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中期检查表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 忻州窑矿14号煤层90万t/a新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： 同煤集团忻州窑煤矿14#煤层矿井设计 英文题目：The 11# Coal Seam Mining Design of Xingzhouyao Coal Mine in Datong Coal Mine Group Company 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： 论文题目忻州窑矿14号煤层90万t/a新井设计论文类型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 忻州窑矿14号煤层90万t/a新井设计学生姓名学 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 学号论文题目忻州窑矿14号煤层90万t/a新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.该井田的开拓方式是什么？答：主副井全部采用斜井开拓 2.矿井工业储量计算公式？ 答： 3.液压支架的选择有哪些因素？ 答：顶板条件，煤层厚度，煤层倾角，地质构造，通风要求等。 4.矿井的巷道按服务时间和用途分为哪几类？ 答：开拓巷道，准备巷道，回采巷道年 月 日 年 月 日摘 要本设计说明书通过详细介绍山西同煤集团忻州窑矿的井田概况和地质特征，经过一系列的方案论证比较，选择了适合本矿井的开拓方式、采煤方法和各生产系统。本设计为井田14#煤层的矿井设计，该煤层地质构造比较简单，平均厚度为2.3m，煤层倾角06o，属于近水平煤层，有煤尘爆炸危险。矿山工业储量为4530.5万t，可采储量为3081.6万t吨，设计生产能力为90万t/a，服务年限为47.9年。经过技术经济比较，主、副井为斜井，回风井选择了立井。辅助运输系统与主运输系统相分离，其中辅助运输采用绞车牵引矿车方式，技术工艺简单，操作便利。关键词：斜井开拓；盘区式；中央式ABSTRACTThis design specification through a detailed introduction of shanxi xinzhou kiln with the coal group mine field survey and geological features, through a series of scheme comparison, select the suitable for the mine development way, the coal mining method and each production system.This design is the mine design of mine no. 14 coal seam in well field. The geological structure of this coal seam is relatively simple, with an average thickness of 2.3m and a coal seam inclination Angle of 0-6o. The industrial reserves of the mine are 4530 million t, the recoverable reserves are 3081.6 million t tons, the designed production capacity is 900,000 t/a, and the service life is 48 years.Through the comparison of technology and economy, in which the main and auxiliary Wells are inclined Wells and the return well is vertical Wells. The auxiliary transportation system is separated from the main transportation system, in which the auxiliary transportation is carried out by winch haulage harvester with simple technology and convenient operation. Keywords：Inclined to develop; Panel type; The central type目 录一 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1地理位置11.1.2地形特点11.1.3交通条件11.2井田地质特征21.2.1煤质21.2.2其它开采技术条件3二 矿井开拓52.1 井田边界及储量52.1.1井田边界52.1.2矿井工业储量52.1.3矿井可采储量62.2矿井设计生产能力及服务年限72.2.1矿井工作制度72.2.2矿井设计生产能力的确定72.2.3矿井及水平服务年限的计算82.3 井田开拓82.3.1井田开拓方案的确定82.3.2开拓方案的提出和选定82.3.3采区划分及开采顺序102.3.4井筒和井底车场10三 大巷运输及设备的选择143.1 概述143.2 大巷运输及设备选择143.2.1大巷运输方式的选择143.2.2.辅助运输方式的选择143.2.3胶带输送机、的选型及能力验算143.3主要巷道断面的确定173.3.1.轨道大巷断面的确定183.3.2胶带大巷断面的确定19四 采（盘）区或带区巷道布置及装备214.1 煤层的地质特征214.2 采（盘）区或带区巷道布置及生产系统214.2.1移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算214.2.2首采区尺寸及巷道布置224.3 巷道掘进234.3.1巷道断面和支护形式234.3.2巷道掘进进度指标234.3.3矿井达产时采掘比例关系，矸石量预计234.4设备24五 采煤方法255.1 采煤工艺方式255.1.1采煤方法选择255.1.2工作面长度的确定255.2采煤工艺方式265.2.1采煤工艺265.2.2工作面正规循环生产能力265.2.3作业形式285.3 设备配置305.4 回采巷道布置355.5道掘进工艺方式及装备365.5.1掘进工艺方式365.5.2设备365.6工作面顶板管理375.6.1正常工作时期顶板管理375.6.2正常工作时期特殊支护方式375.6.3各工序之间的平行作业安全距离375.6.4特殊时期的顶板管理375.7其他系统385.7.1通风系统385.7.2防治瓦斯385.7.3综合防尘系统385.7.4防治煤层自燃发火措施395.7.5供电系统40六 矿井提升416.1 概述416.2主副井提升416.2.1主井提升416.2.2副井提升方式及设备446.3排水设备446.3.1设计依据446.3.2设备选型计算44七 矿井通风及安全技术467.1概况467.2矿井通风系统选择467.3矿井通风阻力497.3.1通风阻力的计算497.3.2 矿井总风阻的计算527.4.通风机选型527.5安全技术措施附则527.5.1一般规定527.5.2顶板527.6防治水537.6.1 爆破537.6.2 一通三防与安全监控547.6.3运输557.6.4 机电557.6.5其它567.7灾害应急措施及避灾路线56八 设计矿井基本技术经济指标58参 考 文 献60致 谢61一 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置大同煤田主要位于山西省北部，跨越大同、左云、右玉、山阴等五个县市。