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中期检查表学院： 系别： 专业：论文(设计)题目 长治红兴煤业3#煤层矿井初步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：长治红兴煤矿3#煤层矿井初步设计 英文题目：Preliminary design of 3# coal seam of 红兴Coal Mine 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： 论文题目长治红兴煤业3#煤层矿井初步设计论文类型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 长治红兴煤业3#煤层矿井初步设计学生姓名学 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 学号论文题目长治红兴煤业3#煤层矿井初步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、 煤厚、年工作日数怎么来的？答：根据红兴煤业实测地质资料，3#煤层平均煤厚2.4m。根据国家现行规定年工作日数为276天。2、 开拓方式？答：开拓方式有双立井开拓、双斜井开拓、主斜副立开拓、平硐开拓等。由于3#煤层埋深大约500m，经矿井开拓方案综合比较，采用主副双立井开拓。3、 采空区处理方法？答：采空区处理方法包括缓慢下沉法、全部垮落法、局部充填法以及全部充填法，该矿井采用全部垮落法处理采空区。年 月 日 年 月 日摘 要本次设计的矿井是长治红兴矿 3#煤层，井型大小为 0.9Mt/a。其中煤层平均倾角为 11.2，平均煤厚 2.4m。设计井田第一开采水平设计可采储量为 30.59Mt，一水平开采年限为 26 年。由3#煤层埋深大约 500m，经矿井开拓方案综合比较，最后采用主副双立井开拓。井底车场形式为环形刀把式井底车场。工作面采用普通综采工艺，工作面配备有双滚筒采煤机，各工序简化为割煤，移架和推溜；进刀方式为端部割三角煤斜切进刀，割煤方式为双向往。返割煤。采空区采用全部跨落法.矿井瓦斯相对涌出量为 0.180.554m3/t,应当属于低瓦斯矿井，矿井的通风方式为混合式通风。关键词：双滚筒采煤机；立井开拓；井底车场；割煤方式ABSTRACTThis design is the design of hongxing mine 3# coal seam coal mine in 山西 city of hongxing Province, the design production capacity of the mine is 0.9Mt/a. 3# the average coal seam dip angle is 11.2 degrees, gently inclined coal, the thicknessof coal is 2.4m, Design the first mining level design recoverable reserves for the 30.59Mt, the first level service life is 26 years. Because of the 3# coal seam 500m, scheme of integrated development by the mine, the master side two shaftdevelopment. By the spatial relationship and the exploitation of coal mine auxiliary shaft and roadway. To determine the ring Dao shaftbottom. The face of the comprehensive mechanized coal mining technology, double drum shearer, the simplified procedure for cutting coal, and shift over conveyor; feed way for end cutting of triangular coal miter feeding coal cutting for cutting coal mined from two. Area processing method for the entire cross loading method. According to the prediction of mine coal gas content and production capacity, the gas relative emission is 0.18 0.554m3/t, should belong to low gas coal mine, mine ventilation methods for regional ventilation.Keywords: Double drum shearer；vertical development；bottom pit；coal cutting method目 录1 井田概况及地质特征井田概况及地质特征.11.1 井田概矿.11.2 地质特征.31.2.1 井田地层.32 章井田储量和服务年限章井田储量和服务年限.42.1 矿井储量.42.2 矿井设计生产能力及服务年限.52.2.1 确定依据.52.2.2 矿井服务年限.62.2.3 井型校核.63 井田开拓井田开拓.83.1 井筒.83.2 井底车场.104 准备方式准备方式.154.1 带区巷道布置.154.2 带区巷道运输系统.164.3 确定带区生产能力.164.4 带区主要回采巷道.175 采煤方法采煤方法.195.1 采煤工艺方式.195.1.1 采煤方法的选择.195.1.2 工作面长度的确定.195.1.3 确定选择“三机”型号和进刀方式 .205.1.4 回采工作面落煤方式.205.1.5 采煤机进刀方式.205.1.6 移架方式和移架顺序.205.1.7 综采面端头作业.215.1.8 采空区管理.215.2 主要设备技术参数.215.2.1 液压支架.215.2.2 采煤机.235.3 工作面上下出口支护方式.245.4 劳动组织和工作面成本.246 矿井通风及技术安全矿井通风及技术安全.276.1 矿井通风系统选择.276.1.1 拟定矿井通风系统.276.1.2 矿井主扇工作方法的选择.276.2 矿井总风量的计算.286.3 防止特殊灾害的安全措施.336.3.