戒线处倾斜布置一条大巷并与回风立井贯通作为二采区回风巷，平行于二采区回风巷布置二采区运输、轨道巷，在采区巷东翼平行于井田西北部边界布置顺槽巷道，此采区为二采区，为单翼采区，从而形成采区运输、通风、排水等系统。回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采，相邻工作面依次顺序开采。设计2号煤层布置有2个综掘工作面，每个综掘工作面年掘进2800m，运输顺槽净宽4.4m，净高2.8m，回风顺槽净宽为4.0m，净高为2.5m，首采区纯煤厚度平均0.96m。年掘进煤量计算A=LMhrN式中：L巷道年掘进距离， m;综掘2800m M巷道平均宽度， m;（4.2） h2号煤层纯煤平均厚度， m;（0.96） r原煤视密度， t/m3;(1.35) N同时掘进的巷道数。综掘工作面2个。A综=28004.20.961.35210-3=30.5kt；4、煤矿采掘工作面生产能力为A总=571.3+30.5=601.8kt 一、工作面回采方向回采工作面采用后退式开采，相邻工作面间采用依次顺序采。二、工作面长度及年推进度根据该井田煤层赋存条件，结合煤矿开采技术装备水平及工作面产量要求，确定2号煤层一采区回采工作面长度为180m，采高1.3m（实煤厚度0.96m，伪顶厚度0.34m），循环进度0.6m，日推进9m，正规循环率85%，年推进2525m，工作面采用“四六”工作制，每日四班，三班生产，一班检修。三、工作面回采工艺综采工作面回采工艺为：采煤机割煤装煤、运煤推溜移架放顶机组端头斜切进刀。第四章 采区运输、防治水与供电第一节 采区运输根据井田开拓布署，大巷主运输选用胶带输送机，辅助运输由无极绳绞车牵引矿车完成。一、主运输方式根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，设计确定大巷主运输采用皮带输送机。其理由如下：1、矿井主要开拓巷道均沿煤层布置，就本矿设计规模和目前国内井下煤炭运输技术装备而言，选择胶带输送机运输最合理。2、矿井开拓巷道呈直线型布置，采用皮带输送机运输，可以充分发挥其效益，而且对矿井稳定生产非常有利。3、井下大巷主运输采用皮带输送机运输，不但可以实现工作面至井底煤仓一条龙连续运输，而且运输能力大、连续运输性强、效率高、自动化程度高、维修工作量小，主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节、实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。二、辅助运输方式井下辅助运输通用的方式有调度绞车连续牵引车、无极绳绞车、单轨吊、绳式卡轨车、无轨胶轮车等方式。因该矿选择综采，采掘设备最大件为液压支架，主要轨道巷均沿煤层布置，支护形式为锚喷支护，3号煤层顶板为砂质泥岩、泥岩，承载能力较小，显然辅助运输不宜采用单轨吊架空形式，落地式运输较适宜本矿实际情况。落地运输形式可分有轨和无轨两种形式，落地式无轨运输设备，辅助运输由副立井井筒进入，不可实现从地面到采掘工作面的无轨化辅助运输。有轨的绳式卡轨车有载重量大、转弯半径小、爬坡能力大、运行中不落道、安全可靠等优点，但需更换井下普通轻轨，铺设槽钢轨的缺点，不适宜在已形成轻轨运输系统的改扩建矿井使用。该矿辅助运输量不大，且大巷沿煤层呈直线型布置，设计考虑，大巷辅助运输采用JWB55BJ型无极绳绞车牵引矿车完成，顺槽辅助运输采用25KW调度绞车牵引矿车完成。原煤运输设备矿井投产时，2号煤层原煤煤流方向为：2号原煤顺槽带式输送机运输大巷带式输送机井底煤仓主立井箕斗。(一)2号煤运输大巷带式输送机1、设计依据(1)运输能力：Ah2号煤年产量,t/a，取600kt/a；br年工作日数，330d；t日工作小时数，16h；K参考采煤机因各种原因总时间利用系数为0.6；af提升能力富裕系数为1.2；Q运输能力，t/h。