采矿工程工作面设计.doc

呼伦贝尔学院 工程技术学院 采煤工艺模拟设计前 言在当今科技经济发展的新形势下，煤炭开采技术的研究必须面向国内国外两个市场，面向经济建设主战场，立足于煤炭开采技术的前言，立足于中国煤炭发展战略所必备的技术设备，立足于煤炭工业中长期发展战略所必需的关键技术的攻关，立足于煤炭工业工程实际问题的解决，重点从事中场那个气研究开发和技术设备，跟踪产业科技前沿，开发有自主知识产权的以煤炭开采技术及配套设备的主导核心技术，占领技术制高点。采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿科技发展的主题。本次设计的主要依据是扎赉诺尔矿务局灵泉矿矿井井田地质报告以及灵泉矿六采区的地质报告和六采区回采规程。本次设计将着力解决以下问题：六采区工作面的设计，回采工艺的设计，破煤方式的选择，装煤及运煤方式的选择，工作面端头支护的设计以及顶板的管理等内容并最终绘制出工作面布置图。本次回采工艺设计的目的在于通过课程设计巩固和加强课堂理论知识，并使之与生产实践紧密结合，以培养学生运用所学知识分析问题与解决回采中各种主要工序的基本能力，掌握设计的基本方法和设计技能，并结合生产实践，锻炼解决生产所遇到的实际问题，培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。1 采区概况1.1采区境界 该区位于大兴安岭西坡之内蒙古高原，地势虽高，但地形平坦。区内最高绝对高程为583m，一般为544m，相对高差不超过2030m，煤田内地表水系繁多且交错复杂，在井田区内有木得那亚河和南部的达赉湖，木得那亚河过去与达赉湖相通，1958年相继在铁路大桥、沙子山进行堵截及1970年末新开河的竣工，基本消除了对矿区的威胁。达赉湖近年来水量稍减，水位标高在544.0m543.8m。井田北部边界以21勘探线铅垂投影为界；南部边界以40勘探线南200米铅垂投影为界；东部边界以9026号孔与779号孔，即58号拐点与59号拐点的连线为界；西部边界的南部以II3煤层露头，北部25与2526勘探线之间62号拐点以北300等高线与63号拐点连线为界。井田南北走向长7.4km，东西倾斜宽4.2km，面积31.1km2本井田境界拐点坐标如下：（51）X=5474105Y=550225（52）X=5474325Y=550110（53）X=5473780Y=549845（54）X=5473145Y=549755（55）X=5472950Y=550335（56）X=5471880Y=550509（58）X=5470932Y=553477（59）X=5478158.46Y=554823.25（61）X=5478560Y=554330（62）X=5477140Y=553020（63）X=5477070Y=551815（64）X=5476210Y=551480（65）X=5476500Y=551140（45）X=5475000Y=5504251.2 瓦斯含量及矿井瓦斯等级根据多年来生产矿井实测资料，本区矿井沼气含量较低，固定为低沼气矿井，沼气为2.964.48/t,煤尘爆炸指数为42.93%。但矿井没有发生过瓦斯突出和煤层爆炸事故，其主要原因是：煤层为褐煤，块状，瓦斯含量低；矿井机械化程度较低，煤尘飞扬，没有陈云；井下湿度大，煤的水分高。由多年生产线实践得知，各矿井都发生过火灾，矿井由于丢煤多，回收率低，采空区不及时封闭，形成长期供氧，温度曾加，引起煤的自燃，自然发火期为36个月。由于断层破碎带全部充填，不含水，导水能力差，矿井正常涌水量440/h，最大涌水量为570/h。