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含CAD图纸+文档 四台矿 90 ta 矿井 设计 CAD 图纸 文档

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中期检查表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 四台矿90万t/a矿井设计学生姓名学号指导教师职称综述学生在设计完成过程中的研究态度、与指导教师联系情况以及存在的问题的解决情况。1.研究过程中态度端正，认真严谨。2.严格按照设计规范和老师要求进行设计，在不断地发现和解决问题中提升自己3.与老师关融洽，在老师指导期间，积极主动向老师请教，不断发现问题，请老师给予指导4.老师认真负责，对于学生提出的问题耐心解答5.存在的问题以及解决情况1）开始的时候不太会操作CAD，及时向老师同学请教，得到解决2）查阅资料时遇到专业性问题看不懂，问老师和会的同学，最后弄懂3）画图的时候风路走不通，问老师和同学，最后走通风路4）说明书格式有的不会调整，求助老师和同学，最后调整合适5）摘要翻译不太精通，向学英语专业的同学求助，最后综合网上的专业术语翻译得到解决学生签字： 指导教师签字： 年 月 日 年 月 日声明作者声明：我所呈交的毕业论文（设计）是在指导教师指导下独立进行研究工作所取得的成果。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。本声明的法律结果由本人承担。毕业论文（设计）作者签名： 签字日期： 年 月 日指导教师声明：该生所呈交的毕业论文（设计）是在本人指导下独立完成的，相关的检测报告已审阅。除文中已经标明引用的内容外，本论文不包含其他个人或集体已经公开发表的研究成果。指导教师签名：签字日期： 年 月 日毕业设计中文题目： 四台矿5#煤层毕业设计 英文题目： Graduation design of 5# coal seam in four mines 学 院： 姓 名： 学 号： 专 业： 班 级： 指导教师： 职 称： 完成日期： 年 6 月 1 日开题报告学院： 系别： 专业： 论文题目 四台矿90万t/a矿井设计论文类型A理论研究；B应用研究；C应用理论研究；D产品设计；E工程技术开发；F软件开发与应有；G其它指导教师职称学生姓名学号一、研究现状、目标、意义综述近年来煤矿一方面整合一些小矿来提高资源回收利用率；另一方面通过研究采矿新技术来提高煤矿安全系数和回收率。因此就有了无轨胶轮车、锚喷支护、综采放顶煤、煤层气开发等采矿新设备、新技术的应用。这些都是煤矿在未来的发展方向。在毕业设计中，通过对某一理论或生产实际问题的深入分析研究。培养和提高学生的科技论文写作能力和科研能力二、研究方法和进度安排第一阶段：4月上旬，熟悉和了解矿井概况和地质特征；第二阶段：4月中旬，根据指导老师下达的任务书完成开题报告；第三阶段：5月下旬，文献综述，外文翻译的撰写，并进行初步设计；第四阶段：5月上、中旬，进行矿井总体设计，撰写毕业设计说明书； 第五阶段：5月下旬，进一步完善系统，准备毕业答辩。三、指导教师意见 指导教师签字：年 月 日指导教师评分表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 四台矿90万t/a矿井设计学生姓名学 号指导教师职 称指导教师评语：指导教师签字： 年 月 日评 价 项 目ABCDE写作过程01写作过程中的认真程度02写作过程中，进度掌握情况选题质量03选题与专业培养目标相符情况04选题体现专业特点情况05选题体现三基的要求情况论文质量06知识综合运用能力07结构、方案设计、应用价值08写作规范情况指导教师评定成绩 优 良 中 及格 不及格毕业设计分工情况：(多人合作时填写，包括本人研究的内容及其在课题中所占比例)评定成绩参考：优-7项A，另一项为B；良-6项B或A，其它至少为B；中-5项B或A，其它至少为C；及格-4项B或A，其它至少为D；不及格-4项为E。答辩记录表 学院 专业 级 姓名 学号论文题目 四台矿90万t/a矿井设计答辩委员会主席(或组长)职称答辩委员会秘 书答辩委员会成 员答辩记录(包含答辩委员提出的问题，学生回答情况等)1.什么是开采水平？ 答：将设有井底车场和运输大巷并担负阶段运输任务的水平，称为开采水平。 2.矿井的准备方式有哪几种？ 答：采区式，盘区式，带区式。3.井筒位置确定需要考虑的因素？ 答：对井下合理开采的井筒位置，对掘进和维护有利，有利于布置地面工业场地，便于风井布置。年 月 日 年 月 日摘 要设计矿井为四台矿五号煤层，五号煤层平均煤厚3.3m。四台煤矿坐落于大同煤田的东北部，是大同的主力生产矿井之一，井田内有公路贯穿，交通便利。四台矿位于大同市南郊区高山镇高山村西，地理位置坐标：北纬N400648.15 ，东经E113030.50。海拔大概在1177米左右。根据5号煤层底图数据计算得：煤层平均厚度为3.3m。开拓方式采用主斜井副斜井开拓方式。井田划分3个盘区（一盘去，二盘区，三盘区）首采工作面为一盘区。关键字：盘区式；大采高采煤方法；斜井ABSTRACT Pick to design theme of four with the coal group mine design (no. 5 coal seam), four old ditch coal mine is located in the northwest of datong coalfield, datong is one of the main production of the mine, mine is highway running through, the transportation is convenient. According to the data of no. 5 coal seam floor map, the average thickness of coal seam is 3.3m. The