(2)输送物料名称：原煤(3)最大粒度：270mm(4)物料松散密度：=0.9t/m3(5)输送机长度：2号煤运输大巷长1353m，用一部1353m长的胶带机输送煤炭，(6)受料点：3个(7)巷道倾角：=3.8平巷运输 (8)驱动方式：单滚筒双电机(9)工作制度：330d16h电动机功率计算传动滚筒轴功率PAFu-园周驱动力NV-带速m/sPA-传动滚筒轴功率KW电动机功率PMPM=PA-传动滚筒轴功率KW-传动效率0.85-0.95，取0.9-电压降系数0.90-0.95，取0.93-多机驱动功率不平衡系数0.90-0.95，取0.9 选用160KW的电机两台。胶带强度校核，x=GB/Fu=1250800/1.584906.3=7.855-7，(该带式输送机采用可控软启、制动措施)，胶带强度满足要求。 3、选型结果(1)输送机：选用SDJ-80型胶带输送机，双电机驱动，用于运输大巷煤炭运输。(2)输送带：B=800mm，ST1250钢丝绳芯输送带。(3)电动机：160KW，660V。(4)减速器: H3SH11+F+N型减速器2台。(自带NJ-38型逆止器，额定逆止力矩38KNm)(5)软启动器：YNRQD250/1500型液粘启动器2台。(6)制动器型号：KPZ1000/240。(7)拉紧装置：ZYJ100/16.5D的自动拉紧装置。 第二节 采取防排水与洒水 1 设备选型根据矿井涌水量及排水扬程，选用MD85-457型水泵，1台工作，1台备用，1台检修。最大涌水时2台同时工作。 2 工作安排由机电队在回、进风巷铺好排水管，并在巷道低洼处打水泵窝，安装水泵排水，此项工作由机电队负责。 第三节 采区供电 井下负荷及井筒电缆选择井下用电设备总容量：2685.5kW，用电设备工作容量：2454.5kW，计算有功负荷：1564kW，计算无功负荷：1450kVAR。根据井下负荷及井下巷道布置情况，采用10kV下井供电。下井电缆为MYJV42-8.7/10，395mm2型，长0.5km，两回沿副立井下井至井下中央变电所。两回下井电缆一回工作，一回带电备用，当一回路故障时，另一回路仍能满足矿井井下全部负荷用电。下井电缆安全载流量及压校核1、安全载流量校核井下计算负荷电流：I1=(A)，MYJV42-8.7/10KV，395mm2电缆的载流量为255A(查表)113A，符合要求。2、电缆压降校核MYJV42-8.7/10KV，395mm2电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当 Cos=0.8时为0.281%/MWkm(查表)，则压降为：U2%=1.5640.50.281%=0.22%5%。符合需求。 井下中央变电所设有BGP型矿用隔爆型高压真空配电装置、KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关。综采工作面设有KBSGZY-1000/10/1.2型和KBSGZY-400/10/0.69型KBSGZY-500/10/0.69型隔爆移动变压器各1台，综掘工作面设有KBSGZY-500/10/0.69型隔爆移动变压器二台，井底车场采用KBSG-630/10/0.69型变压器二台，一台工作，一台带电备用，主排水泵采用KBSG-315/10/0.69型变压器两台，一台工作，一台备用。另设KBSGZY-100/10/0.69型变压器二台，一台工作，一台备用，专供局扇供电。第5章 采区通风与安全第一节 采区通风系统 一、通风方式与通风系统1、通风方式矿井通风方式为中央并列式，风机工作方法为抽出式。2、通风系统矿井采用主立井和副立井进风，回风立井回风，局部通风采用局部通风机，主通风机工作方法为抽出式的通风系统。详见通风系统图二、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井共有三个井筒，布置有进风井2个，回风井1个,即主立井、副立井、回风立井。主立井、副立井、回风立井均服务于全井田，服务年限20a，副立井与回风立井为矿井的安全出口。三、矿井风量矿井风量计算公式根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2010年颁发的煤矿安全规程第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：1.按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。