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古城煤矿机械设备选型计算毕业论文目录1 矿井概况1.1 矿井地理位置及井田布- 5 1.2 矿井发展史及现在年产量- 5 1.3 煤层赋存条件及顶底条件- 8 1.4 水文地质情况- 111.5 矿井开拓系统- 141.6 煤层开采方式- 191.7 掘井方式 - 211.8 矿井自然灾害情况- 251.9 通风要求- 301.10 排水要求- 311.11 主运输系统- 311.12 辅助运输- 321.13 主副井提升系统- 331.14 供电系统- 332 采煤工作面设备选型2.1 采煤工作条件- 352.2 采煤工作面设计- 352.3 采煤工艺及三机配套要求- 352.4 采煤机选型计算 - 372.5 支护设备的选型选型- 482.6 乳化液泵站参数计算 - 572.7 喷雾泵站选型- 582.8 工作面刮板机选型 - 582.9 配电设备的选型- 592.10 采煤工作面生产管理- 63一 矿井概况1.1 矿井地理位置及井田分布 古城煤矿位于兖州市东郊曲阜市以西，分属兖州、曲阜两市管辖，地理坐标北纬35333536，东经1164911654，西南部以铁路煤柱线分界，浅部自煤层露头及单家村煤矿为界，具体由2003年颁发的采矿许可证核定的23个坐标点确定，开采深度-400-1000m，矿井面积16.66km2。本矿井交通非常方便，京沪铁路从古城煤矿西侧通过，矿井西南方2.5km即是兖州车站，三二七国道横贯本矿井，各村间均有简易公路可通汽车。1.2 矿井发展史及现在年产量1992年8月开始筹建准备，主副井筒检查孔由临沂矿务局地质公司施工，主副井筒予注浆由枣庄中兴综合注浆公司、临沂矿务局地质公司共同施工。主、副井掘砌工作于1995年5月和1996年8月分别由临沂矿务局工程公司和新汶矿务局工程公司施工。截至2000年10月，基本完成-505m水平运输大巷、皮带及回风巷、井底车场的开拓及工作面的准备。古城煤矿于2001年1月移交生产管理，设计年生产能力90万吨，2006年核定生产能力220万吨，根据2006年度资源储量检测报告截至2006年底，共动用煤炭资源储量3526.5万吨，采出煤量1052.7万吨，损失量2473.8万吨。2006年底-1000m以浅矿井保有资源储量11486.8万吨，其中可采储量1126.0万吨，基础储量2613.1万吨，资源量8873.7万吨；-1000m以深表外资源储量8020.0万吨。历年生产情况见表1-4。 矿井历年生产情况表 表1-4年度动用储量（万吨）采出量（万吨）损失量（万吨）19981.10.90.2199912.610.22.42000170.957.8113.12001246.177.6168.52002421.5119.9301.62003541.5186.8354.72004914.9204.5710.42005611.6198.1413.52006606.3196.9409.4合计3526.51052.72473.8 早在2001年，该矿只有一个普通机采工作面和两个炮采工作面，单面月产量只在35万吨徘徊。第二年毅然上马了一个机采面，同时购进了一台现代化综掘机，加快了开拓掘进速度，缓解了采煤接续紧张局面。2003年又上马了一个高档机采面和一个普采面，使三个采面均实现了机械化，且高档采面当年单产超过100万吨，改写了原临沂矿务局无单面年产100万吨的历史。同时又购进了第二台综掘机，创出了单面单进5000米的快速掘进队。2004年下半年上马的一个高档机采面，使全矿形成了两个百万吨高档机采和一个普通机采的现代化采面的采煤格局，大大提升了矿井的科技含量。目前，该矿有两个现代化百万吨综采面、一个普通机采面在正常生产，四台综掘机用于开拓掘进，现代化的装备完全满足了生产的需求。现在年产量接近300万吨，由原先的亏损转为现在的年盈利12亿。