大东煤田的北部边界是在天津市-银山纬向构造带最南端的乌拉尔隆起，东部边界为全鹅口断层、红桃山前断层和汾河裂谷盆地。东部新生代裂谷盆地北部与东部新生代断陷盆地相邻，西部为陆良山支脉，南部为宁武煤田，由红塔山背斜分隔。它位于山西隆起的北端是一个不对称的向斜，向斜轴线北30-35，但在最北部十里河的北轴线北到北西。东南缘角矿区非常陡，一般为30 50，东缘，局部形成后直立，在矿区，西较平缓的倾角大多在10以下。忻州窑煤矿位于北部东部边缘的大同煤田位于北部的大同向斜,最低的地方,大同SW75,距大同17.5公里。新州窑的北侧为云冈矿和金华融矿，东部为大同煤矿矿区和小煤矿矿区，西南和西部是煤层气矿。东西长5.7矿业领域,南北宽6.08,占地面积18038700。7”地理坐标为经度113,纬度404。1.1.2地形特点矿业井田的低丘陵土地,大部分的黄土覆盖,植被稀疏,暴露地表,低山丘陵黄土地貌、地形复杂,黄土梁和山谷的发展“V”字,地形一般是西北高,东南低,表面峰值位于西北地区扩大矿业领域荣耀soap三角点,海拔1336.93米,位于东南部最低忻州窑沟矿业字段,海拔1132.8米,204.13 m的相对高度。1.1.3交通条件忻州窑煤矿距口泉站5.3公里，有铁路专用线。口泉站南接北同蒲线，东北为大同铁路，该站东西为京包线，东临大秦铁路。井田内有59条公路，每天都有班车直达，东南角与同泉路相接，交通非常方便。1.1.4.气候条件气温一般较低，具有年温差大的特点，年平均气温为5.1。多年冻土月份是11月至第二年4月份是冻土深度最大的月份。降水主要集中在7、8、9三个月，约为全年降水量的60-75%。这个地区一直以强风和风沙闻名，西北风贯穿全年，全年有风时间占全年总时间的70%，年平均风速为3.2m/s，最大可达17m/s。1.2井田地质特征井田内为黄土丘陵地貌，地形复杂，黄土梁及“V”字沟谷发育，地势北西高东南低。 表1-1 煤层特征表地层时代煤层号煤层厚度（m）最小最大平均间 距（m）最小最大平均煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性侏罗系141.82.82.34.013.6复杂夹石24层稳定全区可采砂砾岩、质泥岩泥岩、砂质泥岩1.2.1煤质它的设计目的是开采14层煤和14层黑煤，其中包括明亮的煤和暗煤。沥青玻璃光泽、硬、扁断裂、阶梯状，具有内生发育裂缝、水平层理、断裂构造、条带、晶状体和同质结构的发展、联合开发、14 #煤充填脉冲和黄铁矿的分解。煤的宏观和岩石类型主要为半亮煤，半暗煤为主。煤和岩石主要是亮煤，其次是暗煤。煤层主要为中灰煤和中硫煤。根据表1-2-2及有关地质资料，对煤的化学性质及工艺特性分析如下：1、水分：煤的分析基水分（Mad）各层煤在2.78%4.16之间变化，水分自上而下呈下降趋势，14号煤最低，为2.78。实际生产数据表明，原煤总水分(Mt)约为7，属于低水分煤。2、灰分（Ad）：14号煤灰分为29.6，属于富灰分煤。3、挥发分（Vdaf）:各层煤的挥发分均大于38,属高挥发分煤。表1-2 勘探区煤芯煤样化验结果表煤层水分（%）灰分（%）挥发分（%）硫分（%）发热量（MJ/kg）煤灰成分（%）无机组分（%）14#煤3.25-5.204.3221.4-31.525.444.7-45.741.721.78-3.12.4218.100-24.10021.50876.2512.4-39.524.7煤1.53-6.102.237.35-6.957.3328.73-41.5438.931.85-1.932.241.2.2其它开采技术条件井场中侏罗系大同地层中各煤层的顶板和底板为大陆碎屑岩。在大多数地区，都有虚假的顶部。直接顶板和旧顶板的岩性主要为细砂岩、细粉砂岩夹层或中粗砂岩，只有煤层为砂砾岩。屋面岩性一般是石灰性胶结和泥胶结，致密而坚硬。冲刷区煤层与中粗砂岩直接接触。底板岩石为粉砂岩或细砂岩。1.瓦斯等级 矿井瓦斯相对涌出量是2.04m3/t，绝对涌出量是0.43m3/min，属低瓦斯矿井。2煤尘爆炸性根据相关地质资料，该地区煤层的火焰长度和爆炸危险性较大，煤层爆炸指数为39%。3、煤的自燃倾向性煤的自燃倾向性属容易自燃煤层，自燃发火期为6个月左右。4、根据调查本区域地温小于3/100M，属正常区。二 矿井开拓2.1 井田边界及储量2.1.1井田边界 根据山西省国土资源厅批准的同煤忻州窑矿采矿许可证，井田边界由11个坐标点连接圈定： 1、 X=3437.88572 Y=849.21098 2、 X=3437.90273 Y=851.58980 3、 X=3438.75300 Y=851.58430 4、 X=3438.75300 Y=853.80000 5、 X=3434.57315 Y=853.79395 6、 X=3434.57447 Y=853.20877 7、 X=3434.64320 Y=853.07180 8、 X=3434.64489 Y=852.28378 9、 X=3435.25511 Y=852.28578 10、X=3435.25555 Y=850.32370 11、X=3435.67356 Y=849.21141根据地质资料和井田的边界已经确定，所以煤层的开采上限和下部边界基本没有扩大的可能性，井田的走向长度最大值4139.8m,最小值2178.15m，倾斜长度的最大值是4545.17m，最小是1469.41m，由于煤层的倾角不大于6，所以井田的实际面积和井田的水平面积接近，其面积是14733081.76052.1.2矿井工业储量1.井田的勘探类型、钻孔、勘探线分布及储量级别划定范围煤层的最小可采厚度为1.8m,根据矿井的地质资料，矿井的工业储量为4530.5万吨。其中，储量等级的分布符合煤炭工业设计规范的要求。资源储量估算所涉及的煤层为经批准开采的矿井14号层，资源储量估算的边界范围由井田边界确定。2工业指标参照煤、泥炭地质勘察规范的有关规定，确定下列工业指标：煤层最底可采厚度均为1.8m，最高可采灰分为40%，最高可采硫分为3%。根据现有资料，井田14号层在上述限定之内。3资源/储量估算方法与有关参数的确定井田范围内煤层倾角平缓，基本为06，本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，计算公式如下：Q=SHD/10 （2-1）式中：Q块段资源/储量（万吨） S块段面积K（M）， H块段平均厚度（M）， D煤层视密度（T/M3），4资源/储量估算结果 经估算，工业储量为4530.5万吨。2.1.3矿井可采储量1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以采储量经计算，矿井设计储量为3852.04万吨。 表2-1 矿井设计储量计算煤层工业储量永久煤柱损失设计储量井田边界工业场地风井村庄面积14733082506639199240607967566213345462煤量wt4530.5154.9118.43.6401.63852.042矿井设计可采储量 矿井可采储量按下式计算： ZK=（ZSP）C （2-2）式中：ZK矿井设计可采储量，wt；ZS矿井设计储量，wt；P开采煤柱损失，wt；C采区回采率，见表： 表2-2 煤层各储量表 单位：万t设计储量煤柱损失可采储量回采率3852.04441.43081.6802.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度矿井设计工作日为330天。作业方式为“三八”制作业，即两班生产，一班检修。2.2.2矿井设计生产能力的确定根据煤层赋存条件，可采储量、设备水平和开采工艺。