Q=4NK式中:N井下同时工作的最多人数,136人；(交接班时最大人数)4井下每人每分钟供风标准,m3/min；K矿井通风系数,取1.25。则：Q=41361.25=680m3/min2.按用风地点实际需要风量的总和计算Q=(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它) K矿通式中: Q采采煤工作面实际需要风量的总和；Q备备用工作面实际需要风量的总和；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和；Q硐硐室实际需要风量的总和；Q其它其它井巷需要进行通风的风量总和；K矿通矿井通风系数，取1.25。掘进工作面实际需要风量按CH4涌出量计算Q掘=100qk式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q 掘进工作面的CH4绝对涌出量，矿井开采2号煤层时绝对CH4涌出量为0.37m3/min；K掘进工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数,取1.6。则：Q掘=1000.371.6=59.2m3/min按人数计算：Q采=4N式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，N=18人。Q采=418=72m3/min第二节 通风构筑物 井下通风设施及构筑物 1)风门：铁制，设在进、回风巷之间，用于隔绝风流和便于行人、检修等。门前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.5m，四周掏槽深0.20.3m，结构严密，漏风少，向关门方向倾向8085；风门迎风开启；列车通过风门区域，设置声光信号。 2)挡风墙：用以截断风流流动或防止瓦斯自采空区向工作区扩散。临时挡风墙用木板及黄泥建筑，永久挡风墙用料石、水泥等建筑。挡风墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，岩石中不小于0.5m；用不燃性材料建筑，墙无裂缝，无漏风；墙内外5m内支架完好。第三节 安全措施 一、瓦斯灾害预防矿井瓦斯是煤矿五大自然灾害之一。该矿井为高瓦斯矿井，应采取有效的管理和预防措施，坚决杜绝瓦斯爆炸事故的发生，采取措施如下：依靠强制通风是防止瓦斯积聚行之有效的方法，通风必须稳定和连续不断，使采掘工作面各作业地点和生产巷道有足够的风量、合适的风速，瓦斯浓度符合煤矿安全规程要求；矿井采用机械抽出式通风方法，并列式通风方式。井下巷道布置，主要大巷均布置3条，采用2进1回。回采工作面采用一进一回，巷道掘进工作面采用局部通风机进行通风。使矿井形成稳定、可靠的通风系统。二、粉尘灾害预防防尘措施矿井采取综合防尘措施，建立完善的防尘洒水系统。对于产生煤尘的地点，设计采取了以下防尘措施：通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量累积的有效措施。通风防尘要有合理的风量和风速，以排除粉尘。最低排尘风速为0.250.5m/s，最优排尘风速为1.52.0m/s。设计在各进风巷道和回风巷道风量变化较大的地方设有风速监测探头，连续检测各巷道的风速和风量，使风量在满足各用风地点需要的同时，风速控制在最优排尘风速。三、火灾预防防治措施1)加强电气设备管理，严禁明火作业，防止外源火灾发生；2)井下设消防洒水系统；3)及时清除易燃物品，严禁坑木等易燃物品杂乱无章堆放；4)清扫浮煤，及时封闭采空区，废弃巷道避免风流通过；5)井下人员按规定配备自救器；6)井下配备必要的消防器材；7)井下使用阻燃胶带、风筒和不延燃电缆； 8)带式输送机巷安设自动报警灭火装置。第六章 采区巷道规格及支护方式巷道断面和支护形式（一）主要运输巷道断面、支护方式主要巷道为运输大巷、回风大巷、轨道大巷。运输、轨道大巷均采用矩形断面，锚网喷支护，锚索补强，巷道净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10.0m2。