1.3 煤层赋存条件及顶底条件古城井田地层属全隐蔽的华北型石炭、二叠系地层。煤系以奥陶系为基底，沉积了中石炭系本溪组、上石炭系太原组、二叠系下统山西组及下石盒子组、二叠系上统上石盒子组，其上被侏罗系及下第三系、第四系所覆盖。含煤地层为山西组和太原组。1）奥陶系中统马家沟组(O2)厚度640660m，上部为灰色、棕色厚层状灰岩，夹白云质灰岩和角砾状灰岩。中部以深灰色灰岩为主，夹黄色白云质灰岩。下部以褐色厚层状灰岩、花斑状灰岩为主，夹泥灰岩薄层。与下伏地层整合接触。2）石炭系中统本溪组（C2）厚度为16.0547.55m，平均厚度为27.21m。为一套滨海相铁铝质泥岩沉积。由深灰色泥岩、浅灰色或灰绿色夹紫红色粘土岩、粉砂岩、铝土岩、23层灰岩及薄煤层组成。本组地层假整合于奥陶系中统马家沟组灰岩之上，底部为一层褐红色含铁很高的铁铝质泥岩。3）石炭系上统太原组( C3)厚度143.3193.5m，平均厚度173.37m。本组地层由灰色、深灰色、灰黑色的细砂岩、粉砂岩、灰质泥岩、泥岩，绿灰色粘土岩，灰白色石灰岩及油页岩组成。其中石灰岩有11层，自上而下依次编号为二灰、三灰、四灰、五灰、六灰、七灰、八灰、九灰、十上灰、十下灰、十一灰。本组含煤19层，其中局部可采5层，即6、10下、15上、16上、17煤层。4）二叠系下统山西组(P11)该组是本区最主要含煤地层，厚度56.797.8m，平均76.12m。岩层主要由灰色至灰黑色细砂岩、中砂岩、粉砂岩夹砂质泥岩、泥岩和含砾砂岩组成。本组含煤24层，可采煤层为2上和3煤两层。5）二叠系石盒子组为一套陆相碎屑岩，厚度东北薄，西南厚，一般厚度为280320m，依其岩性不同，分为三段。（1）下石盒子组为灰绿色，浅灰白色砂岩和灰绿色带紫红色斑块的砂质泥岩、泥岩组成，厚度在725勘探线间变化不大，为5060m，全区一般厚度3040m，平均厚度53m，与下伏地层山西组整合接触。2）上石盒子组一段的岩性主要有杂色泥岩、铝土质泥岩组成。厚度在814勘探线以东变薄，一般小于200m，全区厚度200230m，平均厚度229m。本段与下石盒子组沉积连续。（3）上石盒子组二段的岩性为浅灰略带红色和灰白色砂岩组成，间夹薄层紫红色泥岩、砂质泥岩。14勘探线以东，除少数孔有残留外，大部分被剥蚀。残厚2998.1m，一般厚为4050m，平均厚度47.53m，与上石盒子组一般为连续沉积。6）侏罗系上统蒙阴组（J3）分布于18勘探线以西及西南部，为砖红色、灰绿色的陆相碎屑岩沉积，厚度变化大，最薄25.9m，最厚564.9m，在25勘探线至30勘探线间，厚度为300400m。7）下第三系（E）分布于14勘探线以东，为断陷盆地沉积，与下伏地层呈不整合接触。厚度变化大，为0680.2m，依岩性分为上、下段。上段：以砖红色砂岩夹灰绿色斑块的粉土质泥岩、粉砂岩及砂砾岩组成，胶结不良，厚度110200m。下段：以灰褐色、棕色，砂岩、粉砂岩、砂砾岩和红色粘土岩组成，胶结不良，砾岩成份以石灰岩为主。厚度220480m。8）第四系（Q）主要由亚粘土、亚砂土及砂层组成，厚度107.9254.5m，一般170180m，由东北向西南逐渐变薄，按沉积物组合可分成上、中、下三组：上组：由亚粘土、亚砂土及砂组成，在813m处，有一层厚约25m的灰黑色淤泥层。本组含砂13层，粘土类占80，厚度一般在41.955.6m。中组：由粘土、亚粘土及砂砾层组成，本组砂类占65，厚度40.4298.01m，平均厚度为58.82m。下组：由灰绿色粘土、亚砂土及砂组成，距底界30m处有一层钙质层，层位较稳定，含砂38层，稳定者23层。砂层含粘土质较高，呈半固定状态，厚度为55.4284.33m，平均厚度为70m。1.4 水文地质情况区域范围：东起峄山断层，西至嘉祥断层，北起长沟断层，南至凫山断层，面积约2500km2。兖州、济宁煤田位于该单元的东西两翼，中北部和南部奥灰隐伏区，分别为兖西水源地和邹西水源地。区内地势平坦，地表水系发育，主要有泗河、京杭运河、白马河等，自北向南流入南阳湖。