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施.336.3.2 预防井下火灾的措施.336.3.3 防水措施.336.3.4 防止冒顶事故的措施.337 矿井提升、运输、排水系统矿井提升、运输、排水系统.347.1 主副井提升选型.347.1.1 确定主、副提方式.347.1.2 主井提升.347.1.3 副井提升.367.2.3 主运输大巷运输设备选型.417.2.4 轨道大巷运输设备选型.417.3 井下排水.438 设计矿井基本技术经济指标设计矿井基本技术经济指标.451 1 井田概况及地质特征井田概况及地质特征 1.1 井田概矿1.交通位置长治红兴煤业有限公司矿井位于山西省长治县最南端，与高平市接壤，北距长治县城约 14km,行政区划属长治县南宋乡管辖。地理坐标为东经 113度 01 分 32 秒到113 度 02 分 46 秒,北纬 35 度 54 分 24 秒到 35 度 55 分 21 秒。 井田西距长治晋城二级公路约 2km，往东约 9km 有长治陵川及荫城林州公路，井田与周边村镇约有乡村公路相遇，交通较为便利。 2.自然地理井田位于太行山脉西麓，长治盆地的东南部边缘，属中低山区，总的地势东西部高，中部低，最高点位于井田东南部山顶，海拔 1282.00 米，最低点处于井田东北部沟中，海拔 1080.00 米，最大相对高差 202.00 米3.河流水系 本区属海河流域漳河水系，浊漳河在辛安泉村以下接受地下水补给后向东流向华北平原。井田内及周边无大型水体和地表径流，大气降水沿沟谷自然排泄。 4.气象及地震烈度 本区属大陆性气候 ，四季分明，冬季长而寒冷，春季干旱多风，夏季多雨，秋季多晴朗天气；据省气象局统计资料表明，该区年平均降水量 535.54mm，但全年变化较大，最大降水量为 680.22mm，降水量多集中在 7、8、9 月份，占全年降水量的50%；年平均蒸发量 1610.13mm，蒸发量大于降水量，因而该地区温和干燥，平均气温 9.2 度，最高气温 37 度 1978 年 6 月 30 日，最低气温-21 度 1975 年 1 月 3 日,1 月份最冷，7 月份最热。全年风向为西北风，年平均风速 2 米每秒，大风较多，霜冻期为每年 10 月下旬至翌年 4 月上旬，全年无霜期平均 180 天，最大冻土深度 63cm。根据中华人民共和国建筑抗震设计规(GB50011-2001)(2008 年版） 和中国地震动峰值加速度区划图(GB18306-2001 图 A1） ，本区抗震设防烈度度为 7 度，设计基本地震动峰值加速度值为 0.10g5.本区工农业生产概况 长治红兴煤业有限公司矿井地处山西长治重点产煤县，具有得天独厚的资源优势，煤炭为该县的支柱产业之一。 农作物主要以玉米，粟类为主。 工业有煤炭、化工、冶金等。6.四邻关系 长治红兴煤业有限公司矿井井田北、东邻长治新建煤业有限公司（单独保留矿井） ，西北邻长治县太义掌中心煤矿（有太义掌中心煤矿、长治中鼎煤业有限公司、关头煤矿重组而成） 、南邻高平市刘家庙联营煤矿、东南邻长治县南宋乡永丰村永丰煤矿（由南宋乡永丰村永丰煤矿、南宋乡长掌煤矿重组而成）7.水源和电源 水源 水源分两部分，第一部分为地面生产、生活用水水源；第二部分为井下消防 、洒水用水水源。 据现场调研，本矿地面生产、生活用水利用原有深井（垂深 570 米，涌水量32m/h） ，取自奥灰水。 矿井正常涌水量为 35m，最大涌水量为 64m/h。涌水排出地面后，经净化处理后，水质指标为：ss 含量 15mg/L30mg/L,悬浮物粒径 0.2mm0.3mm，PH=7.3（6-9） ，没 100mL 水样中未检出总大肠菌群和粪大肠菌群，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，可作为井下消防、洒水及井下各用水设施用水水源。 电源 长治红兴煤业有限公司矿井位于长治县境内。矿井北偏西约 5km 处有八义110kv 变电站 1 座，矿井东北方向约 1km 处有南宋 35kv 变电站 1 座。供电电源可靠，供电质量有保证。1.2 地质特征1.2.1 井田地层 该井田位于沁水煤田高平普查区北部。井田东部多黄土覆盖，出露基岩为二叠系上统上石盒子组（P2s)。据钻孔资料及邻区资料，井田地层自上而下依次为奥陶系中统峰峰组(Q2f),石炭系中统本溪组(C2P)、上统太原组（C2t） ，二叠系下统山西组(P1S)、下石盒子组（P1X）,上统上石盒子组（P2S）及第四系(Q2+3)。现由老至新分述如下： 1.奥陶系中统峰峰组(Q2f) 为灰灰青灰色厚层状泥晶石灰岩，顶部含泥岩，石灰岩角砾，局部可见轻微的白云岩化。低层厚 105.00-145.00 米，平均厚 120.00 米。 2.石炭系中统本溪组（C2P）为灰白色铝土质泥岩，黏土质泥岩及砂质泥岩，含鲕粒底部一般具一层铁质粉砂岩或铁质泥岩（即山西式铁矿层位） ，含菱、黄铁矿结核或透镜体，极不稳定，含植物根茎化石。地层厚 3.20-20.55 米，平均厚 9.72 米。 3.