劳动组织水平等因素决定矿井生产能力为90wt/a。该井田可采煤层为14#层煤，保证90wt/a设计生产能力。2.2.3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 (2-3) 式中： T服务年限。 Z设计可采储量，wt。 A设计生产能力，wt/aK储量备用系数，取1.3。将各数据代入上述公式，得：T=Z/AK=3081.6/901.3=47.9a矿井及水平服务年限为47.9年，符合有关规定。2.3 井田开拓2.3.1井田开拓方案的确定1.井硐的形式为一主斜井，一副斜井，三个立风井。 2矿井工业场地位置选择根据矿井现状和交通、供电等外部环境，工业广场布置在开阔场地。矿井工业广场选择在此处具有以下优点：交通运输便利，地面较开阔，生产区对生活福利区及邻近村庄环境影响较小。3.设计开采水平为单水平开采，位置为14层下，标高+892m2.3.2开拓方案的提出和选定摘要根据矿山工业领域的研究，根据矿井煤层发生特征、提升设备的规模和矿井井筒位置的现状，对矿井的边坡进行了探讨，并对该设计进行了14层的设计，比较了两种方案，即员工方案方案一：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。主立井、付立井落底于14号煤层下，在14号煤层下从井底车场向西北方向在煤层中开掘运输大巷、轨道大巷至井田中部，然后沿东西方向开拓煤层大巷，盘区皮带巷与主皮带巷用转载机连接。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14号煤层内，标高+892m在14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。回风斜井在井田中部开拓，并且回风大巷与轨道大巷平行，间距为30米。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）矿井的立起来的井的压缩的煤量很好少，而且一些井的筒地也比较短；（2）井筒短，通风阻力小。缺点：（1）提升量较小，井口设备复杂；（2）井底车库工程，设备及事故率大；（3）竖井运输小，运输大支撑困难。二方案：主，副斜井开拓优点：矿井里面的巷道的施工起来技术也很方便，管理人员也很方便简单；缺点：井的一些井里面的筒也位置也很偏，无妨通风，造成很多不方便。2.3.3采区划分及开采顺序根据井田开拓方案，全井田划分三个采区，即14号层一、二、.三、采区。矿井投产时移交一个采区，采区接替顺序为：一采区，二采区，三采区。2.3.4井筒和井底车场1井筒数目及用途矿井当中很多有用的设备所需要的调剂（1）、副斜井：负担全矿人员等提升任务，为矿井的主要通风井。（2）、回风井：担负全矿的回风，及安全出口。2井筒布置及装备副斜井：井筒断面为半圆拱形，井筒净宽4.0m，净高4.7m，拱净高2.0m，净断面17.1，井壁为100毫米厚混凝土，单轨布置，装备3T串车。3 断面的确定主斜井断面的确定巷道净宽按以下公式计算： (2-4)式中： B巷道净宽，mm；按照以上的公式可以得出以下的一些结论。得：B=4400mm。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算： (2-5)式中：H巷道净高度，mm； hc从巷道底板到轨面高度，mm；考虑到最大设备的尺寸，得H=3300mm。巷道断面风速验算：巷道断面风速验算按以下公式计算： (2-6)式中：v通过该巷道的风速，mm； Q通过该巷道的风量，m3/s； S巷道的净断面，m2； v0安全规程规定的最高允许风速，m/s，取4 m/s。代入数据得： v=2.9 m/s 4 m/s副斜井断面的确定巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： (2-7)式中：B巷道净宽，mm； 也可以根据这些公式得出B=4500mm。巷道净高度按以下公式计算： (2-8)式中：H巷道净高度，mm； h1从轨面到顶梁的巷道高度，mm； hc从巷道底板到轨面高度，mm； hb从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸（液压支架最小高度1700mm），得H=4700mm。风井井筒断面的确定风井井筒断面尺寸主要根据所需通过的风量来确定有效净断面积为： (2-9)式中：S0有效净断面积，, S0=S-A，其中S为井筒净断面积，A为梯子 Q一个筒里面所包含的风的流动量 V所允许通过的最大的风速量因此： S0=87/5=17m2,则： S=S0+2.5=19.5m2,取19.6m2；设梯子间时， (2-10)因此D=3.3m，以1m晋级后取5m。井壁材料：回风立井井壁都采用500mm厚的混凝土整体灌注支护，该支护方式的优点有：整体性好，强度高；防水性能较好；便于机械化，施工方便，劳动强度低。井底车场型式的选定（1）、操作安全，符合有关规定。（2）、井底工程量相对来说很小，并不是很复杂，而且利润来源快，所消耗的也少该车场得特点：结构简单，应用广泛，结构紧凑。有效利用了各巷道。验算主、副井空、重车线长度： (2-11)式中：L副井进出时所需要的最短的距离，m； m列车数目，列；取1； n每列车的矿车数，10辆；取； N机车数，台；取1； Lj每台机车长度，4.5m；Lf附加长度，一般取10m。则：L=1103.55+14.5+10=50m材料车当中远出时的距离： (2-12)式中： L材料车有效长度，m； nc材料车数，辆；取10； Lc每辆材料车带缓冲器的长度，m； ns设备车数，辆； Ls每辆设备车贷缓冲器的长度，m。则：L=104+14.5=45m人车线有效长度： (2-13)式中：L人车线有效长度，m； m列车数目，取1列 LR每辆人车带缓冲器的长度，取5m； L附加长度，一般取10m。则：L=156+4+10=44m 井底车场的调车方式:当电力机车将沉重的列车拉入调整线时，电力机车会拿起挂钩，把空的车拉进空行。三 大巷运输及设备的选择3.1 概述水量一般为40-130m3/h，最大出水量小于250m3/h。煤层倾角稳定，为0 6。确定矿山生产能力为90万t/a。煤和煤矸石的体积密度为1.3。主要运输(煤)是带运输，辅助运输(人员、材料、矸石等)是铁路运输。3.2 大巷运输及设备选择3.2.1大巷运输方式的选择其主要优点如下：1胶带运输机具有运输能力大，效率高，运营费用低，操作简单，管理方便，易于实现自动化。2胶带运输与矿车运输相比具有运输环节少；占用人员少，维修工作量少，主辅运输互不干扰，事故率低等优点。3.2.2.辅助运输方式的选择根据矿井目前所拥有的资金选择为斜井的串车提升方法3.2.3胶带输送机、的选型及能力验算胶带输送机根据货载最大块度初 步计算带宽BB=3amax=3300mm=900mm （3-1）式中：amax货载最大块度尺寸，取300mm则带宽为1000mm根据设计运输生产率计算带速 v=A/Bkc （3-2）式中： A设计运输生产率，取A=320t/h k货载断面系数，取k=367c输送机倾角系数，c=1.0v输送带速度，m/sv=1.09 m/s胶带输送机验算q=A/3.6v=320/(3.62.25)=39.51kg/mG g /l1g =22/1.5=14.63kg/m G1 g /l11g =22/3=7.32kg/m式中：Q为单位长度输送带上货载质量(kg/m) 为单位长度输送带质量,=38.7kg/m为重段托辊转动部分质量，取=22kg为空段托辊转动部分质量，取=22kg为重段托辊间距，取=1.5m为空段托辊间距，取=3mA为设计运输生产率，取A=320t/h 取阻力系数=0.03; 1=0.025,则重段阻力为Wzh= （3-3） =134736N空段阻力为WK= （3-4） = =-17179N式中：L为胶带最大长度，取2000米 G为重力加速度，取9.8 为巷道倾角，取3用逐点计算法求各点张力，并将各点张力计算列表如下。