南部凫山有寒武系及奥陶系灰岩零星出露，北部滋阳山有奥陶系灰岩零星出露，其他区域均被第四系覆盖。1.4.1 边界条件峄山断层：落差2500m，东升西降，使区内奥灰与区外前震旦纪变质岩接触，形成阻水边界。嘉祥断层：落差400200m，西升东降，区内奥灰与区外寒武系和前震旦纪变质岩在深部接触，大部地段为阻水边界，但在北部地段为透水边界。长沟断层：落差500m，南升北降，区内奥灰与区外二叠系接触，为阻水边界。凫山断层：落差2000m，北升南降，在孙氏店店断层以东寒武系及震旦系地层出露，在孙氏店断层以西，区内奥灰与区外上二叠统或侏罗系接触，形成阻水边界。1.4.2含水层及隔水层第四系厚0338.76m，可划分为上、中、下三组，上组、下组砂层较发育，为间接充水含水层，而中组粘土发育，具有良好的隔水性能。区域内一般都发育侏罗系三台组，三台组含有遇水膨胀的蒙脱石、伊利石，抽水试验其单位涌水量很小，原来普遍认为它富水性弱，具有隔水性能，但近几年矿井生产表明，当煤层开采冒落裂隙带到达侏罗系内时，其中的孔隙、裂隙水就会直接进入矿井，成为直接充水含水层，它是开采浅部煤层时矿井充水的主要补给水源之一。当煤层距侏罗系底界间距大时，在断层的影响下，其中的孔隙、裂隙水会通过断层垂向或侧向补给煤系地层。开采3煤层的直接充水含水层有3煤层顶底板砂岩和三灰，3煤层顶底板砂岩厚40m左右，单位涌水量最大0.504L/s.m,一般小于0.1 L/s.m，富水性较弱，对煤层开采威胁不大，但在局部地段静储量较丰富，对矿井生产有一定的影响。三灰厚5m左右，单位涌水量最大0.480L/s.m，岩溶裂隙发育不均一，富水性弱中等。煤系隔水层主要有上、下石盒子组泥岩、粉砂岩，山西组底部至三灰顶板之间的泥岩、粉砂岩，17煤至奥灰顶界之间的压盖隔水层。1.4.3断层导水性区域内煤系断层导水情况各有不同，主要与断层两盘接触部位的岩性有关，隔水层与隔水层对接时，断层带不导水。断层是否导水与落差并无直接关系，有的落差仅几米的断层导致矿井突水。不导水的断层在矿井开采排水的影响下有可能导水。1.4.4地下水的补、泾、排条件地下水主要以三种形式得到补给，其一为侧向补给，本水文单元东南的凫山，有约300平方公里的寒武系灰岩露头区，地表溶沟、溶槽及节理较发育，较易得到补给，其所含地下水向北迳流侧渗补给奥灰；其二为降水补给，凫山北缘及滋阳山的灰岩裸露区直接接受大气降水的补给；其三是上覆第四系水的下渗。地下水的迳流方向基本与地表水迳流方向一致，由东北向西南，南部凫山的寒武系灰岩、奥灰裸露区接受的补给水，顺岩层的倾斜方向向北运动，与向南运动的水在露头附近汇合，形成强迳流带而入湖区。地下水的排泄主要以泉的形式泄出地表或泄入湖区，但随着奥灰水开采量及矿井排水量的增加，区域范围内原有的地下水流场已发生较大的改变，人工排泄成为地下水的主要方式。古城煤矿位于兖州煤田的东北部，矿井范围内主要地面水系有泗河、沂河，它们与第四系上组存在补给关系，与基岩含水层没有直接水力联系。含水层（一）第四系砂砾层松散孔隙含水层组第四系主要由粘土、砂质粘土、粘土质砂及砂砾层组成，属冲积、湖积相沉积。厚度157.50218.60m，平均170.92m，其厚度变化从东北向西南逐渐变薄。主要含水层为砂砾层，上部为黄褐色，结构松散，透水性好；下部为灰绿色，结构紧密，透水性较差。第四系底部与基岩接触处大部为一层厚度不等粘土层，对第四系向基岩渗透起一定的阻水作用。仅第2勘探线以南为砂层接触。（二）下侏罗统砂岩含水层本矿井侏罗系厚度大，厚0607m，平均272.07m，分为上下两段，主要由中、细砂岩夹粉砂岩组成，属裂隙承压含水层。未发现漏水，充水空间不发育。根据8-1号孔抽水试验资料，水位标高为+40.07m，单位涌水量0.09430.1000 L/s.m，水质类型为HCO3K+NaCa型，矿化度0.247g/L，富水性弱。