石炭系上统太原组（C2t）主要由深灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，其中有煤 11 层，以下部煤层发育较好；有石灰岩 4 层，以下部灰岩稳定，本组地层厚度较大，一般90.60-119.11 米，平均厚 109.69 米。 4.二叠系下统山西组(P1s) 为本井田主要含煤地层之一，由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。一般含煤 1 至 3 层。地层厚 43.00 至 63.92 米，平均 55.95 米。2 2 章井田储量和服务年限章井田储量和服务年限2.1 矿井储量 矿井储量是指矿井内所埋藏的，具有工业价值的煤炭储量，而且还表示煤炭的质量，反应井田勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。 矿井工业储量是指地质资源量减去边角煤。矿井设计储量是工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱的损失量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业广场的保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱量后乘以采区回采率的储量。在计算时要注意根据 煤矿安全规程 留设保护煤柱。 由于该矿井属于资源整合矿井，所以在计算储量时需要考虑之前小井的开采情况。在地质报告当中可知，许多小井基本属于采空区的状态，所以在计算储量时要除去小井已开采的储量 。根据资料显示，井田边界煤柱损失量、永久煤柱损失量、煤巷保护煤柱损失量、断层防水煤柱损失量合计为工业储量的 10%，则可采储量为：Zk=Zg（110%）C （2-2）式中：Zk 矿井可采储量，单位为 Mt； Zg 矿井工业储量，单位为 Mt； C 中厚煤层采出率，取值为 0.8； 代入数据得： Zk=Zg （110%）0.8 = 53.50.90.8 = 38.52Mt 工业广场保护煤柱煤量： 工业广场的占地面积，经查表得矿井大小为 90 万吨，占地面积指标为1.3/ha(0.1Mt) 。本矿井型设计为 90 万吨，由此可以计算本矿井的工业广场为： 0.91.3/0.1 = 11.7（ha）= 11.7104 m2所以工业场地占地 11.7104m2,设其为一个正方形，边长为 360m,根据相关规定，围护带宽度取 20m.表 2-2 矿井工业场地占地指标表井型大型井中型井小型井生产能力（万吨/年）120、150180、24045、60、909、1521、30占地指标（公顷/10 万吨）0.8-1.21.3-1.82.0-2.6由上可知工业广场保护煤柱面积为 11.7 万 m2 ，其损失量可通过下式计算：P=SMr/cos11.2 （2-3）式中：P 保护煤柱量； S 保护煤柱的水平投影面积，m2； M 煤层的平均厚度； r 煤的容重，取 1.41t/m3；计算得：P=11.71042.41.41cos11.2=28 万吨则矿井设计可采储量为（采出率按 80%算）：（3852-28）80%=3059.8 万吨2.2 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1 确定依据 根据有关规范的规定，设计矿井的井型应该考虑煤炭资源的储量情况，地质情况、采煤技术、市场需求、当地的经济状况等综合确定，需要提供多个方案，经综合考虑后选择。 井型大小一般遵循如下几个方面： 1、储量状况：矿田内有可观的煤炭资源，地质构造简单。对于储量非常大的井田，应考虑扩建矿区方案，建设生产能力大的矿井。相反，应该建设一些中小型矿井。 2、开采前提：了解好煤矿所处地理环境、交通、电力、水源、基建材料和工人来源等情况。3、政府需求：充分考虑并预测政府煤炭的需求量，这可以作为矿井大小的一个判断基准。 4、投资成效：应该本着少投资、短施工、小成本、好效益、投资回收期短的原则。2.3.2 矿井设计生产能力煤矿设计能力主要考虑以下几方面。 1、 从设计能力和开采年限进行对比，90 万吨、120 万吨和 150 万吨 3 个井型，其开采年限分别为 26a、19.6a 和 15.7a。 2 、开采 3#煤层，煤层中厚，倾角不大，顶底板比较坚硬；3 、考虑市场情况，矿区离沿海地区不远，并且这些地方一般煤少，相对来说煤炭需求量比较大，应考虑建设一些大型矿井。 4 、考虑经济回报，扩开采能力，成本相对减少，经济效益见好。整体对比：选用 0.9Mt/a，可以保证煤矿尽快达产，并且有一个比较适宜的开采年限，所以矿井设计能力优先 0.9Mt/a。2.2.2 矿井服务年限可由以下公式计算： T=Zk/（AK） (2-4)式中：T矿井开采年限，a； Zk 矿井可采储量，Mt； A 设计生产能力，Mt； K 储量富裕系数，取 1.3。 则矿井服务年限为： T =3059/（901.3）=26a 符合相关要求。2.2.3 井型校核应该考虑以下因素对矿井进行校核，具体如下：1、煤层能力。3#煤层厚度变化不大，考虑井田资料采用带区开采，首采带区布置在工业广场附近，采煤工艺为综采，这样可以保证尽快投产，进而达产。 2、辅助生产系统的能力。 3、通风安全条件。 4、因地制宜，要与井田储量相适应，并且要符合相关规定的要求，具体数值见表2-3。表 2-2 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限第一开采水平服务年限/a矿井设计生产能力/Mt/a矿井设计服务年限/a煤层倾角25煤层倾角2545煤层倾角456.0 及以上7035-3.05.06030-1.22.4502520150.450.90402015153 3 井田开拓井田开拓3.1 井筒矿井投产前，要先开掘主井、副井、回风井。到生产中期，因地制宜可另行开凿风井。其中主 3.2 矿井开拓巷道立井作为主提升井，在井筒内安设箕斗，用来提升煤炭；副立井：配备罐笼，用来提升矿井人员、材料、设备、矸石；风井主要用来回风。