表3-1 皮带张力计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力/N结果/N重算值/N1S1S112290116062S2=S1+WKS2=S1-17179488955733S3=1.03S2S3=1.03S1-17694503657404S4=S3+WZHS4=1.03S1+1170421120061113025S5=1.03S4S5=1.0609S1+120553115366114641由表得到 （3-5） 12290N验算输送带重段最小张力 （3-6） = =5740N 令S3=SMIN,ZH=5740N,再计算S2、S1、S4及S5,把它们得数写入“重算值”栏中。摩擦力备用系数为验算输送带的强度，帆布层数为所以，使用2层帆布的输送带是完全可以的。 主动滚筒圆周牵引力为 （3-7） = =108085N减速器的总传动效率为 （3-8）电动机功率为 （3-9） 由以上计算可知，SSJG1000/M胶带输送机完全满足需求。矿车根据矿井的一些大量的规定以及质量8t，配套矿车3t,矿车选用900mm轨距。材料车：由于矿车轨距已固定，轨道大巷及轨道上山铺设轨道轨距平均为900mm，所以材料车选用5吨平板车。材料车型号为：MCL9B型，规格说明为：（长高宽）30005101200mm。每个生产和开拓带区使用10个材料车，有2辆备用,全矿需12辆。3.3主要巷道断面的确定运输大巷、主石门、采（盘）区或带区石门总回风道巷道断面形式和断面大小支护方式并对掘进的工艺与支护进行简单的设计，巷道断面大小应符合运输和通风要求。如下表：表3-2 巷道特征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）胶带大巷矩形4.52.35锚喷索支护2484轨道大巷矩形42.2锚喷索支护2736总回风巷矩形43.35锚喷索支护52203.3.1.轨道大巷断面的确定1巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： （3-10）式中：B巷道净宽，mm； 按以上公式所计算的巷道净宽的B值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：B=4000mm。巷道净高度按以下公式计算： （3-11）式中：H巷道净高度，mm； h1从轨面到顶梁的巷道高度，mm； hc从巷道底板到轨面高度，mm； hb从巷道底板到道碴面得高度，mm。风速 检验如下所示断面风速验算按以下公式计算： （3-12）式中：v通过该巷道的风速，mm； Q通过该巷道的风量，m3/s； S巷道的净断面，m2； v0安全规程规定的最高允许风速，m/s，取8m/s。代入数据得：v=2.7 m/s 8 m/s3.3.2胶带大巷断面的确定巷道净宽度：巷道净宽按以下公式计算： （3-13）式中： B巷道净宽，mm； 按以上公式所计算的巷道净宽的B值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：B=4300mm。巷道净高度：巷道净高度按以下公式计算： （3-14）式中：H巷道净高度，mm； h1从轨面到顶梁的巷道高度，mm； hc从巷道底板到轨面高度，mm； hb从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸，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： （3-15）式中：v通过该巷道的风速，mm； Q通过该巷道的风量，m3/s； S巷道的净断面，m2； v0安全规程规定的最高允许风速，m/s，取8 m/s。代入数据得：v=2.84 m/s 8 m/s.四 采（盘）区或带区巷道布置及装备4.1 煤层的地质特征煤层顶部和底部的岩石都是大陆碎屑岩。大部分地区都是假的。直接顶板和旧顶板岩性主要为细砂岩、细粉砂岩夹层或中粗粒砂岩，煤层顶板为砂砾岩。屋面岩性一般是石灰性胶结和泥胶结，致密而坚硬。在冲刷带中，煤层直接与中粗砂岩接触。底层岩石为粉砂岩或细砂岩。煤层硬度3-4。巷道倾角0.3，北高南低，落差10米。 4.2 采（盘）区或带区巷道布置及生产系统4.2.1移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算1、采区数目和位置根据矿山开发的推荐方案，结合矿山井的类型和开采设备的水平，矿山达到了对长壁开采高度和掘进面布置的设计生产能力，在14 #煤层中选择第一个采区。2、回采工作面生产能力计算矿井移交生产及达到设计生产能力时，在14#煤层四号采区布各置一个大采高工作面，工作面生产能力安下式计算：1、循环产量：W=LShrc （4-1）=2000.82.30.81.34=394.5t2、日循环数：依据采煤机割煤、移架、推溜等工序确定。 （4-2）3.每日有效割煤时间T=（24-8）60K=166050%=480min 4.每日循环个数 N=6 （4-3）5.生产能力 （4-4）所以日生产量w=2367t 6.年生产天数日生产量一个工作面=回采面年生产量33023671=859212.3t所以满足矿井90Mta的设计生产能力。日进度=日循环数循环进度=60.8=4.8m达到采煤工作面年进度按下式计算：年进度=日循环进度年工作日=4.8330=1584m 表4-1 工作面特征表采区名称工作面个数煤层平均厚度机采高度长度年推进度装备年生产能力（KT）14#煤层采区12.32.32001584单一长壁8594.2.2首采区尺寸及巷道布置（一）首采区尺寸矿井移交生产及在到设计生产能力时首采区为14#煤层一号采区。采区东西宽1470m，南北长为3074m，面积约4253816。（二）首采区巷道布置根据推荐的煤田开拓方案，首采区布置在14#煤层一号盘区，采区主要巷道只布置辅助运输、胶带、回风巷，辅助运输巷道与采区顺槽相连，胶带顺槽通过转载机与盘区胶带巷相连。采区运煤、辅助运输、通风及排水系统（一）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（二）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（三）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（四）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4.3 巷道掘进4.3.1巷道断面和支护形式主斜井和副斜井是由联合喷射混凝土网支撑的。主、次倾斜井、橡胶带巷道、辅助运输巷道和回风巷道均采用半圆弧拱段、锚杆支护和锚喷支护。带槽、辅助溜槽、工艺巷道采用矩形截面。巷道裂缝图中显示了巷道支护和支护的形式。4.3.2巷道掘进进度指标巷道掘进进度以满足回采工作面正常接替为原则，结合现有装备及技术水平：半煤岩锚喷巷道： 250m/月 半煤岩锚杆巷道： 300m/月 岩巷： 150m/月 煤巷： 500m/月倾斜岩巷： 100m/月硐室： 300m/月4.3.3矿井达产时采掘比例关系，矸石量预计矿井达产后，本矿布置一个工作面，两个机掘工作面，采掘比例为1：2。矿井移交生产时，由于有部分回风绕道和溜煤眼等回风和出煤系统巷道等，预计井下矸石量为6ktA。4.4设备表4-2 带区运输设备配置 序号名称型号功率（KW）牵引力（KN）绳容量（M）数量外形尺寸（mmmmmm）1回柱绞车JM-284528025023500107011002调度绞车JD-11.4JD-40JD-2511.440251240254006506507871100765730190023501370190023501370五 采煤方法5.1 采煤工艺方式5.1.1采煤方法选择 该矿井设计的煤层是14号煤层，煤层平均厚度2.3m。