main and auxiliary inclined Wells are adopted in the development mode. The well field is divided into 3 panel areas.Key words: disk type; High mining method; slope目 录1 井田概述及井田地质特征11.1井田概述11.1.1地理位置与交通11.2井田地质特征11.2.1 井田的地形：11.2.2 井田煤系地层概述：11.2.3其他开采地质条件41.3井田地质构造51.3.1地层形态及褶曲51.3.2断层51.4 煤的工业分析62 井田储量及服务年限72.1 矿井工业储量72.1.1储量计算方法72.1.2储量主要参数的确定72.2矿井可采储量72.2.1矿井设计储量计算72.3 矿井设计生产能力及服务年限82.3.1 矿井的工作制度92.3.2矿井设计生产能力确定93 井田开拓103.1井田开拓103.2主井，副井和风井123.3主要开拓134 采（盘）区或带区巷道布置及装备164.1煤层地质特征164.2盘区生产能力及采出率175 采煤方法185.1采煤工艺方式185.2回采工艺205.2.2工作面运煤205.2.3支架215.3工作面循环方式265.4回采巷道超前支护286 大巷运输及设备的选择306.1简述306.1.1盘区运煤、辅助运输、通风及排水系统306.2 采煤机进刀方式306.3拉移支架316.4大巷运输设备选择326.5工作面循环方式336.6掘进工作面数量及设备337 矿井通风及安全技术337.1矿井通风系统选择337.2矿井通风阻力377.3通风机选型417.4通风机选型437.5防治特殊灾害的安全措施467.5.1预防瓦斯爆炸的措施467.5.2预防井下水灾措施467.5.3矿压显现控制措施467.5.4矿井安全出口468矿井设计基本技术经济指标47参考文献48致 谢491 井田概述及井田地质特征1.1井田概述1.1.1地理位置与交通四台矿位于大同市南郊区高山镇高山村西，地理位置坐标：北纬N400648.15 ，东经E113030.50。海拔大概在1177米左右。四台矿紧邻铁路，公路，可通往同煤集团各个生产矿。井田内有铁路支线。从大同市沿京包线至北京全场382km，至包头450km，沿北同浦线至太原355km，沿大秦线至秦皇岛630km。井田东侧有大同至太原208国道及大同至运城高速公路。此外，井田内各条沟中均有向外运输煤炭的简易公路。井田境内居民居住分布较散，且随棚户区改造完成迁徙搬。本井田铁路、公路交通便利。1.2井田地质特征1.2.1 井田的地形煤层地势从东南到西北逐渐下降，根据地质为丘陵山区地形。在丘陵山区内绿色植物分布稀疏，土地沙漠化严重。1.2.2 井田煤系地层概述井田地处大同煤田东北角，侏罗系赋煤区北端。古生界含煤岩系基底为寒武系，其上依次赋存石炭系中统本溪组，上统太原组：二叠系下统山西组；侏罗系下统永定庄组，中统大同组、云冈组；白垩系下统左云组，上统助马堡组；第四系中更新统、上更新统和全新统。大同组为主要含煤地层。5号煤层总体比较稳定，厚度平均3.3m，煤层距地表169238m，简单无夹石11号煤层：以十里河为界，主要赋存在矿井北部，平均2.08m。煤层距地表190340m，结构简单，部分含1层夹矸，偶见2层者。为大部可采的较稳定煤层。12号煤层：以十里河为界，主要赋存在矿井南部，上距11号煤层平均近12m。南部大部与12-2号合并。厚013.83m，平均7.08m。煤层距地表205350m，结构一般简单，部分多含12层夹矸，有多至3、5层者。为大部可采的较稳定煤层。本设计矿井主采5号煤层。1、大同煤田区域地层由以下构成：1）太古界集宁群由青灰、浅灰、肉红、灰黑色花岗片麻岩、辉石浅粒岩、黑云辉石斜长片麻岩等组成，出露于井田东部南缘的七峰山一带。2）寒武系据玉龙洞实测剖面资料，总厚度为466m,分上、中二个统。（1）中统下部毛庄组：厚53m，以砖红、紫红色页岩和灰紫色白云质泥灰岩为主，页岩页理面具有食盐假晶，底部为含砾钙质砂岩，下部含石膏层。（2）中统中部徐庄组：厚79m，最底部有一层厚4-6cm的角砾状白云质灰岩，往上是猪肝紫-紫红色夹绿色页岩及薄层泥岩，再上为灰色结晶灰岩夹薄层鲕状灰岩及生物碎屑灰岩。（3）中统上部张夏组：厚179m，以灰色中厚层鲕状灰岩为主，中上部夹薄层泥质条带灰岩和生物碎屑灰岩。（4）上统下部崮山组：厚53m，以竹叶状和泥质条带状灰岩互层为主，中夹生物碎屑灰岩、结晶灰岩、鲕状灰岩。（5）上统中部长山组:：厚19m，主要由紫红色含铁质竹叶状灰岩组成。（6）上统上部凤山组：厚83m，由灰黄、紫红色生物碎屑灰岩、泥质条带灰岩、竹叶状灰岩、白云质灰岩等组成。3）奥陶系大同地区最大厚度在400m。以灰、深灰色厚层状灰岩为主，中夹豹皮状灰岩，灰绿色钙质泥岩及页岩，广泛出露于口泉山脉南麓一带。4）石炭系（1）中统本溪组：厚25-45m，一般厚34m。以灰白、灰褐色粉砂岩、细砂岩互层为主。底部含山西式鸡窝状铁矿和G层铝土泥岩。有时含1-2层薄层状灰岩和不稳定薄煤层或煤线。与下伏奥陶系为平行不整合接触。（2）上统太原组：一般厚80m。由灰、灰黑色或少量灰白色中、细粒砂岩、砂质泥岩、煤层等组成。本组是大同煤田主要含煤地层之一，含煤层数有十多层，其中3、5、8号煤层为主要可采煤层。与下伏本溪组整合接触，二者连续沉积。5）二叠系下统山西组：一般厚60m，两极厚度45-90m。由灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩与灰白色中粒砂岩等组成。含煤四层,即山1、山2、山3、山4，其中以山4号煤层发育最好，局部可采。本组与下伏太原组整合接触。6）侏罗系（1）下统永定庄组：一般厚度111.69m，由灰紫、灰黄等杂色粉砂岩、砂岩、砂砾岩组成。底部砂砾岩（K8）厚度为0.72-18.15m，平均8.19m。与下伏地层为角度不整合接触。（2）中统大同组：厚54.0-236.78m,一般厚202.64m。