1.3 采区开采条件 矿井实际开采储量利用情况,矿井田内截止2004年末地质储量为785.31Mt，工业储量（121b+122b+333）为617.92Mt，远景储量（334）167.39Mt。见矿井资源储量汇总表211。1、各类安全煤柱留设（1） “三下”煤柱：根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的原则留设；（2）井田边界煤柱：30m；（3）断层煤柱：30m；（4）采区下山煤柱：下山侧50m；（5）采空区煤柱：50m。2、非经济储量为保证矿井在技术上可行、经济上合理开采，根据灵泉矿井下开采实际状况，设计建议以下储量为非经济储量：（1）储量小，在技术上开采又非常困难，开采经济效益低下的零星块段，计3.70Mt；（2）211、212、213层在三合一线以南为三个独立煤层，层间距10-12m，具有地质储量38.36 Mt（煤层储量计算最低厚度1.5m），在三合一线以北211、212、213层三层合为一层。在三合一线以南，212煤层厚度最大，但煤层厚度仍在 2.2m以下。由于矿煤层开采的围岩条件为“三软”，为保证井下正常开采必须留设0.5m底煤护底，留设0.7m顶煤护顶。以回采212层计，井下实际开采厚度仅余1m左右。为减少资源损失，矿曾对211进行试采，由于矿山开采压力大，开采煤层厚度小，井下回采条件困难，经济效益低下，不得不停止开采。因此根据灵泉矿煤层赋存的特点，遵照灵泉矿的开采经验，设计将211、212、213层在三合一线以南部分储量划为非经济储量，计38.36Mt。3、全矿井可采储量矿井一水平可采储量204.22Mt，二水平可采储量经预测为214.79Mt（以334储量的1/2作为工业储量参与计算），全矿井可采储量为419.01Mt。1.4矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天三班作业，其中两班生产、一班准备，每班工作8h，每天净提升时间为14h。1.5井筒型式本矿井现有三条井筒，其中，主、副斜井设在三斜工业广场内，三号风立井设在井田的北翼。同时，本次升级改造，在井田的中部新掘一条进风斜井, 提高矿井进风量，满足矿井的通风要求。主斜井：担负煤炭的提升任务并兼作辅助进风，坡度15，全长1320m，井筒内布置一台SQKII型强力胶带运输机，井颈段井筒净宽2.8m，净断面6.4m,掘进断面10.1m,采用铁棚子及料石砌碹支护，为矿井井下安全出口。 副斜井：担负升降人员、运输材料及设备的提升任务并兼作主进风井。巷道坡度为15，全长1250m，井颈段井筒净宽2.6m，净断面6.0m,掘进断面9.7m,采用料石砌碹及铁棚支护，井筒装备：铺设600mm轨距，30kg/m单轨,为矿井井下安全出口。进风斜井:新建井筒，主要担负进风任务，井筒坡度为1820，井筒净宽3.2m，净断面9.1m,掘进断面12.1m,采用铁棚喷浆支护，为矿井井下安全出口。三号风井（立井）:井筒净直径4.0m，采用0.5m混凝土碹支护，作为全矿井的回风井。1.6 采煤方法 1、采煤工艺方式的选择本井田地质构造简单，为单斜构造，首采煤层3为本区的主要可采煤层，全区发育，煤层赋存稳定，倾角较小，28 左右，可采煤层厚度平均13.09m，为一厚-特厚煤层，煤层结构较简单，适合采用综采工艺。矿从2000年开始使用综采低位放顶煤回采工艺，经过五年多的探索和实践，使综放开采技术在矿获得了成功，月产最高达到190kt，全矿形成一矿一井一面的生产格局，不但提高了采煤机械化程度、提高了工效，而且还充分证明了本矿井完全适合综放开采，根据上述分析，为提高矿井的机械化及劳动生产率水平，本次升级改造设计仍然推荐采用综采低位放顶煤回采工艺。