采煤方法为:单一长壁采煤法。单一长壁采煤法优缺点，如下所述优点：提高了资源的采出率，与分层开采比较，简化了巷道布置，节省了铺网工序，提高了效益。缺点：它不仅增加了设备投资和搬迁的难度，而且增加了技术难度。结合上述条件,选用单一长壁采煤法会非常合理有效。5.1.2工作面长度的确定工作面长度按下式验算： （5-1） P=M10-1， （5-2） 式中： 煤的容重，kN/ m,取1.33kN/ m; N昼夜循环数。由此得：L=200m，可得采煤工作面长度为200m。 初期开采的14#煤层为中厚煤层，依据煤炭工业设计规范，采区回采率为80%，工作面回采率取95%。5.2采煤工艺方式5.2.1采煤工艺采用MG250/660-QWD型双滚筒摇臂式采煤机、ZZ8800/18/38型支护工作面支架，采用自然降压法与人工强制采空区顶板管理相结合的方法，采用单对长壁开采综合机械化采煤方法。采煤机割煤方式采煤机割煤采用割三角煤双向割煤法。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入刀法，其进刀过程如下：煤机对头或尾是开放的，随时准备入刀钢丝绳滚筒在上升前，从滚筒上跌落，采煤机斜切刀，直至滚筒完全切入煤层，运输机斜切段约40米。调整前后，按下滚筒的上下位置，最后将输送带推至40米。在配煤机前后的滚筒上、下位置布置，将采煤机倒转，将三角形部分的浮煤清除，采煤机通常是切煤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。5.2.2工作面正规循环生产能力 1、循环产量 W=LShc （5-3）=2000.82.30.81.34=394.5t式中：L工作面长度200mS截深0.8mH采高2.3m-煤的容重1.34t/m3C-工作面回采率0.952、循环作业时间 t循=L/vg+Ll/Vl+Tf （5-4） =200/2.5+40/2+40 =140min式中：L工作面长度 200m Tf采煤机在端头花费最短辅助时间为40min3、每日有效割煤时间 T=(24-8)60K (5-5) =166050% =480min 式中：K-采煤机生产班开机率，取50% 4、每日循环个数 N=T/t循 （5-6） N=65、生产能力：Q日=N.W=6394.5=2367T （5-7）式中：W循环产量6、年生产天数日生产量一个工作面=回采面年生产量 33023671=781102吨 掘进产量取回采面产量的10 矿井年总产量=781102+78110210=859212.3（吨）满足矿井90万吨年设计生产能力。日进度=日循环数循环进度 =60.8 =4.8米达到采煤工作面年进度按下式计算：年进度=日循环进度年工作日=4.8330=1584米表5-1 设计生产能力时生产采区回采工作面特征表采区名称采煤工作面工作面个数煤层平均厚度机采高度长度年推进度装备年生产能力（KT）14煤层东带区12.32.32001584单一长壁8595.2.3作业形式 根据矿井运输能力及采煤机开机率，工作面按全天6个循环(由以上计算得出)其工艺过程为：斜切进刀采煤机正常割煤拉移支架推移工作面运输机斜切入刀。 表5-2 工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度M基本顶厚度M17.60直接底厚度M0.52直接顶初次跨落步距M25253初次来压来压步距M54.552-57最大平均支护强度KN/m2780760最大平均底板移近量Mm100来压显现程度强烈4周期来压来压步距M19.220最大平均支护强度KN/m2740740最大平均顶底板移近量Mm来压显现程度中等5平时最大平均支护强度KN/m2740740最大平均顶底板移近量Mm6直接顶悬挂情况M557底板允许比压Mpa8直接顶类型类中等稳定中等稳定9基本顶级别级10巷道超前影响范围M15-2020液压支架支护强度验算：1.合理支护强度计算。采用经验公式计算： q1=9. 81hk （5-8） =9.812.32.57 =394.85KN/m2式中：H采高 2.3米岩石容重取2.5t/m32.实际支撑能力计算Rt=kgkzkbkhkaR （5-9） =0.990.950.91.01.08800 =7448.8KN式中：Kg工作系数，取0.99Kz增阻系数，取0.95 Kb不均匀系数，取0.9kh 采高系数，取1.0ka倾角系数，取1.0R支架工作阻力，8800KN3.每平方米支撑能力q=Rt/F=7448.8/7.68 （5-10）=969.9KN/m2式中：F支架最大支护面积：7.68m2由以上计算的选择ZZ8800/18/38液压支架符合要求。4.选择合理的控顶距最小控顶距5.1米。 5.3 设备配置 (1)采煤机使用MG250/600-QWD型双滚筒摇臂式采煤机一台，其主要技术特征为： 型号：MG250/600-QWD 采高范围：1800-3500mm适应煤层倾角：40 适应煤质硬度：硬或中硬 机面高度：1660 mm 滚筒直径：1600mm 最大采高：35100 mm 卧底量：550mm过煤高度：1136 mm 截深：840 mm摇臂摆动中心距：8500 mm 滚筒中心距：13450 mm滚筒转速：29.4r/min 牵引电机功率：2110KW牵引力： 1000-500KN 牵引速度：0-11.5-23m/min截割电机功率：2750KW 调高泵电机功率：40 KW破碎机构电机功率：100 KW 装机总功率：1910 KW喷雾：内外喷雾 供水管直径：32mm机器重量：115T(2)液压支架使用ZZ8800/18/38型支撑掩护式支架，摆设83架，其主要技术特征如下：型号：ZZ8800/18/38 支架型式：支撑掩护式 支架宽度：1650-1850mm 支架中心距：1750mm 支架初撑力：7755KN(P=31.5MPa) 支架工作阻力：8800KN(P=38.5/70.0MPa) 支架支护强度：0.94MPa 立柱( 单伸缩 )：4个 缸径:280mm 柱径：260mm 行程：1005mm 初撑力：1939KN(P=31.4MPa) 工作阻力：2200KN(P=40.2MPa) 推移千斤顶：1个 缸径:200m 柱径: 140mm 行程：900mm 推力：990KN(P=31.5Mpa) 拉力：505KN(P=31.5Mpa) 侧护千斤顶：4个 缸径：80mm 柱径：60mm 行程：180mm 推力：158KN(P=31.4MPa) 拉力：69KN(P=31.4MPa) 挑梁千斤顶：2个 缸径：125mm 柱径：85mm 行程：476mm 推力：430KN(P=31.4MPa) 拉力：227KN(P=31.4MPa) 调架千斤顶：1个 缸径：140mm 柱径：1050mm 调架力：485KN(P=31.5MPa) 前探梁短柱：2个 缸径：200mm 柱径：180mm 行程：255mm 推力：1745KN(P=42MPa) 护帮千斤顶：2个 缸径：63mm 柱径：45mm 行程：307mm 限压阀(调定压力)6-9MPa支架操纵方式：本架手动 系统压力：31.4MPa 系统流量：500L/min管路规格 主进液管：31.5mm 主回液管：38mm 截止阀-操纵阀：19mm 立柱、推移千斤顶: 16mm 其余千斤顶：10mm 支架运输尺寸(去掉立柱)长宽高=642916702500mm 支架重量：31.5T(3)刮板输送机使用SGZ-1000/1050型刮板输送机一部，主要技术特征如下： 型号：SGZ1000/1050型 安装长度：157m 输送量：2000t/h 装机功率：2525KW 电压：3300V 链 速：1.25m/s 刮板链形式：双中心链 链条规格：38137紧凑链 圆环链最小破断负荷：1810KN 中部槽规格：1753(长)1000(内宽)337(高)mm 中板厚度：40mm 