具体见下表：表 3-2 主井井筒特征表井 型0.9Mt/a井 筒 直 径6.5m井 深400m提升容器两套 12t 箕斗带平衡锤井筒断面积23.76m2基岩段毛断面积31.17m2表土段毛断面积45.36m2井筒支护混凝土井壁厚 450mm充填混凝土 50mm表 3-3 副井井筒特征表井型0.9Mt/a井 筒 直 径6.5 m井 深420m提升容器一对 3t 双层单车罐笼井筒断面积33.18 m2基岩段毛断面积44.18 m2井筒支护混凝土井壁厚 400 mm充填混凝土 50mm、图 3-4 风井井筒断面图表 3-4 风井井筒特征表井型0.9Mt/a井筒直径5.0m井深420m井筒断面积19.63 m2基岩段毛断面积31.17m23.2 井底车场图 3-5 井底车场平面图 1、井底车场形式选用立井刀式环形井底车场，采用固定式矿车运煤，调车方式为顶推。主要有空车线、重车线、材料车线、回车线、调车线和人车场等线路。2、井底车场硐室布置在副井井底内硐室有：水泵房、水仓、中央变电所等。井底车场巷道和主要硐室的断面为半圆拱，支付方式为锚喷。 水仓 据有关资料，本矿的正常涌水量为 45m3/h，小于 1000m3/h。 故 V=Q8式中：V水仓容积，m3； Q矿井正常涌水量，m3/h；由此：V=845=360m3布置有主、副两个水仓，两个水仓的容量相同，所以每个水仓的容量为 180m3。由水仓的容量为 180m3，每水仓的长度可由容量除以断面积，设定水仓断面积为 10m2 则 L=18010=18m2）井底车场平面设计选用 1.5t 的固定式矿车运煤，其长度为 2400mm,一列矿车一般有二十个车厢，车场内的空、重车线调长度可都按 1.5 倍列车长度计算，最后取取调车线长度为 100 m。3）调车方式重列车在电机车牵引下，进入调车线，接着对电机车进行摘钩，等其过了第一个道岔、错车线，第二个道岔后，然后回到列车尾部，顶推列车，使其进入副井重车线。最后，电机车由第一个道岔和绕道回车线进入副井空车线，将空列车牵引出井底车场。矿车在井底车场内是环形运行的。3.2.3 主要开拓巷道 图 3-6 运输大巷断面图运输大巷布置在煤层中，其特征表如下：表 3-8 单位工程量及材料消耗表混凝土消耗名称坚固性系数支护形式净周长净断面掘进断面拱墙树脂锚杆水沟单挂mmmmm根m位2233数量3-5网锚喷14.1314.3816.40.720.32111备注水沟采用一号水沟，锚杆排距 800mm800mm 图 3-7 双轨道大巷 轨道大巷布置在岩层中，其特征值如下：表 3-9 单位巷道工程量及材料消耗表混凝土消耗名称坚固性系数支护形式净周长净断面掘进断面拱墙树脂锚杆水沟铺轨单位mm2m2m3m3根mm数量3-5挂网锚喷14.1314.3816.40.720.321112备注水沟采用一号水沟，锚杆排距 800mm800mm回风大巷布置在岩层中，图表如下： 图 3-8 回风大巷断面图表 3-10 单位巷道工程量断面/m2设计掘进尺寸喷射净设计风速宽度/m高度/m厚度/m17.312.36500040001004 4 准备方式准备方式4.1 带区巷道布置 本井田中煤层为缓倾斜煤层，井田直接划分为带区开采，共划分为 6 个带区。下面主要介绍第一带区也就是首采带区的情况。该带区位于井田的东北方向，带区走向长度 1707m，倾向长度为 1600m。带区的面积约 2720000m2。井田采用高产高效矿井巷道布置方式，在大巷两旁直接布置采煤工作面，不需要开掘带区上下山。工作面通风方式为 U 型通风。工作面布置的回采巷道有分带运输斜巷和分带回风斜巷。同时，在工作面推进大巷两旁时需留设保护煤柱，也就是工作面的停采线的位置，用来保护大巷的稳定性，根据煤层的厚度和顶板岩层留设 40m 的煤柱。分带斜巷与大巷连接方式有石门、溜煤眼、 ，斜巷连接等方式。结合本矿井确定的开拓方式以及分带斜巷与三条大巷的层位关系，设计采用斜巷的连接方式完成分带斜巷与大巷之间的物料、人员、煤炭的运输。连接方式如图所示：图 4-1 首采工作面示意图该矿井采煤工作面设计采用后退式开采顺序，斜巷布置和掘进采用沿空掘巷。因为沿空掘巷是沿着采空区边缘开掘巷道，斜巷之间不留煤柱或者留设 33m 宽的挡矸、阻水、阻隔采空区有毒气体的隔离煤柱。实际生产已经证明沿空掘巷能有效减少煤炭的损失，提高工作面回采率，虽然不能够减少斜巷的长度，但也减少了开掘工程量，降低了开掘成本，维护费用也减少了。4.2 带区巷道运输系统矿井煤的运输全部采用胶带输送机，可以保证连续运输。1、运煤系统采煤工作面分带运输斜巷运输大巷井底煤仓主井箕斗提升机地面。运材料设备系统材料采用矿车运输。地面副井井底车场轨道大巷分带回风斜巷采煤工作面3、排矸系统矿井的排矸路线与矿井的材料设备运输路线相反。4、排水系统在工作面水自流入运输大巷水沟，经水沟水排入井底车场水仓，然后经管道排入地面。4.3 确定带区生产能力设计井型为 0.9Mt/a，普通综采，工作面长 160m。工作制度为四六制，即三采一准。现以首采工作面为例进行计算。具体可按下式计算： A0=LV0MC0 （4-1）式中：A0工作面生产能力， t/a； L工作面长度，m； M煤层厚度，m； V0工作面年推进长度，m/a； 煤层容重，tm3； C0工作面回采率，取 C00.95。则矿井年生产能力：A0=1603.616001.410.95=1234483.2（t/a） ，一个工作面产量为 1234483.2M t/a，符合要求。4.4 带区主要回采巷道自运输大巷挖掘材料车场、进风行人斜巷，而后在煤层中沿倾斜方向掘进分带运输进风斜巷至上部边界，同时沿煤层倾斜向上掘进分带工作面回风运料斜巷。运输进风斜巷和回风运料斜巷掘至上部边界以后即可沿煤层开掘开切眼，贯通两条斜巷，在开切眼内安装工作面设备，经调试后沿俯斜推进的倾斜长壁即可进行采煤。