（三）上组煤直接充水含水层1、山西组3层煤顶底板砂岩裂隙含水层3层煤顶板砂岩含水层由中细粗粒砂岩组成，厚度0.9239.69m，平均17.77m，底板砂岩厚约10m，属于上组煤直接充水含水层。砂岩裂隙不发育，仅6-4孔钻进中漏水，根据精查阶段3-3、3-7、7-6三个钻孔抽水资料：水位标高：+41.61+44.45m，单位涌水量：0.0004650.00117L/s.m，水质类型为HCO3 K+NaHCO3Cl CaK+Na型，矿化度0.3720.562g/L，其富水性较弱。1.5 矿井开拓系统1.5.1采区数目-1030m水平根据断层构造，自西向东划分为6个采区。1.52采区位置（1）F5-1断层以及-880水平保护煤柱以东和F14和F15断层与井田边界为31采区；（2）轨道大巷保护煤柱以东至井田边界、F15断层保护煤柱以北至3DF202、3DF196和3DF191断层保护煤柱以南为32采区。（3）运输大巷保护煤柱以东至井田边界、三水平延深斜井以北至F19和F19-5断层保护煤柱为33采区。（4）F19断层保护煤柱以东至井田边界、F19和F19-5断层保护煤柱以北至F24和F25断层保护煤柱为34采区。（5）F19-5断层保护煤柱以南至井田边界保护煤柱、3DF211以及3DF202和3DF196以及3DF191断层保护煤柱以北至井田边界为35采区。（6）F24、F25和F19-5断层保护煤柱以北至井田边界为36采区。1.5.3 采区巷道布置1）影响采区巷道布置的主要因素（1）设计开采区域受村庄、公路以及断层的影响，几何形状不规整；（2）煤层倾角平缓，一般为012；（3）煤层厚度较大，平均煤厚为9.3m；（4）设计所在区域冲击地压较为严重，煤层埋藏较深。2）采区巷道布置根据以上影响因素，设计针对3层煤提出了两个采区巷道布置方案；方案：32采区沿煤层布置西北至东南方向的工作面，进行伪倾斜长壁仰斜开采；如图4.1、4.2所示。方案：32采区沿煤层布置北至南方向的近走向长壁工作面，用下山开采。如图4.3、4.4所示。图4.2 32采区巷道布置方案方案剖面图山东科技大学学士学位论文 采区设计山东科技大学学士学位论文 采区设计图4.4 32采区巷道布置方案方案剖面图山东科技大学学士学位论文 采区设计1.6煤层开采方式通过上述分析，近走向长壁采煤法布置比伪倾斜长壁采煤法布置施工工程量少，伪倾斜工作面连续推进距离较短，不有利于工作面接续；因此，结合矿井实际情况，采用方案II，即近走向长壁采煤法布置1.6.1 采区上部部车场轨道大巷布置在岩层中，工作面顺槽布置在煤层之中，轨道顺槽与轨道大巷连接选用平车场。1.6.2 采区硐室1）带式输送机硐室皮带顺槽通过溜煤眼与-1030m运输皮带相连接。2）变电所硐室采区变电所布置在轨道大巷与运输大巷之间。3）绞车房采区绞车房采用半圆拱形，设有两个安全出口，即钢丝绳通道和绞车房风道。4）其他硐室轨道顺槽及掘进头均设防跑车硐室及信号硐室，带式输送机尾部设机尾拉紧装置硐室及水仓，下山每隔40m设一躲避硐室。1.6.3 采煤工作面的回采工艺采煤工作面采用采煤机割煤，刮板输送机装运煤的综采放顶煤采煤工艺。采煤面采煤机截深为0.8m，采煤面每割两刀煤，放一次顶煤，则放煤步距为1.6m，采煤面每割两刀煤、放一次顶煤完成一个循环。具体工作面布置图如图4.5所示。工作面进刀采用综采面自开切口，中部斜切留三角煤进刀方式。综采面中部进刀方式特点是：a采煤机割煤至工作面左端；b空牵引至工作面中部，并沿输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面右端；c移直输送机，采煤机空牵引至工作面中部；d采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端，工作面右半段输送机移近煤壁，恢复初始状态。1.7掘井方式1.7.1 掘进工作面个数为保证三水平的正常生产接续，按照目前平均的掘进速度，投产初期共配备4个掘进工作面，其中1个为综掘工作面，其余均为普掘工作面；投产后期共配备8个掘进工作面，其中2个为综掘工作面，其余均为普掘工作面,回采与掘进工作面的采掘比为1：4。