封底板厚度：30mm 垂直方向弯曲：3度 水平方向弯曲：0.7度 垂直行星减速箱形式：二级行星齿轮减速 传动比：37.952 链轮齿数：7 采煤机牵引方式：147节距 销排式无链牵引 卸载方式：交叉侧卸 紧链方式：液压马达紧链装置及伸缩机架辅助紧链(4)转载机使用SZZ-1000/400型转载机一部，主要技术特征如下： 型号：SZZ-1000/400 设计长度：50m 安装长度：30m 输送量：2500T/h 圆环链破断负荷：1450KN 中部槽结构型式：整体组焊箱式结构 内槽宽：1000mm 中板厚度：40mm 底板厚度：30mm 架桥段溜槽联接方式：螺栓 落地段溜槽联接方式：哑铃销 哑铃联接强度：3000KN 减速器形式：圆锥-行星二级减速器 传动比：24.225 爬坡角度：10度 转载机前移方式：液压支架推移 配套皮带机尾：自移式皮带机尾 紧链方式：闸盘紧链和机头伸缩辅助紧链(5)胶带输送机使用SSJ1000/2250MG型可伸缩皮带输送机一部，其主要技术特征如下： 输送机长度：1500m 提升高度：-1.51.5m 带速：2.25m/s 输送带宽度：1000mm 储带长度：100m 转载机搭接长度：9m(6)破碎机使用PCM-250型锤式破碎机一台，主要技术特征为： 型 号：PCM250型 通过能力：2000t/h 最大输入块度(宽高)：长度不限1000900mm 电机型号：YBKYS-250 功 率：250KW 电 压：1140V 转 速：1470r/min 破碎主轴转速：408r/min 破碎锤头数：8 破碎锤头冲击速度：22m/s 破碎头顶圆到破碎板间隙：300、250、200、150mm 破碎板厚度：60mm 喷雾出入口各四个喷嘴 减速器型号：63JS250 传 动 比：3.4615 偶合器型号/代号：YOXD560ZZYO08 外形尺寸(长宽高)：450027901697mm 破碎形式：锤式表5-3 工作面主要机电设备配置序号名称型号功率（KW）能力（T/H）电压（V）数量1采煤机MG250/600-QWD2750+2110+40+1004800330012溜子SGZ1000/105025252000330013转载机SZZ1000/4004002500330014破碎机PCM2502502000114015皮带机SSJ10002250MG5002000114026乳化液泵LRB400/31.5300315L114027移变KBSGZY-315063150114028馈电开关KBZ6301140Z11402表5-4 支架特征表名称型号初撑力（KN）工作阻力（KN）高度（）长宽（）数量（架）普通支架ZZ880018387448.888001800-3800480016001185.4 回采巷道布置在综合机械化采煤中，采用单车道布置。另一方面需要设置泵站和移动变电站电气设备,如巷道截面较大,所以通常超过12。由于巷道较大，不利于巷道开挖和维修，所以巷道应采用高强度支撑材料。采用双车道布置时，可减少巷道断面，并可分别设置带式输送机、电气设备等其他设备。随着采煤技术的发展，输送带巷道被废弃，电气设备的巷道作为下一段的回风巷进行维护。其缺点是电力传输电缆应通过电气设备的连接，在移动距离时的分布点，如传输电缆和油管需要从原始连接到下一个突破，维修不便生产。区段巷道沿煤层底板并与运输巷道垂直布置，运输与回风平行，按照5%-10%坡度布置和掘进。分段运输巷道采用锚杆、锚索支护，回风巷道和工作面。是800行间距螺栓,锚20毫米,长度1800毫米,矩形排列;是1600行间距锚索,锚索30毫米,长度7000毫米,矩形的安排吗。5.5道掘进工艺方式及装备5.5.1掘进工艺方式根据矿井开拓方式和采煤工艺，矿井达产后，共布置一个大采高工作面，两个机掘工作面，采掘比例为1：2。掘进工艺为机掘、转载机和胶带机运输、锚杆机支护。掘面主要配备EDJ-135型掘进机、JDB-17-800型转载机、YBJ-800型胶带机等。在巷道内稳设EBJ-120型掘进机组和皮带后,采用掘进机截割破煤,全断面一次掘进,达到最大控顶距停止掘进,进行临时支护,临时支护支设好后,施工永久支护, 永久支护施工完毕再继续截割。5.5.2设备各巷道均采用EBJ-120型掘进机组截割破煤, 截割顺序为由下向上,先从巷道底部拉开槽,然后往返式割至巷道顶部。各巷由工作面掘进机截割落煤QZP-160型胶带转载机各巷内头部和二部SJ-80型胶带输送机胶带大巷临时支护：永久支护至工作面迎头范围内采用前探梁支护，3根长4.5m的 10#槽钢，分别吊挂在每排锚杆的两个吊环内，前探梁最前端距工作面迎头不大于0.3 m,且必须采用刹顶木或道木与顶板背牢。当顶板来压或顶板破碎时要缩小控顶距，采用割够一排锚栓控顶，打一排锚栓支护。永久支护：根据各巷道断面，具体支护。掘进面需风量为600 m3/min，选用BKJ66-11No6.3型局部通风机，风筒为1000 mm柔性阻燃性风筒。通风方式为混合式通风中的长压短抽。表5-3 掘进设备序号设备名称型 号数量安装位置运输方式运输距离备注1掘进机EBJ-120型1工作面刮板运输8.5m2转载机QZP-160型1掘进机后皮带运输15 m3胶带输送机SJ-80型2转载机后皮带运输1555m5.6工作面顶板管理5.6.1正常工作时期顶板管理(1)工作面支护用ZZ8800型液压支架维护工作面顶板，工作面全长200米，共摆设118架支架，采用及时支护法，采煤机割过煤后及时移架，之后移溜，顶板割平，支架严实接顶并达到初撑力。(2)采空区顶板管理根据14#层工作面的矿压观测，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10-20米，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25米左右，老顶初次来压步距为52-57米，老顶周期来压步距为10-27米，平均20米。并结合实际情况初步确定初次放顶步距为28米，放顶步距为20米。5.6.2正常工作时期特殊支护方式工作面在正常回采过程中，如需支设特殊支护，另行制定措施。5.6.3各工序之间的平行作业安全距离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20米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。5.6.4特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前顶板管理 在工作面来压期间，工作面必须达到顶底板平整，液压支架及运输机保持一条直线，所有支架必须严实接顶、达到初撑力，前探梁接顶良好。必要时，支架可提前拉移，将支架缩到最小控顶距。（二）初采及停采时的顶板管理根据实际情况另行制定措施。5.7其他系统5.7.1通风系统由回风绕道至盘区专用回风巷。回风绕道设在运料巷距巷口70米处，并且在轨道运料巷距巷口30米设置一正一反。5.7.2防治瓦斯1.瓦斯检查发现有害气体超限时，应及时将工作面所有人员全部撤到安全地点，并将所有电器设备断电闭锁，由瓦斯检查员向矿调度室汇报，以便采取措施。具体措施执行通风区有关规定。2.瓦斯及一氧化碳监测瓦斯及一氧化碳监测探头吊挂在回风巷距工作面510米范围内，挂在顶板完整且与顶板保持0.3米与工作面侧煤壁保持0.5米的距离，其维护、移动、保管由本队人员负责。任何人不得随意损坏，如探头出现故障，应及时通知有关部门处理。如果瓦斯或一氧化碳探头报警，工作面应停止一切工作，人员相互转告并及时撤到安全地点，监测探头自动切断工作面高、低压电源。瓦斯传感器的报警浓度为CH41.0%。5.7.3综合防尘系统1 防尘管路系统工作面管路铺设为：在轨道巷铺设一趟57毫米的钢管，每隔48米接出一个三通接头; 在顺槽巷铺设一趟57毫米的钢管，每隔48米接出一个三通接头，供巷道洒水和冲洗巷道用。地面静压水池容量不得小于200M3，供水压力不小于4Mpa。 