其主要回采巷道断面如下：图 4-2 运输进风斜巷断面图图 4-3 回风运料斜巷断面图表 4-1 斜巷主要参数断面/m2掘进尺寸/mm锚杆/mm排间距长度直径围岩类别净设计掘进宽度高度喷射厚度/mm形式外露长度排列方式顶帮顶帮顶帮净周长/m煤15.716.947003600100树脂50矩形80080080080024002400202016.85 5 采煤方法采煤方法5.1 采煤工艺方式5.1.1 采煤方法的选择该井田地质构造简单，煤层倾角不打，3煤层为中厚煤层，顶、底板较稳定。综合考虑地质构造情况、技术水平、经济效益等, 最后选用普通综采工艺方式进行开采。回采工作面长度根据工作面年生产量和工作面的斜巷布置，回采工作面长度为175m。工作面的推进长度依据 3 号煤层 1 带区的地质条件及总体设计确定，工作面得推进长度在 1600m 左右。推进方向:沿走向布置，倾向推进。根据循环图表，工作制度为四六制，三采一准的作业方式，每天完成 6 个循环，采用 0.8m 截深的采煤机，最终得到的工作面的日推进长度为 4.8m。5.1.2 工作面长度的确定工作面长度按下式验算： (5-1）000CMVLA式中：A0工作面生产能力，万 t/a L工作面长度，m； M煤层厚度，m； 煤层容重 t/m3； C0工作面回采率，取 C0=0.95； V0工作面年推进长度,V0=34060.8=1632m/a 则 L=171.5m 最后取 L=175m5.1.3 确定选择“三机”型号和进刀方式工作面“三机”包括采煤机、液压支架、刮板输送机。 “三机”型号如下MG650/1620-WD 型采煤机一台；ZZ8800/18/38 型支撑掩护式液压支架 100 架；SGZ-800/800 刮板输送机一部。5.1.4 回采工作面落煤方式装备双滚筒采煤机进行采煤，具体落煤方式为：人朝向煤壁时，采煤机的右滚筒为右螺旋，顺时针割煤；相应，左滚筒为左螺旋，逆时针割煤。采用双穿梭割煤法。采煤机在采煤工作面的一端后，割顶部煤层，后滚筒。采刀刀刀 切前滚筒割底部煤层煤机到达另一端后，返回的过程中再割一次煤。往返割两刀煤。斜切进刀割煤方式为往返一次割两刀。5.1.5 采煤机进刀方式双滚筒采煤机端部割三角煤斜切进刀，具体如图 5-1 所示：图 5-1 采煤机端部斜切进刀5.1.6 移架方式和移架顺序采用及时支护，即割煤后，紧跟着移架，然后距离采煤机一定距离推移输送机，其工序可以简化为割煤、移架、推溜，一架时支架要与顶板保持一定压力，移架步距要与采煤机滚筒截深相适应，为 0.8 米。液压支架的移架顺序采用单架依次顺序，要确保支架能够移成一条直线，这样操作简单、方便，安全，工作面环境好。5.1.7 综采面端头作业工作面机头、机尾分别用 2 台端头支架以及单体柱进行支护，其滞后普通支架一个截深，又因为端头离超前支护 20m 的范围内属于英里集中区，故端头支架必须达到初撑力。5.1.8 采空区管理采用全部跨落法处理采空区，当顶板不易垮落时，采取注水软化。5.2 主要设备技术参数结合本矿井煤层厚度、地质情况、技术水平，该工作面采用普通综采。5.2.1 液压支架选用支撑掩护式液压支架，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并根据矿井实际情况，工作面上、下端头空顶区采用 SDA(T10)型端头支架支护，以及佳木斯煤机厂生产的 ZY35B 型支撑掩护式支架。工作面机头和机尾一共布置端头架 4 架，中间架 100 架，共计 104 架。相关数据见表 5-1 和表 5-2。表 5-1 SDA(T10)型端头支架技术特征表型 号SDA(T10)工作阻力（kN）4500初撑力（kN）1810最小支撑高度（m）1.80最大支撑高度（m）3.45支护强度（MPa）0.3230.404中心距（mm）1750质量（t）18.0表 5-2 工作面液压支架技术特征项 目单位数目型 号ZZ8800/18/38 型液压支架型 式支撑掩护式支撑高度m1.83.8支架宽度m1.651.85中心距m1.75推溜力kN1000拉架力kN505工作阻力kN8800支护强度MPa0.94初撑力KN7755底板比压MPa1.92推移步距mm800质量t20.453制造厂家沈阳天安、重庆大江信达1、支架支护强度的验算：根据经验，可按下式进行计算：支架支护强度校核由校核公式知： g = 9.8kHrcosa103 (5-2) 式中: g顶板对支架的压强，Pa； k采高的倍数,取 8 倍； H工作面的采高，2.4 m； r顶板岩石容重，最大取 2.7t/m3； a煤层平均倾角,11.2。代入数据得: g =9.882.42.7cos11.2103=0.49MPa0.94MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求。根据 ZZ-8800/18/38 型支撑掩护式液压支架的特征表可知，工作阻力为 8800kN。经验算，工作面阻力 P 在支架额定工作阻力的 80%的范围内，符合要求。2 支架初撑力校核支架初撑力约为额定工作阻力的 75%为宜。则：P0=75%8800kN =6600kN 由液压支架技术特征表可知，支架的初撑力为 7755KN，符合要求。5.2.2 采煤机表 5-3 MG650/1620-WD 型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG650/1620-WD采高1.5-3.0m适应媒质硬度F4煤层倾角15截深800mm滚筒直径1.4m牵引方式销轨式牵引力775/388kN牵引速度12.525m/min两摇臂回转中心距离8460mm机面高度1549mm下切深度350,470,600mm喷雾灭尘方式内外喷雾冷却方式截割、牵引、破碎、泵站电机用冷水总重85t生产厂家天地科技股份有限公司上海分公司5.3 工作面上下出口支护方式工作面采用单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。1）工作面运输平巷的超前支护从煤壁线向外 20m 进行超前支护，为三排支设，靠近工作面煤体侧，安设 20m 一排单体柱，柱距为 1m；另一侧同样安设一排柱距为 1m 的单体支柱，在距工作面煤体侧 1.5m 打第三排单体柱，配合工字钢顶梁支护。