在实际生产过程中，应根据煤层开采条件的变化及回采的要求，合理增减掘进工作面的个数，以保证回采工作面的正常接续。1.7.2掘进机械配备（1）综掘工作面：设备主要由综掘机、带式转载机、双向可伸缩胶带输送机、局扇、湿式除尘风机、单体锚杆机等组成。设备配备详见表4.17。（2）普掘工作面：配备湿式气腿凿岩机、湿式煤电钻、耙斗装岩机、局扇、风镐、锚杆机、砼搅拌机和砼喷射机等设备。设备配备详见表4.18。1.7.3 工作面接替与巷道掘进顺序表本采区工作面进行下山开采，在工作面正常接替前，下一个工作面已经准备完毕。山东科技大学学士学位论文采区设计工作面编号生产条件面长采高进尺可采储量/万t月产量/万t201120122013201424681012246810122468101224681032011209.32100234.48.7532021102.81150185.79.52表4.19 工作面接替顺序表注：工作面编号为四位数字，第一位为水平编号，第二位为采区编号，第三、四位为工作面编号。表4.20 巷道掘进顺序表编号巷道名称巷道长度/m掘进速度/m/月掘进时间/月201120122013246810122468101221运输大巷550807.02轨道大巷550807.03上部车场80801.043201工作面轨道顺槽21002504.453201工作面皮带顺槽21002504.47上部车场80801.083202工作面轨道顺槽11502504.493202工作面皮带顺槽11502504.4103202工作面1303000.41.8 矿井自然灾害情况1.8.1瓦 斯1、在勘探施工期间，曾做过瓦斯采样化验，化验结果见表63。从化验结果看，本矿井瓦斯含量低，瓦斯成份以N2为主。勘探阶段各煤层瓦斯成分及含量表 表6-3煤层编号自然瓦斯成份瓦斯含量（ml/g可燃质）样品质量CH4CO2N2CH4CO2合格参考报废304.521.95（6）3.5951.7725.46（6）47.9996.4173.24（6）00.060.02（6）0.030.690.30（6）6131060.456.8443.0200.8214210下0.3225.739.00（3）1.2556.6235（3）21.6598.4257（3）0.010.280.12（3）0.061.040.53（3）32010上2.4921.8075.760.010.1512116上0.638.743.42（4）5.4539.5333.88（4）59.8485.8171.17（4）00.180.09（4）0.420.620.37（4）4021703.451.19（3）10.7146.5125.12（3）53.3789. 2973.49（3）00.150.08（3）0.020.900.66（3）3212、矿井建设期间，采取3煤层煤样进行测试，根据化验结果，临沂矿务局以“临局筹字（98）第49号”文予以批复，初步定为低沼气、低二氧化碳矿井。在开采过程中，如通风管理得当不会给生产带来很大影响。但随矿井不断延伸及产量的增加，矿井瓦斯含量可能略有增高。3、生产期间，古城煤矿于2006年7月进行瓦斯登记鉴定工作，鉴定结果见表6-4。根据鉴定结果，本矿井瓦斯相对涌出量小于10m3/t，绝对涌出量小于40m3/min，为低瓦斯矿井。生产期间开采3煤层瓦斯检测结果一览表 表6-4全 矿 井采区工作面瓦斯二氧化碳瓦斯最大相对涌出量（m3/t）相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/t）总回风巷CH4最大浓度（%）相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/t）总回风巷CH4最大浓度（%）0.522.320.040.612.700.0600.470综上所述，古城煤矿现开采3煤层，为低瓦斯矿井，但随着开采深度的不断增大，且构造发育不一致，有可能造成瓦斯局部富集，因此矿井生产过程中，应加强瓦斯检测及通风工作，防止瓦斯聚集发生事故。