由灰、灰白、深灰色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、中、细粒砂岩及煤层组成。含煤20余层，在本井田内以11-2、12-1、14-3号煤层为主要可采煤层，全井田发育，厚度稳定。其次7-3、8、9、15-1、15-2号煤层为次要可采煤层。上部2、3号煤层厚度稳定，已为大斗沟矿开采。底界灰白色砂砾岩（K11）与下伏永定庄组为平行不整合接触。（3）中统云岗组：厚0-203.22m，一般厚110.72m，分上、下两段。下段：青磁窑段，一般70m。以灰白、灰黄色中粗砂岩、砂砾岩为主。砂岩磨圆度差，交错层理发育。底部砂砾岩（K21）厚0-18.64m，与下伏大同组呈平行不整合接触。上段：石窟段，一般厚50m，由灰紫、紫红色砂砾岩、砂岩、粉砂岩组成。下部岩性变化大，透镜体发育，上部砂岩常含断续球状结核。1.2.3其他开采地质条件1、地温井田内地温仅随深度的增加而增加。井田平均地温为20.67C 。2、煤层的顶底板表1-1 煤层的顶底板情况表顶底的板名称岩石的名称厚 度（m）岩 石 特 性老 顶粉细砂岩互层5.11粉细砂岩互层，水平层理发育，含植物化石。直接顶中细砂岩7.7中细砂岩，东南部粒度变大，南部变为粗砂岩。直接底粉砂岩6.06深灰色粉细砂岩，水平层理发育，含少量的植物化石及黄铁矿结核。3、瓦斯、煤尘及自燃1）瓦斯：井田内瓦斯含量较高，各煤层瓦斯含量一般小于10m3/t，但8号煤层绝对瓦斯涌出量大于5 m3/min，设计按高瓦斯矿井考虑。2）煤尘：经鉴定，本井田设计开采的煤煤尘爆炸指数平均为25.3。设计按有煤尘爆炸危险考虑。1.3井田地质构造大同煤田为一开阔的、北东向的向斜构造，向北东倾伏。北西翼被白垩系覆盖。受东西向六棱山脉、恒山山脉和五台山山脉隆起构造体系的影响，煤田主干构造线（云岗-马道头-玉井向斜轴和该向斜东缘的压扭性断裂，山阴-怀仁-大同断裂）呈北东向。1.3.1地层形态及褶曲四老沟井田位于大同煤田的中东缘地带，属大同向斜的中东翼。为一走向北1050 东，倾向北西的单斜构造，地层倾角一般在5 以内，井田外东部煤层露头处地层倾角较大，由南至北倾角4070 ，局部直立、倒转。由煤层露头线向北西地层变缓到15 左右，水平距离约1000m，而边缘部分超过25 以上的水平距离不超过 300m。井田内大部分地区的地层产状平缓，有缓波状的起伏，发育次级褶皱，四老沟区主要有史家沟向斜，盘道背斜和老窑沟向斜，对煤层的开采影响不大。1.3.2断层井田内断层较多，对矿井的开拓及开采有一定的影响。井田内断裂构造较为发育，根据精查地质报告，全矿井共有断层60多条，绝大多数为正断层。多数断层延展长度短，落差不大，对煤层的破坏作用较小。1.4 煤的工业分析五号煤层块状一般为深黑色，条痕是黑棕色，中等到强粘结性，凝胶化基质平均占80%以上，它的变质程度比较较高。物理性质：各煤层均以弱玻璃光泽为主，少数为沥青光泽；结构均为条带状、块状构造，断口平坦状或阶梯状，容重在1.131.54之间，煤层含硫铁矿结核。宏观煤岩主要以半光亮和半暗型煤组成，光亮型和暗淡型煤一般以条带状和透镜状分布。显微煤岩组分以镜质组为主，丝质组较镜质组略低，其它组分含量较少。煤的用途：因其具有特低灰、低硫、低磷、低粘结性和高发热量、高熔灰分、富含焦油产率等特性，四台5号煤是优良的动力和气化用煤，随着科学技术的发展，将会有更多更广的用途。62 井田储量及服务年限2.1矿井工业储量2.1.1储量计算方法本井田构造比较简单，煤层倾角属于近水平,煤层倾角06。所以采用水平投影面积和煤层伪厚估算储量，其公式储量（万t）面积（m2）厚度（m）视密度（t/m3）2.1.2储量主要参数的确定1、面积的确定 CAD查询法2、煤层厚度的确定 量估算煤厚按以下确定。 用CAD查询可以查出井田投影的面积： S= 16487400m2矿井工业储量：Zg= Sh Zg=164874003.31.45=76Mt 2.2 矿井可采储量2.2.1矿井设计储量计算经计算，矿井设计储量为69.92Mt，详见表2-1。 表2-1 矿井设计储量 单位：万t煤层工业储量煤柱损失设计储量井田边界断层风井57689 6086992矿井设计可采储量矿井可采储量按下式计算： 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%。经过计算，矿井设计可采量大概为55Mt，见下表2-2 表2-2 矿井储量计算表 单位：万t 煤层工业储量设计储量可采储量5#76Mt69Mt55Mt2.3 矿井设计生产能力及服务年限矿井服务年限按下式计算:TZk/AK 式中: T矿井服务年限，a； Zk矿井设计可采储量，Mt； A矿井设计生产能力； K储量备用系数，取1.4。根据上式计算出，整个矿井的服务年限大约49a,而本次所设计的5号煤层的设计储量为5500万t。其单独开采5号煤层的服务年限约为36a。2.3.1 矿井的工作制度矿井设计年工作日为330天。作业方式为“三八”制作业，即二个班生产，一个班检修。每班工作八小时左右。2.3.2矿井设计生产能力确定根据当地用煤的需求，再结合煤层赋存的条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井生产能力为0.9Mt/a。2.3.3矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算： T=Z/(AK) 式中：T服务年限； Z设计可采储量，万t； A设计生产能力，万t/a； K储量备用系数，取1.4；103 井田开拓3.1井田开拓3.1.1井田开拓的基本问题1、矿井工业场地位置选择：1）从节约保护煤柱的角度考虑，应该尽量靠近断层布置。