2、采煤方法本井田地质构造简单，煤层赋存稳定，倾角较小，为近水平煤层。煤层顶底板为软岩稳定性较差，开采时必须留0.5m煤底护底。根据上述煤层赋存特点及煤层顶底板条件，设计确定本矿井采煤方法采用走向长壁全部陷落采煤法。2采区地质概况2.1 可采煤层井田区内地层岩性和物性标志明显，沉积规律性强，可以进行分层对比，煤层对比方法有：标志层、层间距、层群组合、煤层组合、煤层自身特征及物性特征等综合对比方法，故其对比可靠、线分述余下：1、标志层：以3煤层作为标志层，该层煤在井田内普遍发育很好，为一厚一特厚煤层，而且结构较简单，煤层稳定，变化稳定，变化规律强，自南向北，由浅入深煤层逐渐变厚，所以3煤层做为标志层易于对比。2、层间距：本区地层往深部厚度增大，煤层之间距由浅往深也有规律的明显逐渐增大，可以做为对比的参考依据，走向方向层间距由南往北逐渐减小，通过倾向于走向来对比较为可靠。3、层群组合及煤层自身特征：本区分为四个煤层群，每个煤层群均有三个以上煤层组成，且煤层都相邻很近，比较集中，但各层群之间相距较远，最近为100米以上；从煤层的自身特性来看，也有比较明显的差异，层群为结构简单的薄中厚煤层；II层群的II3煤层为单一结构，厚度变化规律较强的厚特厚煤层；II2煤层为复杂结构中的中厚厚 煤层。所以在整个地层柱状中用层群组合及煤层自身特征来对比，层次清楚易于对比。由上所述，可知对比依据可靠，对比准确，层位清楚，其厚度、深度、结构可作为储量计算的依据。为了使煤层编号统一，对II层群各煤层进行了重新编号。详见（表3-1）。灵泉井田区的含煤地层为晚侏罗系的扎赉诺尔群，分两个煤组，上部为依敏组，下部为大磨拐河组，两个煤层组共含四个煤层群。依敏组含、II两个煤层群，大磨拐河组含、两个煤层群。依敏组的、II两个煤层群共含十三个煤层，即1、2、2上、3、4、II2、 II2-1上 、II2-11、 II2-12 、II2-13 、II2-1下 、II2-2 、II3其中可采煤层为七层，即1、2、3 、II2-11、 II2-12 、II2-13 、II3可采总厚度29.28米，煤层结构较简单，以中厚厚煤层为主，薄煤层次之。由于灵泉矿只开采II层群煤层，层群已划归灵东矿，故本次只着重叙述II层群可采煤层特征及其变化规律。（附表3-2）。1、II2-11煤层：II2-1煤层为本区大面积可采煤层，煤层厚度4.63-0.05米，平均煤厚1.68米，结构较简单，夹石由无到两层，岩性一般为砂岩或泥岩。该层在38线以南，34-36线中浅部，37线浅部，29-33线浅部变薄不可采。在走向上由南往北变厚，并在27-28线左右与II2-12 合并为一层，延倾向由潜入深，煤层逐渐变厚，该煤层可采面积为5.55平方公里，顶底板岩性均为细砂岩。2、II2-12 煤层：II2-12 煤层为本区大面积可采煤层，可采面积为9.86平方公里。煤层厚度14.120.15米，平均煤厚5.11米，结构由简单到复杂，最多夹矸有五层，夹矸层岩性一般为泥岩或碳质泥岩。煤层在32-39线中浅部变薄不可采，40线以南不可采，煤层由南向北逐渐增厚，且上与II2-11在27-28线左右合并，下与II2-13在28-29线左右合并，沿倾向由浅到深煤层增厚，顶底板岩性均为细砂岩。3、II2-13 煤层：为本区最大面积可采煤层，可采面积3.27平方公里。煤层厚度2.57-0.05米，平均厚度1.19米，结构较简单，有夹石一层，该煤层在37线以南变薄不可采，33-36线中浅部，29-32线浅部不可采。