另外，从勘探阶段化验资料看出，下组煤瓦斯含量明显高于上组煤，在将来开采时应予注意。1.8.2煤尘1、本矿煤种属气煤，挥发份较高，勘探阶段测试结果见表6-5，有爆炸危险性。勘探阶段各煤层煤尘爆炸性试验结果一览表 表 6-5 项目煤层号火焰长度（mm）岩粉量（%）爆炸指数结论2上250600477（3）559070（3）0.50有爆炸危险3250560478（14）609578（14）0.45有爆炸危险6225810531 （5）909071（5）0.56有爆炸危险10下540560548（4）709090（4）0.53有爆炸危险15下400665535 （6）709082（6）0.54有爆炸危险16下520665571（5）759588（5）0.52有爆炸危7）659585（7）0.55有爆炸危险1.8.3煤的自燃1、根据建井地质报告，各煤层的自燃发火试验情况见表6-7。各煤层自燃发火试验结果一览表 表 6-7煤层项目2上3610下15上16上17原样324339322（3）338344341（4）318335327（3）328339334（3）321333326（3）336339332（3）319328324（3）氧化样317336325（3）336342339（4）313331319（3）306338321（3）312319315（3）290324309（3）312319315（3）还原样344348346（3）342354339 (4)335345341（3）336345342（3）327342335（3）326353340（3）328338335（3）T396（3）2911（4）43220（3）12413（3）91411（3）153026（3）6159（30）自燃发火等级(3)(4)(1)(2)(3)(2)(1)(1)(2)(1)(2)(1)(2)结论不自燃不自燃自燃不自燃不易自燃不自燃不易自燃不自燃易自燃不易自燃不易自燃不自燃1.8.4地温和地压一、地温根据建井地质报告，平均地温梯度为1.2100m，属“地温正常区”。地温随深度的加深而增高，地热增温率为1/77m，非煤系和煤系地层的地热增量率稍有差异，见表6-9。地温情况一览表 表6-9地层地温梯度(100m)增温率(1/m)非煤系地层0.551.841.14（平均）45.6129.482.4（平均）煤系地层0.671.911.3244123.571（平均）3煤层底板温度与煤层底板标高呈近似正比关系，利用27-6、28-2、26-3、25-4四个钻孔的测温计算，3煤开采水平达-850m时，温度可达31，实际测量-850m在正常供风的情况下，采面最高温度达26，预计-1150水平温度可达30。二、地压1、开采过程中的地压情况根据观测，放顶煤回采时，顶煤垮落步距为5 m，顶板初压步距为50 m，周期来压步距为20 m。伴随周期来压，常出现煤炮、片帮，使巷道内煤尘飞扬，有时会出现较强的震感、巷道顶部金属网被撕开、支柱压弯或压裂现象，顶板最大下沉量达1m（2101皮带顺槽推进690710m处），活柱最大压缩至无行程。2、冲击地压发生的特点及可能发生的区域（1）根据开采实际资料，冲击地压主要发生于断层发育构造复杂的位置，断层造成应力集中，在采动的影响下，应力释放是引起冲击地压的主要因素。（2）因工作面布置、推采速度、开采程序等不尽合理，造成应力集中的地点也易发生冲击地压。（3）地下煤岩体的原始应力与深度成正比，积聚的弹性能则与深度的平方成正比，在矿井深部，当采掘活动改变了煤岩体的受力状态，破坏了能量平衡时，极有可能发生冲击地压。1.9通风要求矿井通风采用中央并列式，即副井进风，主井回风。