2）从节约井筒周围保护煤柱的角度考虑，应该尽量布置在井田中央3）从交通运输和地势角度考虑，应布置在交通最便利的区域根据以上条件考虑最终选择，工业广场布置在一号断层附近，地势平坦开阔，面积为116782m2矿井工业广场选择在此处具有以下优点：1）靠近铁路和公路，利于煤炭、材料、人员运输，节约运输成本2）地势平坦开阔，利于布置各个主要建筑3）由于靠近断层和布置于中央，大大地节约了煤柱的成本2、开拓方案的选定根据矿井工业场地及确定的斜井开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征、提升设备、井筒位置以及矿井目前的实际情况，本设计针对5号层的开拓提出三个方案进行比较，方案分述如下：方案一：立井开拓上山开采方案：该井田煤层赋存稳定，埋藏深度达270米，考虑井行及技术装备等因素，才用立井开拓的方式，主、付井井筒均采用立井开拓，回风井井筒采用斜井。回风斜井与总回风巷连通，回风斜井的布置位于矿井中央，并且完全可以满足工作面等用风的供给，通风采用机械抽出式通风方式。方案二：斜井开采方案：主、副斜井落底于5号煤层内，标高+350m在5号煤层中从井底车场向北方向在煤层中开掘运输大巷、轨道大巷至井田边界。回风立井在井田中部开拓，并且回风大巷与轨道大巷平行，间距为30。回风方式为机械抽出式通风方式。上述两方案在技术上各有优缺点，两方案技术比较如下：一方案：主立井、副斜井开拓优点：（1）立井的压煤量少，井筒短，提升时间短。（2）井筒短，通风阻力小。缺点：（1）提升量较小，井口设备复杂。（2）井底车场的工程量大，设备多，事故率大（3）立井运输量小，当运输大的支架时，比较困难。二方案：主，副斜井开拓优点：（1）巷道掘进技术简单，施工管理简单。井筒装备和井底车场比较简单，工程量少。（2）建设速度快，出煤早，投资少（3）用胶带做主井运输时，效率高，效益好。缺点：（1）斜井井筒长，维护量大，成本高。（2）准备巷道和联络巷道较多，增加了成本，不宜管理。（3）各种管线布设长度大，通风阻力大，增加了费用。经过综合经济比较，虽然斜井在井筒掘进量稍大，可是在后期的运输过程中，其可以采用胶带运输等方面，优点明显，所以采用方案二。3.2主井，副井和风井3.2.1主井主井主要取决于工程地质条件和矿床的赋存条件，选场位置等，外部运输条件也有部分影响。应布置在下盘稳定的岩层内，尽量避免含水层，流沙层，断层和破碎带。主要用于运煤。3.2.2 副井副井是对于主井布置的，副井井筒一般也是立井形式的，断面为圆形。主要运人，运料和废石。3.2.3 风井 风井采用立井形式，圆形断面，风井布置在井田边缘，不需留设保护煤柱。井筒采用混凝土支护，井壁厚500mm，井筒断面如图所示：图3-1 井筒断面图3.3主要开拓1、运输大巷 图3-2 运输大巷断面图2、轨道大巷 图3-3 轨道大巷断面图3、回风大巷断面图 图3-4 回风大巷断面图 4 采（盘）区或带区巷道布置及装备4.1煤层地质特征1、断层特征表见表4-1-1表4-1 主要地质构造特征表序号名称位置走向盆地深度两翼产状1234561向斜井田东部N8266煤层-1000m西10222向斜井田中偏北N20W6煤层-400m203背斜井田外西北N25E10表4-2 断层特征表序号名称断层性质断层面走向断层面倾向倾角()落差(m)12345671FJ2正断层N730ESE7540902F6逆断层N2540WSE6030100本井田煤系地层总厚度1136m，含煤14层，平均煤层总厚度11.35m，含煤系数1%。其中可采煤层为下石盒子组的3煤层及局部可采的5煤和山西组的局部可采的6煤层。共划分为八个煤组：1煤组位于上石盒子组下部，煤层上部岩性较细，以灰色为主，1煤层一般不可采，局部可达1.0 m，其间常有泥岩夹石，地层不稳定；2煤组、3煤组、4煤组、5煤组位于下石盒子组的中下部；6煤组位于山西组中部含2层煤，61，62煤层；7煤组位于山西组下部，有12个煤层，均不可采。井田内普遍可采者3煤层为主要可采煤层，5煤层、6煤层为局部可采的薄煤层，余者偶尔可见可采点，多属于不可采煤层，其中3煤层为本设计的主要可采煤层。井田构造较简单，煤层间距厚度比较稳定，标志层明显。3煤层：顶部以泥岩粉沙岩为主，在4线8线间煤层厚度变化在1.97 m4.38 m左右，8线11线间的煤层厚度变化在0.97 m6.55 m，在11线14线之间煤层厚度变化在0.18 m7.6 m左右。3煤层距5煤层约15 m，距6煤组约120 m左右.2、瓦斯四台矿的瓦斯鉴定等级属于高瓦斯矿井。3、煤尘通过煤尘爆炸性测定及煤尘爆炸指数计算，2、3、6等煤层均具有爆炸危险的煤层。4、煤的自燃根据实验室采用“着火温度降低值测定法”结果还原与氧化着火温度差较大。4.2盘区生产能力及采出率4.2.1盘区生产能力 矿井设计年生产量为90万t，3.3米的大采高采煤方法，只需要布置一个工作面就可以满足矿井产量生产要求。1）工作面采煤机的生产能力，按以下公式计算：式中：工作面采煤机生产能力，Mt/a； 采煤机割煤高度，m； 煤层容重，t/m3； 工作面长度，m； 采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取6； 工作面割煤回采率，取0.95； N正规循环率，取0.8；已知H1=3.3m，=1.4 tm3，L=144m，a=0.8m，n=6，C0=0.93，N=0.8将各值代入公式（5-1），可得：A0=3303.31.41440.860.950.8=90万t/a工作面年产量A0=90万t/a5 采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1采煤方法选择 设计对象是五号煤层, 五号煤层的厚度的算术平均值是3.3m，属于厚煤，煤层的倾角范围为15到22度，属于近水平煤层。近水平煤层有以下三种采煤方法可以使用：1、倾斜分层下行跨落采煤法；2、大采高一次采全厚单一长壁采煤法3、一次采全厚综采放顶煤采煤方法。根据煤层厚度及各个方法的适用范围，选用第二种方法。第二种方法的优缺点：优点：1） 产量大、工作面生产效率高 2）回采巷道的掘进率明显降低，并减少了假顶铺设 3）减少综采设备搬迁次数，节省了搬迁费用 4）与综采相比，采出率高缺点：1）采高增加后，液压支架，采煤机和输送机的质量增大 2）在传统的矿井辅助运输条件下，装备搬迁和安装均比较困难 3）工艺过程中放置煤壁片帮，设备防倒，防滑和处理冒顶都有一定难度，对管理水平要求也高 5.1.2工作面长度的确定工作面长度按下式验算：L=( b - 2 X q - ( 2 X L1 + p ) X n - p ) / nL式中：L工作面长度，m；V工作面允许的最大风速，m/s，取4m/s；M采高，m；L工作面最小控顶距，m；Cf风流收缩系数，可取0.90.95；Qb昼夜产一吨煤所需风量，m3/min，取1.3 m3/min；B循环进度，m；P煤层生产率，即单位面积出煤量，t/m2。