煤层由南向北逐渐增厚，并在28-29线左右与II2-12 合并为一层，沿倾向由浅到深逐渐增厚，煤层顶底板岩性为细砂岩。4、II3煤层：为本区的主要可采煤层，可采厚度3.95-24.35米，平均厚度13.09米，为一厚特厚煤层，煤层结构较简单，夹石最多四层，岩性为泥岩或碳质泥岩。煤层稳定性好，规律性强，由南向北，由浅到深煤层变厚。煤层顶底板岩性为中砂岩。2.2 煤质2.2.1 煤的物理性质本区煤层呈黑褐色，块状或层状构造，含有少量丝炭，暗淡光泽，煤岩类型暗淡型或半暗淡型，断口平整或参差状，贝壳状，较脆，节理发育，风化后风化后多聚裂纹或呈碎块状，平均水分13.25%，比重1.25，硬度2.5。2.2.2煤的化学性质没的灰分总的看来中等，II2、II3、总的平均值为18.585%，其中II2-11煤层23.89%，II2-12 煤层17.48%，II2-13 煤层20.83%，属中灰分煤。II3煤层12.14%，属低灰分煤。各煤层挥发分38.50-43.62%，平均40.36%，焦油率的含量在3.15-6.18，平均4.87，属含油煤。分析基发热量2898-6782大卡/公斤，平均为5263大卡/公斤。煤层灰分的变化规律是由浅入深：由南往北逐渐下降。以煤质化验资料的各主要化验指标成果来看，本区煤种牌号为褐煤，个煤层主要煤质指标见（附表3-3）。2.2.3 煤的有害成分、工艺特征及用途 煤层中硫的含量一般为0.12-1.23，平均0.32.次区煤层不粘结，灰熔点T21010-1357。 根据煤质化验资料来看，属特低硫，低磷，特低中灰分煤，属含油煤层。可做动力、民用煤外，也可作炼油用途。3设计工作面的原回采工艺情况3.1采煤设备选型一、落煤：采用MG-450/1040-WD采煤机割煤，ZF11000/23/37低位放顶煤液压支架放煤并采用端部斜切进刀方式，自开切口进刀长度为30m，双向往返割煤，截深为0.8m。详见：进刀方式示意图1、割煤方式：采煤机双向割煤一次采全高。2、进刀方式：工作面端部斜切割三角煤进刀方式。具体过程：1、采煤机割煤至端头后，前滚筒下降、后滚筒上升，反向沿输送机弯曲段割入煤壁，直至进入直线段。2、采煤机停止运行，等进刀段推直输送机后，调正滚筒位置，反向割三角煤至端头。3、再调换滚筒位置，清理进刀段浮煤，并开始正常割煤。二、装煤：由采煤机滚筒螺旋叶片旋转装入工作面前刮板运输机，后部由放煤口直接落入后刮板运输机，工作面少量浮煤由人工装入刮板运输机。三、运煤：工作面采用SGZ-1000/1400刮板运输机，顺槽采用SZZ1200/700转载机和SSJ-1200皮带运输机运输。四、移架: 液压支架拉移采用追机作业方式,滞后机组610米. 移支架的操作顺序：收护帮板降前柱降后柱拉移支架升后柱升前柱。接班后，支架工首先进行安全检查。当确认作业现场设备、环境等符合安全生产条件后，接班准备作业。超前拉移支架以设计采高为基准方准拉移支架。采煤机割完上刀后，采煤机司机随之将支架前伸缩梁、护帮板打出临时支护帮顶。五、刮板输送机移设: 前部刮板输送机采用跟机分次推入法。移架后支架工跟机推移前部刮板输送机，分23次推移到位，推移点距采煤机后滚筒最小距离不小于15m，推移后输送机应呈一直线，弯曲段长度不小于20m。后部刮板输送机在放煤后进行拉移。六、采空区处理方法：根据煤层顶板岩性采空区采用全部跨落法进行处理。3.2 放煤工艺一、放煤步距： 依据我矿六采九面放煤的成功经验，总结放煤步距为1.6m，即两采一放的生产方式。二、放煤方式：放煤方式主要包括放煤顺序和一次放煤的放出量。