回风大巷采用矩形断面，锚网喷支护，锚索补强，巷道净宽4.0m，净高3.0m，净断面积12.0m2。（二）顺槽巷道断面和支护形式回采工作面的运输顺槽与回风顺槽。工作面运输顺槽巷道断面按铺设一台带宽800mm的可伸缩胶带输送机设计，巷道采用矩形断面，锚网支护。运输顺槽净宽4.4m,净高2.8m,净断面积12.32m2。工作面回风顺槽按铺设单轨设计，巷道采用矩形断面，锚网支护，净宽4.0m,净高2.5m,净断面10.0m2。巷道断面详见巷道断面图册序号工程名称支护形式煤岩类别单位数量断面(m2)掘进体积(m3)铺轨长度水沟长度净掘1副立井(新开)锚网喷岩m20038.540.781402回风立井(新开)锚网喷岩m16019.6325.538163中央变电所及主水泵房锚网喷半煤岩m6015.1516.19971.460604中央变电所及主水泵房通道锚网喷煤m404.666.26250.440405管子道锚网喷岩m225.26.3138.622226水仓混凝土浇筑岩m1306.07.741006.27井底车场锚网喷半煤岩m30010.010.9232763403408等候硐室及通道锚网喷半煤岩m804.666.26500.89医疗硐室锚网喷半煤岩m68.59.355.810回风大巷扩刷锚网喷半煤岩m48055.7102648011总回风巷锚网喷岩m17210.010.92163815012运输大巷锚网喷煤m60010.010.92655260013轨道大巷锚网喷煤m66010.010.927207.266066014回风大巷锚网喷煤m60012.013.02781260015回风顺槽锚网半煤岩m120010.010.9213104120016运输顺槽锚网半煤岩m100012.3213.341334017切眼锚网煤m1805.856.6118818合计589070022.423222952第七章 采区设备选型及计算第一节 采煤机2号煤层以一个综采工作面及两个综掘工作面保证600kt/a的设计生产能力，工作面日产量应在1818t左右。采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据矿井开拓布置，该矿井首采区2号煤层赋存条件和开采技术条件，确定首采区采高1.3m，其中实煤厚度0.96m，伪顶平均厚0.34m。设计按工作长度180m，日产1818t以上选择设备。（1）采煤机小时生产能力核算Qm=式中：Qm采煤机平均落煤能力，t/hQr工作面平均日产量，1818t/dB采煤机截深，0.6mH平均割煤高度，0.96m煤容量，2号煤1.35t/m3C工作面采煤机割煤回采率，97%L工作面长度，180mLs刮板输送机弯曲段长度，25mLm采煤机两滚筒中心线，10mTd采煤机转向时间，1minHf顶煤厚度，0mLf工作面顶煤长度，0mCf顶煤回收率，0%K采煤机平均日开机率，0.50T1工作面日生产时间，1440mini采煤机割煤速度与空刀牵引速度之比，取0.5则：Qm=其主要技术参数见表5-1-1。表5-1-1 采煤机技术特征表型号开采高度(m)总功率(KW)滚筒直径(m)截深(m)机面高度(mm)电压等级(V)牵引速度(m/min)整机重量(t)MG132/310-BW0.85-1.52551.00.6720660/11400-613第二节 工作面可弯曲刮板输送机工作面可弯曲刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应，采煤机生产能力为：刮板输送机运输能力应大于采煤机的最大生产能力，即Q运Q采,一般取1.2倍。Q采=60MBV采rK式中：Q采采煤机落煤生产能力；t/hM采高，m。首采区取采煤机采高0.96m；B截深m，取B=0.6m；V采采煤机平均割煤速度，5.02m/min；r煤的实体视密度，2号煤层r=1.35t/m3;K割煤不均衡系数，取1.3则：Q采=600.960.65.021.351.3=304.5（t/h）Q运=1.2Q采=1.2304.5=365.4（t/h）二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。三是运