2.防尘措施洗尘：两顺槽巷每月由防尘区定期冲洗巷道积尘，具体措施和时间由施工单位制定。工作面设备及两顺槽设备每天由本队检修人员负责清扫干净，保证设备无煤尘。灭尘：采煤机、破碎机的安设一道净化水幕，在回风巷距回风绕道及工作面各50米分别安设一道净化水幕。各类喷雾设施要完好可靠，使用正常，喷雾效果好。煤层注水：严格执行煤体注水制度。注水在开采前一个月进行，注水时间直至使煤壁呈现汗珠为止。煤层注水的具体措施由施工单位另行制定。3.隔绝瓦斯煤尘爆炸措施在两顺槽巷距巷口50-100米范围的安全地点各挂一组隔爆水袋，水袋排距为1.5米，以防爆炸冲击波。皮带巷断面17.5M2，应吊挂水袋90个，吊挂18排，每排5个；运料巷断面15.05M2，应吊挂水袋76个，吊挂19排，每排4个。每个水袋装水40千克，水量充足，吊挂整齐，吊钩要钩尖对钩尖，并有一定自由度，发现水袋漏水要及时更换或补充。5.7.4防治煤层自燃发火措施1.监测系统按照上级的要求建立监测系统，执行通风区有关规定。2.综合防火措施工作面要配备灭火锹两把、灭火器两个及一定数量的细砂，放置于固定地点，并经常检查，确保能正常使用。检修后用过的棉纱等易燃物要收集起带出井，任何人员不得带火种入井，严禁工作面进行电焊、气焊及喷灯焊接工作。进、回风巷口必须按要求及时封闭，以防煤的自燃。若在开采过程中发现古塘漏风严重，可在进风巷口挂设挡风帘，以及在回风绕道设局扇抽风，以使两巷风压平衡，减小古塘浮煤自燃发火的可能。3.灭火要求所有工作人员要熟练掌握井下防灭火的一般知识，熟悉井下各类火灾的发火征兆，判断火灾的种类及火灾范围，掌握各种火灾的灭火要求及各类灭火器材的正确使用方法。5.7.5供电系统南羊路局35KV变电站分两趟1553和1563，电缆截面ZQ30-3185mm2，电压等级6KV，送至西1070变电所，西1070变电所采用双电源单母线分段式供电，电缆截面ZQ30-3185 mm2，电压等级为6KV，长度为1200米，送至第二中央变电所。由中央二所1553和1563两侧装设BGP6-6-400A、BGP6-6-400A开关两台，由开关出两趟电压等级为6KV，截面为ZQ30-3185 mm2，长度为2800送至14#层404盘区(东翼)变电所。变电所共设高压开关12台，型号为BGP92-6 4台，BGP6-6 8台，400A 2台 200A 5台 100A 5台。六 矿井提升6.1 概述矿井的年产量为A= 90万t/ a，矿井的工作系统为“38”。年度吊运时间为br=330d/ a，每日净吊装时间为t=14h。我对于单层矿石开采的斜坡,斜坡带,主要辅助提升汽车倾斜线,选择3吨矿车,矿山的使用寿命30年,属于低瓦斯煤矿,煤矿爆炸系数为30%,远低于100年的大量人,散煤密度r = 0.8吨/立方米。 6.2主副井提升6.2.1主井提升1胶带机的选型计算及验算根据货载最大块度初 步计算带宽BB=3amax=3300mm=900mm （6-1）式中：amax货载最大块度尺寸，取300mm则带宽为1000mm根据设计运输生产率计算带速 v=A/Bkc （6-2）由上可得v=1.46 m/s胶带输送机为大倾角胶带输送机,带速2.0m/s，带宽1.0m,带长690m,功率600kw，运输力630t/h。胶带输送机验算q=A/3.6v=430/(3.62.0)=59.72kg/m （6-3）G g /l1g =22/1=22kg/m （6-4）G1 g /l11g =22/2=11kg/m （6-5）式中： Q单位长度输送带上货载质量(kg/m) 为单位长度输送带质量,=38.7kg/m为重段托辊转动部分质量，取=22kg为空段托辊转动部分质量，取=22kg为重段托辊间距，取=1m为空段托辊间距，取=2mA为设计运输生产率，取A=430t/h 取阻力系数=0.03; 1=0.025,则重段阻力为Wzh= （6-6） =293006N 空段阻力为WK= （6-7） = =-98763N式中：L为胶带最大长度，取690米 G为重力加速度，取9.8 为巷道倾角，取15由表得到 （6-8） 20086N验算输送带重段最小张力 （6-9） = =5650N 不用重新计算。摩擦力备用系数为 （6-10）验算输送带的强度，帆布层数为 （6-11）所以，使用2层帆布的输送带是完全可以的。 主动滚筒圆周牵引力为 （6-12） = =207776N减速器的总传动效率为 （6-13）电动机功率为 （6-14）式中：1.2为电动机功率备用系数。 由以上计算可知，此大倾角胶带输送机完全满足需求。6.2.2副井提升方式及设备 下放最大重力160KN，所以选择JKM-1.854()E型多绳摩擦轮提升绞车。其规格为：导向轮直径 2 m 最大静拉力 210KN最大提升速度 8 m/s 静拉力差 40KN机器质量 28.144t 外形尺寸 77.52.026.3排水设备6.3.1设计依据1.矿井年产量：90万t/a；2副斜井井筒垂深：290 m；3矿坑水容重：=1.02t/ m3； 4矿井开拓为斜井单水平开拓。6.3.2设备选型计算1、水泵的选型计算排水能力为QB 1.2 qz =156m3/h （6-15）最大涌水期工作和备用水泵必须的排水能力为QBmax 1.2 qmax =300m3/h （6-16）式中 qz 矿井正常涌水量，m3/hqmax 矿井最大涌水量，m3/h水泵所需扬程的估算： （6-17）式中 HSY侧地高度，取190米 管路铺设倾角，20 管路效率，取0.8 七 矿井通风及安全技术7.1概况矿井通风设计是整个矿山设计的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，仔细考虑和精心设计是达到预期效果的必要条件。瓦斯煤矿安全规程规定，回风风道内的甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%。总回程的瓦斯浓度不得超过1.5%煤层经过山西省煤炭工业局综合测定中心对本矿14号煤层测定，火焰长度为28mm，煤层有爆炸性。煤的自燃山西省煤炭工业局综合测定，采样实验，吸氧量为0.8542cm3/g，自燃等级为一级，容易自燃。地温、低压 根据调查，本区域地温小于3/100米，属正常区。 矿井瓦斯涌出量预测根据巷道布置面积，矿井生产能力达到90万t/a，井下布置全机械化采煤工作面，矿井CH4相对体积14.24 m3 / t，属于矿井瓦斯。7.2矿井通风系统选择根据开拓部署，矿井采用机械抽出式通风方式。通风系统方式采用中央分列式。回采工作面的通风方式为U型通风方式。按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3。则按井下同时工作的最多人数计算，矿井的总风量为：Q矿总4NK （7-1）41001.2480m3min8m3s。式中：N井下同时工作的最多人数,人;4每人每分钟供风标准,m3/min;K矿井通风系数按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：Qm(Qwt十Qht十Qrt十Qot)Km （7-2） 式中： Qm矿井总风量，m3s；按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要的风量的总和计算则回采工作面CH4绝对涌出量按下式计算：Qgw=(回采工作面日产量CH4相对涌出量)(60工作面生产时间)按工作人数计算Qw=4nc （7-3） 式中：nc 采煤工作面内同时工作的最多人数,为20人；掘进工作面实际需要风量1按CH4涌出量计算：Qhi100QghiKghi （7-4） 式中：Qhi掘进工作面的需风量，m3/min；Qghi500/3014.1212(6024)2.94m3min；Q掘21002.941.8529.2 m3/min2按局扇的实际吸入风量计算Qhi=Qhfikhfi （7-5） 则：Q掘=4001.2=480 m3/min3按人数计算Qhi=4nhi （7-6） 则：Qhi=420=80 m3/min4.