根据我矿六采九面放煤经验，采用多轮顺序放煤，放煤时根据煤流量开23个放煤口，两放煤口的间距不小于30m，整个放煤分三轮放空，第一轮放出煤量的三分之一停止，关闭插板给顶板煤一个下沉的时间，当第一轮全部放完时，再开始第二轮放煤，第二轮应放出剩余煤量的三分之二，第三轮放煤时见矸即关闭插板，停止本台支架的放煤工作。三、放煤方法及注意事项：（1）、放煤时采用顺序放煤法。即逐台放煤，但不允许一次放空见矸，这样会影响邻架的放煤工作，会造成：一是含矸量增加；二是降低产量，这样会使回采率达不到标准。（2）、放煤工作滞后拉架工作不少于10m。（3）、放煤出现大块时，要用插板挤碎，如卡住放煤口时，要反复升降尾梁来破坏顶煤，减少大块数量，必须注意不得将尾梁插板伸到正在运行的后部输送机上，以防卡坏后部输送机。（4）、放煤结束后将尾梁挑起，插板伸出关闭放煤口，不能影响后部输送机运行。（5）、放煤前应检查支护情况，如有空顶、漏顶、歪架等，停止该处及相邻两台支架放煤。 （6）、放煤时先观察后部输送机的位置和煤量，如输送机位置滞后或煤量过大，要减少放煤口的角度。（7）、放煤时支架后部严禁人员进入作业。（8）、严格执行一通三防措施。4回采工艺设计4.1采煤工艺本采区地质构造简单，为单斜构造，首采煤层3为本区的主要可采煤层，全区发育，煤层赋存稳定，倾角较小，28 左右，可采煤层厚度平均13.09m，为一厚-特厚煤层，煤层结构较简单，适合采用综采工艺。针对本条件的采煤提出了两种方案：一方案为大采高综采，二为放顶煤综采。两方案的特点如下：一方案：大采高综采采煤机高度超过3.5m的大采高综采近10年来的发展较快，已取得显著成效，已经成为我国建设高产高效矿井的重要采煤方法。大采高综采长壁工作面开采后，跨落带高度随采高增大而增加，如垮落的直接顶岩层不能填满采空区，而在坚硬岩层下方出现较大的自由空间，折断后的基本顶岩层往往在靠直接顶附近难以形成“砌体梁”式的平衡，在其回转运动过程中往往对下位岩层和工作面支架形成冲击载荷及在工作面前方的煤体中形成较高的支撑力，并在工作面引起强烈的周期来压。因此，大采高工作面基本顶周期来压更为剧烈，局部冒顶和煤壁片帮现象更为严6重。煤壁片帮深度随采高增加而增加。此外大采高综采还包括以下问题： 需控制初采高度。为了有利于在开切眼中进行大采高液压支架，采煤机，输送机等设备安装，开切眼高度一般不宜超过3.5m。初采高度与开切眼高度一致。防治煤壁片帮。工作面容易出现大面积片帮，片帮后端面距加大，顶板失去煤壁支撑，常造成冒顶事故。液压支架防倒防滑。大采高综采工作面的装备重量达，高度高，工作面倾角加大后，输送机及液压支架下滑及倾倒的问题将很突出。煤层厚度超过采煤机采高是造成部分煤炭资源损失。 二方案：放顶煤综采 我国综放开采经过将近10年的快速发展，已经取得了长足的进步，综采开采技术已经处于世界领先地位，作为一种高产高效，安全，低耗，经济效益好的采煤方法已经成为厚煤层开采的首选之一。它有着如下的优点：高产高效。由于综采放顶煤实现了采放平行作业，能使一面多点同时出煤，一个工作面可相当与多个工作面同时生产，单产和工效均可提高80%-100%以上。巷道掘进率低。工作面搬家次数少。一般同等条件下搬家次数较分层开采减少一半以上。吨煤成本低。大幅度减少了材料与吨煤成本工资支出。对地质条件和煤层赋存条件适应性强。综采放顶煤可在缓斜煤层中适应煤层厚度变化。对落差不超过割煤高度的断层，对破碎顶板及“三软”煤层有更好的适应性。灵泉矿从2000年开始使用综采低位放顶煤回采工艺对四采区进行开采，经过五年多的探索和实践，使综放开采技术在灵泉矿获得了成功，月产最高达到190kt，全矿形成一矿一井一面的生产格局，不但提高了采煤机械化程度、提高了工效，而且还充分证明了本矿井完全适合综放开采。