同时要打 4 排锚杆，巷道为矩形巷道，垂直打入顶板岩层中，遵循悬吊理论。2）工作面回风平巷的超前支护工作面两斜巷的超前支护均相同。5.4 劳动组织和工作面成本移架、推溜、清煤等工作是以采煤机割煤为中心进行的，采用分工种追机平行作业，有利于空间、工时的发挥进而展现综采的优势。工作面采高为 2.4m，采用双滚筒一次采全高，截深为 0.8m。工作制度为“四六”制，即三采一准，上一班与下一班之间实行现场交接班制，每班工作时间为 6 个小时。劳动组织配备表和正规循环作业图表如下：工作面循环产量按下式计算： Q=LSMC （5-3）式中: Q工作面循环产量，t； L工作面长度，m； S循环进尺，m； M工作面设计采高，m； 煤的容重，t/m3； C工作面回采率，取 95%； 则工作面循环产量为： Q=1750.832.41.410.95=473.3t 则工作面日产量为： Qd=6 Q=3473.36=2842.56 t表 5-4 劳动组织配备表出 勤 人 数序号工种一班二班三班四班合计1班长111142采煤司机222283工作面开溜工111144运输机司机222285转载机司机111146泵站司机111147绞车司机111148电工、检修工222289瓦斯员1111410支架工2222811安全员2222812综合工种555520合计2121212184表 5-5 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量1工作面长度m1752采 高m2.43煤的容重t/m31.414循环进度m0.85循环产量t473.366日循环数个67日产量t2842.568坑木消耗m3/万 t69回采率%95图 5-2 正规循环图表6 6 矿井通风及技术安全矿井通风及技术安全6.1 矿井通风系统选择6.1.1 拟定矿井通风系统矿井通风系统包括：见下表：表 6-1 矿井通风系统通风方式中央式对角式混合式通风方法抽出式压入式混合式通风网络串联并联串并联 通风方式的选择选择通风方式，都应该遵循多出煤、少投资、好效益、高回报的原则。根据有关规定， 每个矿井配备安全出口，并且不少于两个；降低通风的费用。主要风道断面不能太小，壁面尽可能光滑，拐弯尽可能要缓，断面变化尽可能要均匀。尽量使每个采区产量均衡，通风阻力接近；进风井要避免混入尘土、污风、矸石燃烧气体。设置进风井和回风井地点的地层稳定，施工地质条件越简单占地越少越好；满足瓦斯、火、尘、水和高温等对矿井通风的要求，同时还要符合采区与掘进通风的有关要求，并且要考虑下一个水平的通风；回风井的服务范围 3Km 左右。结合以上原则，以及煤层的分布情况，最终采用中央分列式通风。生产后期根据需要可多开风井。6.1.2 矿井主扇工作方法的选择压入式和抽出式两种，二者各有千秋。对于压入式通风，能够把工作面中的有害气体送到地面，为了避免串风，需要设置一些构筑物，但是这种通风管理不便，并且风量损失较大。对于抽出式通风，风流气压小于大气压，当主扇出现故障时，能够增加井下风流压力，进而减少了采空区的瓦斯涌出量，相比于压入式管理方便，更有利于对瓦斯矿井管理。综上所述，曹庄矿井采用主、副井井筒同时进风，采用分区域式的通风方式。回风井兼作安全出口。主扇为抽出式通风。6.2 矿井总风量的计算矿井需要的风量可以从以下几个方面同时考虑，分别进行计算，最后选取其中的最大值：1、从最多人数进行考虑，并且每人每分钟供风量4m3。计算结果为：Q 矿总最多井下人数4844336m3/min从所有需要风量的地点进行考虑： Qm(Qwt 十Qht 十Qrt 十Qot)Km （6-1）式中：Qm矿井总风量，m3/min； Qwt所有工作面风量总和，m3/min； Qht掘进工作面需要风量的总和，m3/min； Qrt硐室需要风量的总和，m3/min； Qot其它用风地点所需风量的总和，m3/min； Km矿井通风系数，取 1.15-1.25。采煤工作面实际需要风量的计算 （1）按瓦斯涌出量计算：根据盘区巷道布置，矿井达到正常生产时，井型为 90 万 ta，井下布置一个综采工作面，则 Qw100QgwKgw1001.41.4196m3/min式中: Qw采煤工作面所需风量，m3/min； Qgw采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min； Kgw采煤工作面风量备用系数，取 Kgw1.4。（2）从回采工作面进风流温度进行考虑：表 6-2 工作面气温与风速对照表工作面气温/151520202222242426工作面风速v/(m/s)0.30.50.51.01.01.21.21.51.52.0表 6-2 采煤工作面长度风量系数表 Qw=60VwSwKw (6-2)式中: Qw采煤工作面所需风量，m3/s； Vw回采工作面的风速，取 1.2m/s； Sw回采工作面平均有效断面积，为 12.24m2； Kw工作面长度系数，取 1.2。 Q 采=601.212.241.21057.5m3/min（3）从人数考虑 Qw=4Nw (6-3)式中: Nw 工作面出现最多人,取 42 人；工作面长度/m15508080120120150150180180工作面长度风量系数 kw10.80.91.01.11.21.1.4 Qw=442=m3/min按风速验算当风速为 0.25m/s，采煤工作面的最低风量为： Qpmin15S=1512.24=183.6m3/min当风速为 4m/s，采煤工作面的最大风量为： Qpmax240S=24012.24=2937.6m3/min取上述计算最大值，Qw=1057.5m3/min2）掘进工作面风量的计算： （1）按瓦斯涌出量计算 Q100QghKgh (6-4)式中：Q掘进工作面风量，m3/min； Qgh该掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量（m3/min） ，取为 1.4（m3/min） ； Kgh该掘进工作面风量备用系数，取 1.5。 