P=M10-1式中：y煤的容重，kN/ m,取1.45kN/ m；N昼夜循环数。由此得：L=144m，可得采煤工作面长度为144m。 5.2回采工艺5.2.1破煤与装煤采煤机型号为MG200/500AWD双滚筒采煤机一部。1、总功率：500KW2、采高：最大采高3.5m3、截割功率：2200KW 牵引功率：240KW4、牵引速度0-7.7-12.8m/min5、电压：1140V6、牵引力500/325KN采煤机割煤采用双向割煤法。从头到尾及从尾到头，沿牵引方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高。采煤机进刀采用在工作面端头斜切进刀法，其进刀过程如下：1、采煤机开至头或尾部，准备进刀；2、升起前滚筒、降下后滚筒，采煤机斜切入刀，直至滚筒完全切入煤壁,运输机斜切段大约45m；3、对调前后滚筒上下位置，推移端部40m处运输机，采煤机将该45m范围三角煤壁割通；4、对调采煤机前后滚筒上下位置，将采煤机反向牵引，将三角段浮煤扫清，采煤机正常割煤。5.2.2工作面运煤盘区首采工作面采用刮板输送机运煤，经过转载机输送到区段运输巷的皮带输送机上运出工作面。刮板输送机型号为 SGZ800/1050 型刮板输送机。工作面主运输设备1、刮板输送机：使用SGZ764/500型刮板输送机两部，主要技术特征如下：安装长度： 200m 输送量：1000t/h装机功率： 2250KW 电压：1140/660V 链 速： 1.28m/s 刮板链形式：中双链链条规格： 30108-C 刮板间距：1080mm链中心距：140mm中部槽规格：1500（长）724（内宽）290（高）mm卸载方式：端卸紧链方式：闸盘紧链2、胶带输送机：使用DSJ140/250/4500型可伸缩皮带机一部，其主要技术特征如下：贮带长度：200m 带速：4m/s输送带宽度：1400mm 电压：1140/660V装机总功率：400KW 输送量：2500t/h倾角：10-15度 提升高度：20m5.2.3支架液压支架支护强度验算：1、合理支护强度计算 =9.812.502.57 =429.2式中：采高2.50m； 岩石容重取2.5t/m3； 支架支撑载荷相当于采高岩石的倍数取7；2、实际支撑能力计算 =0.990.950.91.01.06400 =5417.3KN式中：工作系数，取0.99； 增阻系数，取0.95； 不均匀系数，取0.9； 采高系数，取1.0； 倾角系数，取1.0； 支架工作阻力，6400KN；每m2支撑能力计算 q=Rt/F=5417.3/10.4=520.9KN/m2 式中：支架最大支护面积：10.4m2由以上计算的选择ZZ6400/17/35液压支架符合要求。表5-1 ZZ6400/17/35液压支架参数ZZ6400/17/35液压支架型式掩护式排头支架高度17003500mm中心距1500mm宽度14301600mm初撑力4653KN28MPa工作阻力6400KN38.5MPa支护强度0.99MPa底板比压1.96-1.99MPa平均值运输尺寸6.561.431.7m推移步距900mm泵站压力31.5MPa操纵方式本架手动控制支架重量16000kg立柱型式液压双伸缩两个缸径320/230mm柱径290/210mm行程1735（898+855）mm工作阻力3200KN39.8MPa推移千斤顶型式普通双作用一个缸径160mm杆径105mm行程900mm推力633KN拉力279KN侧推千斤顶型式普通双作用四个缸径/杆径80/60mm行程170mm推力/拉力158/69KN抬底千斤顶型式普通双作用一个缸径/杆径125/90mm行程250mm推力/拉力386/186KN平衡千斤顶型式普通双作用一个缸径200mm杆径140mm行程520mm（推）工作阻力1328KN42.3MPa（拉）工作阻力677KN42.3MPa护帮千斤顶型式普通双作用一个缸径/杆径80/60mm行程340mm推力/拉力158/69KN31.5MPa工作阻力（推）190KN38MPa前梁千斤顶型式普通双作用二个缸径/杆径160/105mm行程240mm工作阻力800/455KN39.8MPa伸缩千斤顶型式普通双作用二个缸径/杆径80/60mm行程800mm工作阻力（推）190KN38MPa推力/拉力158/69KN31.5Mpa数量8组5.2.4顶板管理选择合理的控顶距本工作面长144m，支架中心距1.5m，根据三机配套及顺槽宽度工作面安装153架支架，工作面最大控顶距6.6m，最小控顶距5.8m，最小端面距0.3m，最大端面距1.1m。采空区顶板管理:工作面开采后，采空区顶板管理方法为自然垮落法结合人工强制放顶。根据大同矿区8#层的矿压观测，工作面古塘顶板在人工强制爆破头、尾拉开槽后能随采随垮，垮落高度达到10-20m，基本满足要求，根据已采工作面的观察，直接顶初次垮落步距为25m左右，老顶初次来压步距为52-57m，老顶周期来压步距为10-27m，平均20m。并结合实际情况初步确定初次放顶步距为28m，步距放顶步距为20m。（1）初次放顶在采宽达到28m时，顶板不能自行垮落或垮落高度达不到要求时，进行人工强制爆破放顶。初次放顶采用深孔爆破法，在两顺槽巷及工作面内布置，钻具选取TUX-75型液压钻，炸药选择4#矿用硝铵炸药。具体放顶措施由施工单位负责编制。（2）步距放顶在开采过程中，为加强采空区顶板管理，工作面每推进20m，进行步距放顶。步距放顶布置在两顺槽内，超前工作面50-100m，按照初次放顶A、B两组孔的布置进行布置，当炮孔口移至支架切顶线时，停止生产进行联放炮，使采空区顶板在头、尾拉开槽，在采动自行跨落。（3）局部放顶 在开采过程中，如工作面古塘悬超过25m2时，停产进行打眼爆破放顶。