根据上述分析，为提高矿井的机械化及劳动生产率水平，本次升级改造设计仍然采用综采低位放顶煤回采工艺。 洛煤方式：采煤机的割煤是通过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行作用实现的。 装煤方式：装煤是通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的，将煤壁上切割下的煤运出，再利用滚筒上的螺旋叶片将煤抛至刮板输送机上运走。 运煤方式：滚筒将煤装载在输送机溜槽上，经输送机运送到转载机，经破碎机破碎后落在可伸缩皮带机上运出。 支护方式：工作面采用双柱掩护式支架，两顺槽采用单体配合长钢梁。 采空区处理方式：采用顶板自然垮落法。4.2工作面支架选型设计（1）、工作面液压支架数计算七采八面工作面长160m，每台液压支架支设宽度按1.5m计算。工作面液压支架数N（1601.5）/1.5 =107（台）,其中，在端头支架与基本液压支架间设ZFG11000/23/37型过渡液压支架4台，工作面设ZF11000/23/37型基本液压支架99台，基本液压支架到下端头处设ZFG11000/23/37型过渡液压支架4台,综放工作面总共设液压支架107台。详见：工作面支护布置图（2）、综放支架支护强度计算公式为：q=Kd（q冒+q顶煤）式中：工作面支架所需支护强度；基本顶失稳时的动载系数，根据实测矿压资料，动载系数为1.221.72，为保证工作面支护效果，取最大1.72；冒落带岩层自重应力，为顶板岩层容重，取25.4kN/m，由放水孔及探测顶煤厚度的相关资料知，上分层工作面开采煤层最大厚度11.8m，由相关资料知，该矿区冒落带高度一般为采高的2倍。当放煤高度最大达到8.3m，顶煤采出率按70%，计算冒落带高度18.62m；当放煤高度最大达到6.0m，顶煤采出率按70%，计算冒落带高度15.4m；支架上方顶煤自重应力，为顶煤容重，根据物理力学试验结果可知，取12.5kN/m；3煤层上分层综放开采在放煤厚度最大，动载系数最大（1.72）条件下支架支护强度（顶板压力）为：放煤高度8.3m时，=1.72(18.6225.4+8.312.5) =992kN/m2放煤高度6.0m时，=1.72(15.425.4+6.012.5) =802kN/m2三、工作面循环进度的确定根据采煤机割一刀煤的进度和液压支架推移杆的伸出量确定工作面的循环进度为0.8m。四、工作面支护方式1、工作面基本参数：（1）、在确定放煤高度时，除考虑煤层赋存条件外，放煤高度越大，回采率越低，根据煤层厚度及煤层满足矿井生产能力要求，采高为3.5m；放煤高度在6m左右；采放比为1：1.71。（2）、工作面最小空顶距为340mm。详见：最小空顶距示意图（3）、工作面最大空顶距为800mm。详见：最大空顶距示意图 （4）、工作面端面距为340mm。2、工作面支护形式： 工作面采用及时支护形式，其过程是割煤移架推前部输送机3、工作面上、下巷超前支护：工作面上、下巷超前支护30m采用四梁八柱支护形式。上、下巷均采用4m型钢梁配合4.0m单体进行支护。详见：工作面上、下巷支护断面图4.3 工作面生产工序 采用液压支架支护，双滚筒采煤机割煤，装煤。由刮板输送机，破碎机，转载机，皮带输送机运煤，破煤的综采工作面作业系统。1.割煤工序工作面采用端头斜切进刀的方式，具体为端头斜切进刀-推溜-割三角煤拉架反空刀推溜六个过程。溜子弯曲段最小长度18m，采煤机全长16.05m。2.移架工序本工作面采用先进的电液控制支架，可实现以下四种移架方式：顺序邻架自动顺序控制成组顺序控制煤机和液压支架联动移架手动移架。