按风速验算按规定煤巷掘进工作面的风量应满足:600.25SdiQhi604Shi （7-7）式中：Shi掘进工作面巷道过风断面,m2。计算结果满取上述计算最大值，Q掘=529.2 m3/min Q掘2Q掘2529.2=1058.4 m3/min5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4Q其它 （37342052330）4 （7-8）244.64m3/min；取250 m3/min。Q矿总 (3417.41058.4300250)1.26066m3/min =101.1 m3/s。根据以上计算方法，取其最大者，确定矿井的总风量102m3/s。1风量分配分配的原则：（1）每个高、低甲烷矿井工作面风量（2）在开挖面的风量中，一般是根据隧道断面的大小、供气距离和煤岩巷道局部通风机的性能。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： 57m/s；综掘工作面： 9m/s218m/s；硐室实际需要风量： 6 m/s；其它： 21m/s。7.3矿井通风阻力7.3.1通风阻力的计算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。h=aLPQ2/S3=RQ2 （7-9） 式中：h摩擦阻力,Pa；a摩擦阻力系数，N.s2/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S1井巷净断面积，m2；R井巷摩擦风阻，将以上计算出来的各数值填如下表（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支护形式摩阻系数周长P (m)长度L (m)断面S (m2)S3R(ku)Q(m3/s)Q2H(mmH2O)V (m/s)主、副井砌碹0.001820.4148033.2036594.40.00056238441.851.87 轨道大巷锚喷0.001514.3658215.833966.80.00325429169.223.41 运输顺槽锚网0.001814.4195012.802097.20.024130811.952.34 回采工作面液压支架0.003518.618016.004096.00.00295732499.293.56 回风顺槽锚网0.001614.4195012.802097.20.021457324969.604.45 盘区集中回风锚喷0.000915.6733214.202863.30.00161021040417.017.18 回风立井砌碹0.000915.749019.637564.20.0009102104049.525.20 小计118.46合计增10%的局部阻力130.306mmH2O 合1277Pa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a 周长P (m)长度L (m)断面S (m2)S3 R (ku)Q (m3/s)Q2h (mmH2O)V (m/s)副井砌碹0.001820.4148033.2036594.40.00056238441.85 1.87 轨道大巷锚喷0.001514.36200015.833966.80.010954291631.67 3.41 运输顺槽锚网0.001814.4195012.802097.20.024130811.95 2.34 回采工作面液压支架0.003518.618016.004096.00.00295732499.29 3.56 回风顺槽锚网0.001614.4195012.802097.20.021457324969.60 4.45 盘区集中回风锚喷0.000915.67195014.202863.30.00961021040499.93 7.18 回风立井砌碹0.000915.749019.637564.20.0009102104049.52 5.20 小计223.82 合 计(增加10%的局部阻力)246.2mmH2O 合2413Pa7.3.2 矿井总风阻的计算可算出通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：hr.min=1.2hfr.min Pa （7-10）hr.max=1.15hrmax （7-11）代入数值得：hrmin=1.2hfrmin=1.21277 =1532.4 Pa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7.4.通风机选型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。7.5安全技术措施附则7.5.1一般规定（1在开工前必须进行“三位一体”检查， 在工作过程中严格执行“敲帮问顶”制度，发现不安全隐患及时处理后方可正常工作。（2在有新工人下井时，必须由老工人一对一包带，并定好包带合同，做好自保与互保工作。7.5.2顶板1员通过头尾端头进出工作面时，要行走在机头机尾侧面与侧面煤壁之间，并且观察好侧面煤壁安全情况，行动迅速。2加强局部放顶及步距放顶工作，加强对工作面上、下端头及两顺槽的顶板管理。 7.6防治水（1）本工作面在掘进过程中，已对两巷上覆采空区积水探放完毕，但还需对工作面顶板进行密切观察，如发现顶板淋水及其它涌水预兆，工作面应停止割煤工作，同时汇报有关部门，采取防治水措施。（2）在开采过程中，工作面所有人员都要密切注意顶板与采空区涌水情况，发现有涌水预兆，立即向队 、矿值班人员汇报，以便及时采取措施。（3）在各巷低洼积水处各安装一台功率适宜的排水泵，随时排放工作面及两巷积水。7.6.1 爆破1.使用的雷管炸药，两者必须分装、分运。药箱、管箱必须放在避开带电、导电体的安全地点并加锁，且两者相距20米以上距离，严禁雷管炸药交接班，更不准带到场上。2.爆破必须执行“一炮三检”及“三人联锁”放炮制。若放炮地点有害气体超限时，严禁爆破作业，且由安监员组织人员撤到安全地点，并向矿有关部门汇报。3.在工作面爆破时，不得开动工作面运输机，采煤机开至30米以外的安全地点。4.爆破前，要用废旧皮带将爆破点10米范围内的机电设备遮挡严密，以防损坏设备。5.爆破工作必须由专职爆破员担任，严禁其它人员代替。6放炮母线长度不得小于100米，人员距放炮地点不得小于70米，且站在有支护的安全地点，放炮母线要完好无损，放母线及脚线要避开带电体及导电体不得浸泡在水中，放炮前放炮母线要扭结成短路。7爆破必须使用矿用防爆放炮器，严禁其它电源代替，炮眼封泥应使用水炮泥。8放炮前由班组长指派专人到各出入口进行警戒，警戒人员要离开放炮地点70米以外的安全地点，在下达警戒命令后严禁任何人通过。9若有大块煤或石头卡住采煤机、溜子或转载机其它部位，需爆破时，必须在其上打眼、装药进行爆破，严禁放明炮及糊炮，不得强行拉运或采煤机戗顶。7.6.2 一通三防与安全监控1.防火措施工作面要配备灭火锹两把、灭火器两个及一定数量的细砂，放置于固定地点，并经常检查，确保能正常使用。检修后用过的棉纱等易燃物要收集起带出井， 进巷口必须按要求及时封闭，以防煤的自燃。若在开采过程中发现古塘漏风严重，可在进风巷口挂设挡风帘，以及在回风绕道设局扇抽风，以使两巷风压平衡，减小古塘浮煤自燃发火的可能。2.防瓦斯及有害气体措施瓦斯检查员必须按规定进入工作面检查有害气体情况，每班不少于两次的检查，发现有害气体超限时，应及时将工作面所有人员撤到安全地点，并由瓦斯检查员向矿调度室汇报，以便采取措施。工作面所有人员必须随身携带自救器，并能熟练使用，并熟悉井下避灾路线。3.防尘措施及防爆炸冲击措施煤层注水：严格执行煤体注水制度。注水在开采前一个月进行，注水时间直至使