乳化液泵站、数量:乳化液泵站型号LRB400/31.5型，数量2台。乳化液箱型号RX400/25型，数量1台。5.3工作面循环方式工作面的循环方式为一日多循环，每天两班采煤，一班检修的工作制。劳动组织采用平行作业。工人出勤情况见表5-2。表5-2 工人出勤情况表序号工种班次合计一班二班检修班1支架66122机组司机2243移溜工66124泵站司机1125电工1126溜子工1127机组司机998支架检修559泵站检修4410电检修6611端头工22412溜子检修3313破煤工22414修护工5515记录员112416运料员5517班长111318井下保管112419资料员3320队长111321合计252546965.4回采巷道超前支护区段运输巷、区段回风巷和工作面切眼均采用锚栓加锚索支护。锚杆间排距为800mm、1000mm，锚栓20 mm，杆长2000 mm，矩形布置；锚索间排距为800mm，锚索30 mm，杆长5000 mm，矩形布置。1、区段运输巷、区段回风巷的超前支护:在开采过程中，对两顺槽巷进行超前加强支护，超前支护长度为采动超前压力影响范围。由于煤层为中厚煤层，巷道宽度、高度适中，巷道超前支承压力和影响范围有所减小，但是超前支承压力作用将使巷道超前段炸帮趋向严重，故确定两巷超前工作面煤壁20m范围支设超前支护。 超前支护支设两排，形式为DW4.0单体柱加金属顶梁，其柱距为1750mm、3000mm，顶梁与巷帮垂直。皮带巷超前支护支设两排为20m，两排均支在距转载机溜槽边缘两侧0.5m处；运料巷超前支护，支在巷道中心线两侧各1.0m处，两排均支设20m。表5-3 DW35-200/100X单体柱参数表参数额定工作阻力额定工作液压初撑力最大高度最小高度工作行程重量单位kNMPakNmmmmmmkgDW3520037.6108.5-144350019901510762.端头支护及安全出口顶板管理:端头支护采用头、尾特殊液压支架和端头单体支柱维护顶板，本面特殊液压支架与中间基本支架相间，具体为：当头尾第一架液压支架距侧面煤壁大于1m 且小于2m时，支设一排单体柱，柱距1.2m，支在液压支架与侧面煤壁中间位置；当头尾第一架液压支架距侧面煤壁大于2m时，支设两排单体柱，在支架与煤壁间均匀布置，柱距1.2m；当工作面第一架液压支架距侧面，煤壁小于1m时，不支设端头单体柱。故本工作面端头支护只采用端头液压支架支护。6 大巷运输及设备的选择6.1简述该矿可采煤层为5#煤层，平均煤厚为3.3米，煤层平均倾角为16，属于缓倾斜煤层。此外，该矿采用双立井开采。 巷道倾角1215，西南高东北低，落差140m，发现大断层4条，主运输（煤）为皮带运输，辅助运输（人员、材料、矸石等）为轨道运输，运输巷东北端设煤仓，辅助巷最大运距1975m，皮带巷最大运距1975m。6.1.1盘区运煤、辅助运输、通风及排水系统1）运煤系统回采工作面胶带顺槽盘区集中皮带水平胶带大巷井底煤仓主井地面。2）辅助运输系统地面材料及设备副斜井井底车场辅助运输大巷盘区辅助巷道工作面。3）通风系统地面新鲜风主、副斜井井底车场辅助运输大巷（胶带运输大巷）集中轨道（集中胶带）胶带顺槽回采工作面轨道顺槽集中回风回风斜井地面。4）排水系统工作面顺槽集中轨道联络巷水平轨道大巷井底水仓副井地面井下水处理站。6.2 采煤机进刀方式 图6-1 采煤机进刀方式示意图6.3拉移支架工作面采用及时支护法， 拉移支架的操作方式为本架手动操作。拉架滞后采煤机后滚筒1-3架顺序移架，超前采煤机前滚筒5-10架收挑梁。发生局部冒顶时，冒顶处的支架可提前拉移，防止冒顶范围继续扩大。拉移支架降架时，降架时的幅度不要太大，只要可以满足移架。工作面支护采用端头支架支护采煤机割煤时滞后采煤机后滚筒1-3架距离拉移工作面液压支架，超前采煤机前滚筒5-10架收支架挑梁，距离采煤机后滚筒20m以上距离推移工作面运输机 ，转载机与溜头作为一个整体，当推移溜头时转载机随之前移。6.4大巷运输设备选择1、调度绞车选型在区段运输巷自巷口，运输大巷向前20m锚固一台JD-11.4型调度绞车，共1部；在区段轨道巷由巷口，轨道大巷向前20m锚固安装一台JD-40型调度绞车，相应绞车各1部。胶带运输大巷铺设一条24K钢轨，轨道大巷铺设一条30K钢轨，两巷调节运输方式为绞车牵引轨道运输。在区段运输巷自巷口向里每隔200m锚固一台JD-11.4型调度绞车，共5部；在区段轨道巷由巷口向里每隔250m锚固安装一台JD-40型和JD-25型调度绞车，相应绞车各5部。区段运输巷铺设一条24K钢轨，区段轨道巷铺设一条30K钢轨，两巷运输方式为绞车牵引轨道运输。掘进巷道锚固安装一台JD-40型调度绞车，一台JD-11.4型调度绞车和J一台JD-25型调度绞车，相应绞车各2部。2、矿车选型大巷一般采用轨道运输，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车，小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井，带区生产集中矿井一翼走向长度小于3km，条件适合，技术经济比较优越时，可采用胶带输送机。矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于0.9Mt/a的矿井，应选用底卸式矿车，辅助运输可选用1.5t固定矿车和平板车，材料车和人车等辅助车辆。年生产能力小于0.9Mt/a的矿井，选用1t固定式矿车和与之相一致的辅助车辆。根据以上原则，同时参考矿山固定机械有关内容.,以及本矿井的实际条件考虑。本矿井设计年产量为1.2Mt/a，属于中大型矿井，加上该矿井资料显示，矿井没有过瓦斯突出事件，所以在设计中按低瓦斯矿井考虑。大巷运输选用架线电机车牵引底卸式矿车运输。矿井移交生产时，掘进煤矸经刮板输送机进入运煤系统，井下辅助运输主要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。根据矿井的规模、开拓方式，运输大巷选用架线式电机车，型号为：ZK106/250，粘着质量10t，配套矿车3t，矿车选用600mm轨距。