根据该套支架的功能可实现四种推溜方式： 双向邻架控制推溜成组推溜没集合液压支架联动手动推溜本次设计采用双向邻架控制推溜。移架时，应滞后采煤机35架进行，推移输送机时，应滞后采煤机滚筒1215架并且推移千斤顶同时依次推出，推移后的弯曲段不得小于18m最大水平弯曲12度，垂直弯曲不超过3度，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥，使支架发生咬架事故。44运煤滚筒将煤装在输送机溜槽上，经输送机运送到转载机，经破碎经破碎后落在可伸缩皮带机上运出。 工作面刮板输送机输送能力应与采煤机落煤能力相适应，并留有一定的富于能力，输送机铺设长度应与工作面长度相匹配，并满足工作面断头支护设备配套和布置的要求。根据国内刮板输送机的配套情况，设计选择SGEC830/500型可弯曲刮板输送机，输送能力为1000t/h,装机总功率为2250.转载机和破碎机的输送能力应与工作面刮板输送机的能力相匹配，为了节省投资，根据计算结果，选用国产转载机，输送能力为1100t/h，主要技术特征见表3表3 转载机技术特征型号额定功率输送能力链速链条规格电压数量SZZ-764/132132Kw1100 t/h1.28m/s7642221140Kv1选择LPS2000型破碎机一台功率160Kw，破碎能力2000 t/h。顺槽可伸缩带式输送机输送能力与工作面生产能力息息相关，工作面的煤炭经过运输，装载，破碎后，煤流比较均匀，稳定，且输送的速度比装载机，刮板输送机能力相匹配，可伸缩带式输送机的输送能力为1200 t/h，启动装置的选择：本采区选择的带式输送机为大运量，高带速，长运距输送机，目前最先进，性能最好的，运行可靠的软启动系统。因此，本采区选用CST软启动系统。顺槽可伸缩带式输送机的主要技术特征见表4表4 顺槽可伸缩带式输送机技术特征型号额定功率输送能力长度带宽数量SSJ1200/3 2003 200Kw1200 t/h2000m1200m14.5 顶板管理4.5.1超前支护设计超前工作面采用双柱式液压支架进行支护，对采空区实现全部自然垮落法进行管理；对上下顺槽超前工作面30m在原有支护的基础上采用单体液压支柱加长钢梁进行支护。运顺设计一排，距副帮500mm，间距1.3m，当出口宽度大于1.0m时，自端头支架大脚前1.0m打起。回顺设计三排，第一排间距1.4m间排距均为1.3m，距电机铲煤板不大于1.0m其滞后工作面支架800mm。4.5.2基本顶初次来压技术措施 矿内将成立专门的领导小组，下设矿压观测组，排水组，通风组等。 工作面初次来压放顶前，狂压观测组要在工作面设矿压观测点，实行现场连续观察，对上下连续出口，两顺槽及工作面煤帮天天检查，并及时向矿领导小组及综采二队汇报直接顶和老顶来压情况，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。 上下顺槽超前支护的单体支柱一定要达到初撑力。 初次来压前，带队班长及班长对本次措施的贯彻及本班顶板动态监测负全面责任。 带队班长对工作面，上下顺槽支护及顶板动态情况经进行巡回检查，每两小时检查一次，发现问题及时采区措施。 初次来压前，进入工作面人员不得在机道内行走，特别是在超前支护范围内，以及降架,移架的地点不准有人滞留。 初次来压期间，上下顺槽超前支护工及电工要注意安全，发现有片帮，冒顶，倒柱等现象时应提前采取措施，防止损坏设备及人身安全。 支架工拉架要严格按照作业规程和操作规程进行操作，必须及时拉架，发生漏矸，冒顶时要及时超前拉架。 泵站压力达到额定压力，支架要达到初撑力，接顶平，严，实，保证梁端距在350mm左右。 