新鲜风流由副井进入，分为两股，一股经一水平北翼轨道大巷、13采区南翼轨道下山、-600m轨道运输巷、13采区北翼轨道下山进入-850m水平北翼轨道巷；另一股经一水平南翼轨道大巷、-850m水平轨道及皮带暗斜井进入-850m水平北翼轨道大巷。两股新风在-850m水平北翼轨道大巷汇合后，经三水平轨道暗斜井、三水平轨道大巷、进入工作面轨道顺槽、清洗工作面。乏风从回采工作面经胶带机顺槽、三水平运输大巷、三水平回风暗斜井进入-850m水平北翼皮带大巷，在此亦分为两股，一股经13采区北翼皮带下山、-590m皮带巷、13采区南翼皮带下山、北翼总回风巷、进入主井排至地面；另一股经-850m水平北翼皮带大巷、-850m水平回风暗斜井、南翼总回风巷、进入主井排至地面。三水平开采期间矿井风量除采掘工作面及硐室风量分配按需分配外，又充分考虑了井下通风行人巷道的风量个工作面风量适当加大，在保证各用风地点所需风量的条件下，同时考虑风门等设施的漏风量。1.10 排水要求1、古城矿井具备完善的排水系统，排水能力符合煤矿安全规程规定。井下在-505水平建立中央泵房，在-850m水平建立泵房，两个水平为接力排水。中央泵房安装三台MD5005711耐磨泵，电机为Y5004功率1250KW，扬程627米，排水能力500m3/h，一台工作，一台备用，一台检修。-850水平泵房安装三台MD500577耐磨泵，电机为Y4504功率900KW，扬程399米，排水能力500m3/h，一台工作，一台备用，一台检修。2、付井井筒敷设两趟排水管路，规格32513，排水量1065m3/h，回风下山敷设两趟排水管路，32512，排水量985m3/h。3、-505m水平分主、付两个水仓，有效容量2900m3，其中主仓1600m3、付仓1300m3；-850水平分主、付两个水仓，有效容量3300m3，其中主仓1430m3、付仓1870m3；1.11 主运输系统轨道大巷布置在岩层中，工作面顺槽布置在煤层之中，轨道顺槽与轨道大巷连接选用平车场。皮带顺槽通过溜煤眼与-1030m运输皮带相连接1.12 辅助运输该矿经过调研分析，投资引进了单轨吊辅助运输系统，替换了原有的绞车局部运输方式，并安装调试投入运行。该机车主体由驾驶室和发动机部以及驱动单元等主要部分组成。发动机为六冲程增压型柴油涡轮机，驱动单元提供机车行驶的动力，机车安装有各种安全保护系统，保护系统实测数据超标时发动机会自动熄火，机车即会自动停止，有效地保护了人员及设备安全。同时该机车在安装使用过程中不受底板条件影响，在巷道内布置方便，节省空间，运输效率高，运载载荷大，安全性能高。既可用于设备、材料运输，又能运送人员。不但节省了人力资源，而且大大减轻了作业人员进出工作面的体力消耗，有效提高了全员工效，降低了生产成本1.13 主副井提升系统胶带输送机暗斜井提升系统三水平年生产能力200万t，年工作日330d，日提升16h，主井提升不均匀系数1.1。结合本矿井实际，上仓胶带输送机巷采用DTII型胶带输送机。2）轨道暗斜井提升设备暗斜井担负着升降设备、提升矸石、下放坑木、材料等辅助作业。1.14 供电系统1.电源线路情况矿井设110kV变电站一座，采用双回路电源供电，一路线为主供线路，一路为备用线路，两路均引自凤凰变110kV线路，型号为LGJ-150，长1.5km。2.矿井变压器容量矿井110kV变电站安装型号为SFZ9-12500/110型主变压器3台，单台容量12500kVA。3.下井电缆规格、回路数-990m水平设中央变电所，沿副井井筒敷设4回路12条单芯电缆，型号均为MYJV42 8.7/10kV 1185mm2交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套粗钢丝铠装电力电缆，每条长1.65km。采煤工作面设备选型2.1 采煤工作面条件各矿井主要开采1-2上、1-2、3-1和4-3煤层，拟采用的主要设备有电牵引采煤机、电液控制液压支架、刮板运输机、顺槽胶带机等综采设备，连续采煤机掘进配套设备及综采工作面回撤安装设备。