矿车型号为：MGC3.36型，规格为（长宽高）345012001400mm，技术特征为：容积3.3m3，名义载重3t。每个生产和开拓带区25辆矿车用于运矸、运料，有10辆备用，全矿达产后同时生产的带区为一个，共需35辆矿车。 根据矿井特征及运输方式等因素，电机车选择ZK106/250型电机车（长宽高）345012001400mm。6.5工作面循环方式工作面的循环方式为一日多循环，每天两班采煤，一班检修的工作制。劳动组织采用平行作业。6.6掘进工作面数量及设备根据回采工作面年推进进度和巷道掘进进度指标，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井移交生产时，共布置两个掘进工作面，其中初期为大巷机掘面；生产期间为一个大巷机掘面，一个顺槽机掘面。7 矿井通风及安全技术7.1矿井通风系统选择1、通风方式的选择以下是通风方式的适用条件及各自的优缺点。1）抽出式：是当前通风方式的主要形式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更是有利于与对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井。（1）井下风流处于负压状态，当主扇因故障停止运转时，井下的风流压力提高，可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。（2）漏风量少，通风管理较简单。（3）与压入式相比，存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难。缺点是：当地有小煤窑塌陷区并和带区沟通时，抽出式会把小煤窑积聚的有害气体抽到井下使矿井有效风量减少。2）压入式：矿井地面地形复杂，高差起伏，无法在高山上设置扇风机，总回风巷道无法连通或维护困难的条件下使用压入式通风。优缺点：(1)压入式的优点与抽出式的相反，能用一部分回风把小煤窑塌陷区的有害气体压到地面。(2)进风线路漏风大，管理困难。(3)风阻大，风量调节困难。(4)由第一水平的压入或过渡到深部水平的抽出式，有一定困难。(5)通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增大。根据以上的分析比较，再结合本矿井的实际情况，本矿井属于高瓦斯矿井，通风巷道之类的比较长，走向也较长等情况，因而确定采用抽出式通风。井巷中的允许风流速度 式中：井下同时工作的最多人数，人； 每人每分钟供风标准，m3/min； 矿井通风系数；（2）按照采煤和掘进工作面、硐室以及其它地方实际需要的风量的总和进行计算 式中：矿井总风量，m3s； 2、采煤工作面需要的风量计算1）按瓦斯涌出量计算 式中：回采工作面的需风量，m3/min； 回采工作面CH4绝对涌出量，m3/min； 回采面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取Kd1.4； ； ；2）按回采工作面进风流温度计算采掘工作面气温不得超过26 式中：采煤工作面所需风量，m3s；回采工作面适宜风速，取1.6m/s； 回采工作面平均有效断面，为30m2；工作面长度系数，取1.2；则： 3）按工作人数计算 式中：采煤工作面内同时工作的最多人数，为30人则： 3、掘进工作面实际需要风量计算1）按CH4涌出量计算 式中：掘进工作面的需风量，m3/min；综掘工作面CH4绝对涌出量，m3/min；掘进面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取Kd2； 2）按局扇的实际吸入风量计算式中：掘进工作面同时运转的局扇额定风量的和，取400 m3/min； 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2；则： 3）按人数计算 式中：掘进工作面内同时工作的最多人数，20人；则： 4）硐室实际需要风量计算消防材料库为150 m3/min；中央变电所取150 m3/min；5）其它用风地点风量其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的4则： 取170m3/min 根据以上计算方法，确定矿井的总风量88.12m3/s；4、风量分配1）分配的原则：（1）各高低沼气矿井采煤工作面的风量；（2）对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风；（3）井下火药库，充电室，带区轿车房，应单独供风；（4）分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据煤矿安全规程要求不得超过规定限度；2）分配的方法：将矿井总风量分配到井下各用风地点：综采工作面： 57m3/s； 2.28m/s综掘工作面： 8m3/s； 1.25m/s回风顺槽： 57m3/s； 4.38m/s运输顺槽： 57m3/s； 4.11m/s硐室实际需要风量： 5m3/s； 其它： 4m3/s； 7.2矿井通风阻力7.1通风阻力的计算通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，摩檫阻力是风流与井巷周壁摩檫以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的10%。根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。式中：摩擦阻力，Pa；摩擦阻力系数，N.s2/m4；井巷长度，m；井巷净断面周长，m；通过井巷的风量，m3/s；井巷净断面积，m2；井巷摩擦风阻，；将以上计算出来的各数值填如下表7-1（其中表中的所列数值又是当空气为1.2kg/m3时数值）。