来压时应及时向调度室汇报矿压，排水情况。4.5.3 回采工作面的生产技术管理 工作面劳动组织表，主要经济技术指标表如下所示 5 采区生产系统5.1 通风 本矿井通风方式为边界式通风，即主、副斜井、注浆井及新掘进风斜井进风。三号风井为专用回风井设置通风机，采用机械抽出式通风。矿井为低沼气，有煤尘爆炸危险的矿井。为保证矿井安全生产，确保矿井各主要用风地点有足够的风量，在井下相应地点需设置必要的通风设施。1、反风设施：在井底车场及采区相应地点设置反风风门，以保证井下发生火灾时，实现全矿或局部反风。2、永久挡风墙或永久风门：对长期不用的巷道及通向采空区的巷道设置永久挡风墙或永久风门。3、临时风门：在掘进头进风巷内设置临时风门。4、调节风门：为调节各硐室及其它地点的需风量，在其回风巷内设置调节风门。防止漏风措施：1、在井底车场，采区内的进、回风巷间的联络巷内，以及其它需要的地点，设置两道正反向风门。2、及时封闭通向采空区的巷道。3、加强通风设施的管理，并对损坏的设施及时维修。降低通风阻力的措施：1、采用光面爆破技术，提高支护质量，降低巷道摩擦阻力系数。2、尽可能减少漏风，提高矿井有效风量率。3、定期进行通风阻力测定，并根据测定结果进行通风系统调整。5.2 供电由于本矿井最远用电负荷不到7Kv，并考虑到灵泉矿原有下井电源电压等级均为6KV，故本设计确定矿井电源电压等级为6KV。下井电缆2回引自七采地面矿井变电所6KV不同母线段，4路电缆线路经新打电缆立眼引至井下中央水泵房变电所。电缆采用矿用阻燃型交联聚氯乙烯绝缘粗钢丝铠装电力电缆，截面为3185mm2，当1回电缆故障时，其余3回电缆能保证井下全部用电负荷。并采用 40钢丝绳吊挂方式沿立眼敷设电缆。5.3运输本矿井辅助运输采用1t固定式矿车40台，平板车20台,材料车20台。运输设备选用：辅助运输采用固定式矿车，矿车型号为MG1.1-6A；采用材料车型号为MC1-6，平板车型号为MPC1-6A（10台）及MPC3-6A（5台）、MPC-6B(5台)。详见矿井达到设计生产能力时各类矿车数量汇总表3-2-1，上述设备为矿井已有设备，本次设计加以利用，不进入矿井概算。矿井达到设计生产能力时各类矿车数量汇总表 矿车类型使用地点型号及规格数量（辆）1t固定式矿车全矿井MG1.1-6A401t材料车全矿井MC1-6A20平板车全矿井20保温水车井下PWC0.6-62矿用救护车井下JHC-625.4防火注浆 5.4防火注浆本矿井根据建筑设计防火规范（GBJ16-87）修订本的规定，基本属于丙、戊类火灾危险性建、构筑物。为此，涉及有关防火问题电气作如下设计：1、为免建筑物、构筑物遭受雷击而发生火灾危害，本设计对主变电所及其他高度在15m以上的建、构筑物设置防雷装置，防雷装置采用避雷针和避雷带。接地系统中，当防雷接地、保护接地共用接地体时，其接地电阻小于4。全部电气设备正常不带电金属部件按规程可靠接地。2、配电室均按一类防火要求设计成独立房间，并采用外开启钢门窗，室内配备干粉灭火器。室外设沙箱、铁锹等防火工具。3、配电室除配备干粉灭火器等防火工具外，地板采用防静电地板以消静电。4、卤素灯、节能板块灯及白炽灯泡的吸顶灯等嵌入式的引线采用阻燃塑料管作隔热保护。5、配电设备的动力电缆与热力管道均沿不同路径敷设。电缆以电缆桥架、电缆支架、直埋和电缆沟分层敷设，在相同敷设路径上，动力电缆与控制电缆，不同电压等级动力电缆均分层敷设，配电控制盘柜下及电缆穿墙孔洞均以耐火材料封堵。6、水泵供电采用双电源互为备用方式，现场利用消火栓按钮可远方启泵，并通过安装在集控室内的信号控制箱报警。消防系统电缆均采用耐高温防火电缆。5.5 液压系统乳化液泵