2. 煤层情况所开采的1-2上、1-2、3-1和4-3煤层厚0.8-3.5m，煤层中含1-2层夹矸，矸石岩性为粉砂岩或泥岩,夹矸厚度0.10.4m，夹矸的单向抗压强度50-100MPa。煤层上部到地面覆盖层厚度一般为80180m，地面大部分被厚风积沙覆盖，回采时矿压显现剧烈，地表呈台阶下沉，裂隙直达地面。煤层结构简单，倾角00-50，局部5080。煤的单向抗压强度2257MPa，一般均大于30 Mpa，煤层裂隙不发育，容重1.291.4t/m3.2.2 采煤工作面设计 1） 工作面长度、走向长度 工作面布置长度300-400米，工作面走向长度15003000m，起伏角度不大于50。2） 巷道布置及影响因素 回顺宽5m，运顺宽5.4米，高均为3.6m的矩形断面。2.3 采煤工艺及三机配套要求 1）采煤工艺 采用全机械化长壁采煤法开采1-2上煤层、1-2、3-1煤层和4-3煤层，一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。工作面使用高产高效双滚筒采煤机落煤，工作面设计生产原煤能力不小于2000t/h。拟采用的主要设备有电牵引采煤机、电液控制液压支架、刮板运输机、顺槽胶带机等综采设备，连续采煤机掘进配套设备及综采工作面回撤安装设备。2）三机配套要求及几何关系 （1）满足生产能力要求 采煤机生产能力要与综采工作面的生产任务相适应,工作面刮板输送机的输送能力应大于采煤机的生产能力,液压支架的移架速度应与采煤机的牵引速度相适应,而乳化液泵站输出压力与流量应满足液压支架初撑力及其动作速度要求。（2）满足设备性能要求 输送机的结构形式及附件必须与采煤机的结构相匹配,如采煤机的牵引机构、行走机构、底托架及滑靴的结构,电缆及水管的拖移方法以及是否连锁控制等。输送机的中部槽应与液压支架的推移千斤顶连接装置的间距和连接结构相匹配。（3）满足安全和工作方便要求(1)从安全角度出发,工作面无立柱空间愈小愈好。(2)为防止移架后支架前柱与电缆相碰和采煤机司机的人身安全,前柱与电缆槽之间必须留有间隙X=150240 mm。(3)梁端距T一般为150300 mm,用来防止滚筒切割顶梁。(4)推移千斤顶行程应比采煤机截深大100200 mm。(5)保证过煤高度C250300 mm,以便煤流顺利从底托架下通过。(6)过煤空间Y最小值为90 mm至200250mm之间,前者适于底板清理良好及采煤机机身短的场合。3）各设备几何关系 采煤机的采高范围与支架的最大和最小结构尺寸相适应,而其截深应与支架推移步距相适应。其计算公式为:R=B+E+W+X+d/2(1)式中R无立柱空间宽度,mm;B截深,mm;E铲煤板空距,规定为50100 mm;W输送机宽度,mm;X前柱与电缆槽间距,mm;d前柱外径,mm。W=F+G+J+V(2)式中F铲煤板宽度,150240 mm;G中部槽宽度,mm;J导向槽宽度,mm;V电缆槽宽度,mm。2.4 采煤机选型计算2.4.1采煤机选型原则 (1)采煤机能适合的煤层地质条件,其主要参数(采高、截深、功率、牵引方式)的选取要合理,并有较大的适用范围。(2)采煤机应满足工作面开采生产能力的要求,其生产能力要大于工作面设计能力。(3)采煤机的技术性能良好,工作可靠,具有较完善的各种保护功能,便于使用和维护。采煤机的实际生产能力、采高、截深、截割速度、牵引速度、牵引力和功率等参数在选型时必须确定。实际生产能力主要取决于采高、截深、牵引速度以及工作时间利用系数。采高由滚筒直径、调高形式和摇臂摆角等决定。滚筒直径是滚筒采煤机采高的主要调节变量,每种采煤机都有几种滚筒直径供选择,滚筒直径应满足最大采高及卧底量的要求。截深的选取与煤层厚度、煤质软硬、顶板岩性以及移架步距有关。截割速度是指滚筒截齿齿尖的圆周切线速度,由截割部传动比、滚筒转速和滚筒直径确定,对采煤机的功率消耗、装煤效果、煤的块度和煤尘大小等有直接影