表7-1 通风容易时期通风阻力计算表项目支护形式摩阻系数周长P (m)长度L (m)断面S(m2)S3Q(m3/s)Q2H(Pa)V (m/s)副井锚喷0.0008512.0059117.205088.4545.752093.252.482.66轨道大巷锚喷+锚索0.000915.60262314.402985.9846.92203.7427.183.26运输顺槽锚杆+锚索0.001615.16263013.862662.5057.003249.0077.854.11回采工作面液压支架0.003522.0015025.0015625.0057.003249.002.402.28轨道顺槽锚杆+锚索0.001614.80263013.002197.0057.003249.0092.104.38运输大巷锚喷+锚索0.000913.00241510.501157.6278.006084.00148.507.42回风立井砌碹0.003115.7025019.607529.5378.006084.009.833.98合计360.34总计增10%的局部阻力后396.37表7-2 井巷困难时期通风总阻力计算表支护形式摩阻系数周长P (m)长度L (m)断面S (m2)S3Q(m3/s)Q2h(Pa)V(m/s)副井锚喷0.0008512.0059117.205088.4545.752093.252.482.66轨道大巷锚喷+锚索0.000915.60641714.402985.9846.92203.7466.493.26运输顺槽锚杆+锚索0.001615.16170713.862662.5057.003249.0050.534.11回采工作面液压支架0.003522.0015025.0015625.0057.003249.002.402.28轨道顺槽锚杆+锚索0.001614.80165013.002197.0057.003249.0057.584.38运输大巷锚喷+锚索0.000913.00641710.501157.6278.006084.00394.597.42回风立井砌碹0.003115.7025019.607529.5378.006084.009.833.98合计584.10总计增10%的局部阻力后642.517.2矿井总通风阻力的计算沿着上述两条风路，将各区段的摩擦阻力叠加起来并考虑适当的局部阻力系数（一般不细算局部阻力）。即可算出通风容易hme和困难hmd两时期的井巷通风总阻力分别为：等积孔的计算: =4.6m2=3.5m2表7-3 等积孔表等积孔（m2）矿井通风阻力等级矿井通风难易程度评价1大阻力矿难12中阻力矿中2小阻力矿易矿井通风阻力等级分类 :根据设计可知，矿井通风是比较容易的。煤矿工业设计规范2规定：“矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不小于1 m2。本矿井通风困难时的等积孔为3.5m2，符合规范要求。又从矿井通风阻力等级分类可知，本矿井为小阻力矿井。7.3通风机选型1、设计依据矿井通风设备包括主扇和其它的电动机，须选择主扇，然后选择电动机。根据煤炭工业设计规范2等技术文件的有关规定，进行通风备选型时，应符合下列要求：（1）风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内；（2）当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年；（3）风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小50；风机的转速不大于额定值90%；（4）考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节；（5）正常情况下，主要风机不采用联合运转。本矿属于低瓦斯矿井，布置前期回风立井及后期回风立井，主副立井进风。本设计只选择前期回风立井通风机，服务年限约34a。主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为87m3/s，矿井通风容易时期负压为360.34Pa，困难时期为584.10Pa。2、设备选型计算 通常用扇风机的个体特征曲线来选择，要先确定通风容易和困难两个时期主扇运转的工况点。为此，就要用以下方法分别标出两个时期的工作效率，有时需要考虑矿井自然风压的作用。1)确定扇风机所需风量：=1.278=93.6m3/s式中：通风设备漏风系数，由于风井不做提升用，故取1.20；2)确定扇风机所需全压：式中：通风设备阻力损失（包括风硐损失）约15mmH2O，取=62Pa； 风机装置动压，=12 Pa。 ，阻力最小和阻力最大时自然风压，=12 Pa，=50 Pa；3)网路阻力系数：4)网路特性曲线方程：据上面选择主扇的=446.34Pa，=708.10Pa，=93.6m3/s，在个体特征曲线符合的情况下，选择主扇风机型为：FBDCZ-10-NO27，需装机功率2002KW，n=590r/min，16个叶片。叶根安装角为33/30（困难） 45/42（容易）。风量范围为50.8-128.6m3/s,风压范围为946-2742Pa。配用电动机型号为YBFe450S3-10。将上述曲线置于FBDCZ-10-NO27 型风机性能曲线图上即得风机运行工况点，工况点参数如下：根据 通风容易时期：，, ；通风困难时期： ，, ；电动机功率计算由扇风机特性曲线可知，扇风机在通风容易和困难时期的输出功率为：，因，即满足根据设计手册有关规定，则在通风容易时期用功率较小的电动机，通风容易时期电动机的输出功率用下式计算：通过计算可知， 该矿选用两台FBDCZ-10-NO27 型轴流式扇风机，一台工作， 一台备用。配用电机功率为2002kW。所选择的扇风机有以下优点：（1）扇风机体积小，风机房构筑简单，不需要反风道反风，通风设备布置简化，节省建筑投资；（2）扇风机反转反风，反风速度快，风量大；（3）扇风机效率高，节能效果好。风机房供电：由于通风机房距矿井6KV变电所较远，供电困难，因此通风机房采用高压供电方式。采煤工作面采用上行通风U型通风系统，工作面通风系统为分带运输巷进风，风流通过工作面后由分带运料运输巷回风，至