则， Q = 1001.41.5 = 210m3/min（2）按局部通风机吸风量计算 QhQhfKhf (6-5) 式中: Qh掘进工作面实际需要风量，m3/min； Qhf掘进工作面同时运转局扇额定风量，取为 350m3/min Kbf风筒供风率，有瓦斯涌出时取为 1.3；则: Qh = 3501.3= 455m3/min（3）按人数计算Qh=4Nh (6-6)式中：Qh掘进工作面实际需要风量，m3/min； Nh掘进工作面人数出现的最大值，取为 28 人。 则， Qh = 428 = 112 m3/min （4）按风速进行验算每个掘进工作面的风量为： Q 掘 0.2560S 掘=0.256015.75=236.25m3/min Q 掘 460S 掘=3780m3/min S 掘掘进巷道的断面积，m2；计算结果取上述计算最大值，则 Qh=455m3/min Qh2Qh890m3/min 3）硐室实际需要风量 （1）火药库所需风量按库内空气每小时 4 倍容积换气量，一般情况下，大型火药库不得小于100m3/min，中小型火药库不得小于 60m3/min。在本设计中，取 80m3/min； （2）带区绞车房所需风量根据实际需要，取为 80m3/min；(3)水泵房所需风量根据实际需要，取为 100 m3/min；(4)带区变电所所需风量根据实际需要，取为 150 m3/min；(5)中央变电所所需风量根据实际需要，取为 150 m3/min； 则，Qr= 80+80+150+100+150 = 560 m3/min4)其他巷道所需风量的计算按回采工作面、掘进工作面、硐室所需总风量的 5来计算，则有： Qo =（1470+6302+560）5 =164.5m3/min5）矿井所需总风量的计算Q=（Qw+Qh+Qr+Qo）K （6-7）全矿按 1 个回采工作面和 1 个个掘进工作面进行计算。式中：Q矿井所需总风量 K风量富裕系数，取为 1.1。 则，Q =（1057.5.8+455+560+164.5）1.1 = 2460.7 m3/min = 41.01m3/s 风速的验算实际计算风量时，应避免出现备用风量两极分化，要适中。采掘工作面及各条井巷的供风量确定后，要按规定的风速进行验算。规定的风速限定下表：6-3 风速限定表井巷名称最低允许风/(m/s)最高允许风/(m/s)无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料8主要进、回风巷道8架线电机车巷道1.08运输机巷道、采区进、回风巷道0.256回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中岩巷0.154其他通风行人巷道0.15 井筒风速计算如下述公式所示： V=Q/60S （6-8）式中：V井筒内的风速，m/s Q井筒中的进风流量，m3/min S井筒的有效断面，m2 根据上述公式，各井筒风速计算如下：1、主立井：需风量为 2830m3/min,井筒有效断面 13.74m2,井筒内风速大小为3.43m/s。 2、副立井：需风量 5670m3/min,井筒有效断面 21.56m2,井筒内风速大小为4.38m/s。以上三个井筒的风速都符合表 6-4 的允许风速规定，所以风速验算合格。3、风井：回风的总量为 8925m3/min，井筒有效断面 21.37m2，井筒内的风速大小为 6.96m/s.6.3 防止特殊灾害的安全措施6.3.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施所有工作面，要每隔一段时间检查，要有专门人员检测；及时处理 CH4 聚集的地点，加强通风；掘进巷道时必须安设风电闭锁装置；工作面必须安设 CH4 自动检测仪器；在大巷还要安装 CH4 自动断电仪器；在煤尘多的场所，要有灭尘措施；井下各个场所必须严格控制风速；综采工作面的煤尘最大，所以必须采取注水措施；定期清扫煤尘。6.3.2 预防井下火灾的措施对于井下重要的一些硐室要安装防爆的防火门；煤矿设备应具有防爆功能；要防止煤层自然发火。6.3.3 防水措施井底车场应当有一个备用水仓；留设一些防水煤柱；疏水降压；探放水。6.3.4 防止冒顶事故的措施严格执行相应的规章制度；搞好工作面端头支护；严禁空顶作业；加强支架的管理和维修。7 7 矿井提升、运输、排水系统矿井提升、运输、排水系统7.1 主副井提升选型7.1.1 确定主、副提方式本矿井采用的是立井开拓，所以必须匹配相应的提升设备。按照惯例，主井提煤，提升设备用箕斗，副井是用来提升物料、矸石、人员的，提升设备用罐笼。7.1.2 主井提升1.提升容器的型式和规格井型为 0.9 Mt/a，属中型矿井，煤炭由主井运至地面，本设计选用的是一对 12 吨的刚性罐道立井多绳提煤箕斗，其具体参数见表 7-1表 7-1 箕斗的型号特征项目参数项目参数箕斗型号JDGY-12906B70-31636装载形式异侧装卸式箕斗名义载重（t）12箕斗有效容积（m3）13.2最大终端载荷（t）54最大提升高度（m）1400箕斗自重（t）13.29最大允许载荷（t）33 验算箕斗提升能力根据所选箕斗，计算一次提升循环时间 TX 和所需提升速度 VmTX=3600brtQ/cafAn （7-1）式中：TX箕斗一次提升循环时间，单位 s； br年工作日，取 340，单位 d； t日工作小时数，取 18，单位 h； Q箕斗名义载重，取 12，单位 t； c提升不均匀系数。本设计取 1.10。af提升能力富裕系数，主井提升设备对于第一水平留有 20%的富裕能力，取1.2：An矿井年产量，90 万 t/a代入数据得：TX=36003401812/1.11.2900000=222.5s (7-2)2/422aHuTauTaVXxm式中：vm箕斗提升速度，m/s a提升加速度，对于立井提升，其加速度不能大于 1.2m/s2,取 1.2m/s2 u低速爬行时间，箕斗可取 10s； 休止时间，查表得=20s； H提升速度，400m代入数据得：smVm/2 . 22/4002 . 1420105 .2222 . 120105 .2222 . 122根据上面式子求得最大提升速度 Vm=2.2m/s， 煤矿安全规程规定立井最大提升速度 Vm8m/s，符合要求。3 确定小时提升量 (7-3)tbcaAArfnh/式中：Ah小时提升量，t/h 代入数据计算得：=9000001.11.2/34018=194t/hhA一次合理提升量的确定 (7-4)3600/xhTAm 式中：m箕斗一次提升量，t； TX箕斗一次提升循环时间，单位 s； Ah小时提升量，t/h代入数据得： m=194222.5/3600=11.99t根据上式计算得出箕斗的一次提升量为 11.99t，所选箕斗为一对 12t 箕斗，符合要求。7.1.3 副井提升副井作为矿井的辅助运输，根据矿井的辅助运输要求，本矿井的初选设备为一对3t 矿车双层二车六绳罐笼。其规格和型号如下表所示表 7-2 罐笼技术参数表项目参数项目参数进刀方式同侧装载矿车数（辆）2罐道布置方式端面刚罐道罐笼长和宽 AB(mm)40501470罐笼自重（t）14.606最大终端载荷（t）42允许承载人数（个）(两层)60 个型号GSD3-27.2 运输设备选择及验算7.2.1 设备选型原则1、必须结合运输系统，并考虑矿井开拓系统，同时注意要配套与上下运输环节的能力；2、尽可能减少运输中的转载次数。3、方便设备的运输、安装以及检修，并应考虑输送设备、电压等级对供电、通风的要求是否合理。7.2.2 带区运输设备选型及能力验算1、运煤设备1）运输设备选型综合考虑煤矿实际和所选设备的技术特征，工作面的运输设备分别如下：刮板输送机型号为-800/800，转载机型号为 SZZ-830/200；破碎机型号为 PCM160；运输SGZ平巷可伸缩胶带输送机型号为 DX 钢芯带式输送机。2）运输能力验算设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为 1000t/h，工作面运输机工作能力为1500 t/h，转载机的生产能力为 1700 t/h，破碎机通过能力为 2000 t/h，区段巷皮带通过能力为 2000 t/h，各个环节依次后一个运输设备能力均大于前面运输设备的运输能力，因此所选设备可以满足要求。主要运输是为了运煤，在工作面布置有一台刮板输送机，其型号为 SGZ-1000/1050；顺槽中有两台胶带输送机，其型号为 SSJ1000/160 大巷中布置有一台大巷胶带输送机。 具体每个每个型号规格如下：表 7-3 刮板输送机技术特征项 目单 位数 目型 号SGZ-1000/1050制造厂家张家口煤机厂输送能力t/h1500运输机长度m250电压等级V1140总装机功率kW2400链 速m/s1.1中部槽尺寸mm17501000331刮板链形式中双链链中心距mm160刮板间距mm8126表 7-4 SZZ-830/200 型转载机技术特征项目参数项目参数型号SZZ-830/200功率 kw200传输能力 t/h1700刮板连型式中双链设计长度 m36链条规格 mm30108链速 m/s1.36中部槽规格 mm1500764222表 7-5 PCM160 破碎机技术特征项目参数破碎机型号PCM160 锤式破碎机破碎能力2000t/h破碎中板厚度60mm最大出料粒度300mm破碎锤头数8破碎锤头冲击速度20m/s电动机功率160Kw表 7-6 SSJ1000/160 双驱动可伸缩胶带输送机技术特征项目参数项目参数带宽1000mm托辊直径108mm长度900mm型号DSP-1080/1000带速3.1m/s减速机速比19.867输送能力2300t/h型号YBS-160传动滚筒直径630mm电动机功率160KW皮带拉紧车电机YBS-123S-4,5.5kw,50Hz,1450r/min,660V/6.7A表 7-7 MRB200/31.5 乳化液泵技术特征表 7-8 JHMB-14 慢速绞车技术特征项目参数项目参数型号JHMB-14绳径 mm22最大静张力 Kn140电机功率 kw18.5绳速 m/s0.132容绳量 m150外形尺寸 mm26889301100机重 kg2432.05表 7-9 JD-25 调度绞车技术特征项目参数项目参数型号JD-25绳径 mm20牵引力 Kn25电机功率 kw40绳速 m/s1.46容绳量 m400外形尺寸 mm179426201375机重 kg2815表 7-10 DSJ1400/3500 型可伸缩胶带输送机项目参数公称压力31.5Mpa公称流量200L/min柱塞个数3柱塞直径50mm柱塞行程66mm曲轴转速561r/min电机功率125Kw电机电机电压1140V外形尺寸23009801040mm重量2.6t安全阀出厂调定压力34.736.3Mpa卸载阀出厂调定压力31.5Mpa卸载阀恢复工作压力卸载阀调定压力的 80%工作液乳化液(含 5%乳化液的中性水混合液）型号XRXT-1000公称压力重量1020Kg序号项目单位数值1输送能力t/h35002带速m/s4.53提升高度m1104输送机名义运距m30005输送机总功率kw35006储带长度m1207铺设长度m1950288制造厂商中国煤科总院上海分院运输机电研究中心7.2.3 主运输大巷运输设备选型预测的综采工作面和掘进工作面同时最大瞬时出煤能力为 150 t/h，带区斜巷胶带机直接与运输大巷胶带搭接，两者运输能力均为 2300 t/h，因此带区皆不设缓冲煤仓。7.2.4 轨道大巷运输设备选型平板车和固定车厢式矿车运输设备、人员、材料及矸石，由架线式电机车牵引。井下运输车辆特征及用量见下表表 7-11 固定矿车特征表项 目单 位数 目备 注型 号-MG1.1-6A容 积m 31.1名义载重t1轨 距mm600牵引高度mm320缓冲器-单列弹