3下7111综放面开采方案设计6.10.doc

综放面开采方案设计- 109 -一、 开采方案设计编制依据、原则及要求1. 设计编制依据1、煤矿安全规程第68条：“矿井第一次采用放顶煤开采，或在煤层（瓦斯）赋存条件变化较大的区域采用放顶煤开采时，必须根据顶板、煤层、瓦斯、自然发火、水文地质、煤尘爆炸性、冲击地压等地质特征和灾害危险性编制开采设计，开采设计应当经专家论证或委托具有相关资质单位评价后报请集团公司或者县级以上煤炭管理部门审批，并报煤矿安全监察机构备案。”2、山东省煤炭工业局鲁煤安管2008167号文山东省煤矿放顶煤开采安全技术管理暂行规定。3、南京设计院设计的田陈煤矿通风系统技术改造初步设计。4、3下7111工作面地质说明书。2. 设计编制目的本着“安全第一、预防为主、综合治理”的基本原则，以国家颁布的有关安全生产法令、法规，以及规程、规范和标准为依据，建立健全和完善煤矿放顶煤工作面安全管理，增强放顶煤工作面的综合抗灾能力，解决煤矿放顶煤开采工作面在瓦斯、水害、煤尘、顶板及其它方面的重大安全隐患，坚决遏制重特大事故，保证矿井安全生产，根据煤矿安全规程现特编制3下7111放顶煤工作面开采方案设计。二、工作面方案设计内容1.工作面概况1.1 工作面位置、周边关系及开采情况工作面地面相对位于圈里村东北约500m，距北风井东北约2900m，地面标高56.24m，工作面标高-778m-846m。工作面东侧靠近尹家洼断层（H=40-110 65-77），西侧为DF2（H=5-20 75）、DF4（H=0-15 65）及DF3（H=5-40 55-75）断层，北侧临近井田边界，南与3下7111集轨、集运相联，工作面四周无采掘活动。1.2 地形地物工作面上方地势平坦，总体趋势由东向西缓慢倾斜，地面标高为+54.3+56.2m，区域内无河流通过，土地绝大部分为农田，田间有小路穿插，植被主要有农作物及树木。1.3 工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征工作面走向长度1086m，倾斜长度平均189m，面积205815m2。煤层倾角4-17/6。工业牌号为气煤。煤的组分以镜质组和半镜质为主，属低灰、低硫、特低磷煤。瓦斯：预测瓦斯绝对涌出量0.22 m3/min。煤尘：3下煤层煤尘爆炸指数为39.15%，煤尘具有爆炸性。煤的自燃：煤的自然倾向性为容易自燃，自然发火期为66天。冲击倾向性：煤层具有弱冲击倾向性，工作面主要受埋深、褶曲及断层等构造影响，存在一定的冲击危险，应重点加强监测。高温热害：由于工作面埋藏较深，地温较高，运输巷局部区域存在高温热害。煤层顶底板条件：据矿井地质条件分类评定，3下煤层顶底板条件均为类。基本顶：中、细砂岩，28.155.0/41.6m，灰色-浅灰色，薄-中厚层状，成分以石英为主，次为长石，暗色矿物，次圆状，分选性好，泥钙质胶结夹泥炭质条纹，显缓波状层理，具裂隙。f=812；直接顶：粉砂质泥岩，03.6/2.0m，灰色，薄中厚层状，砂泥质结构，夹砂质条纹，显水平状层理，f=34；伪顶：无。直接底：粉砂质泥岩，2.8-8.3/4.9m，深黑色，砂泥质结构，f=3-4；基本底：细砂岩，20-35/25m，浅灰色、致密、具水平层理，f=6-8。该工作面煤层赋存较稳定，煤层厚度2.28.7/4.8m，巷道两侧受较大断层影响，煤层局部破碎、节理裂隙较发育。1.4 储量情况工作面面积为216858 m2，平均煤厚4.80m，煤的容重1.31t/m3,可采储量106万吨。2.地质构造据三维物探资料显示，3下7111工作面位于尹家洼断层（H=40-110 65-77）上盘，DF2（H=5-20 75）、DF4（H=0-15 65）断层东侧。区内构造复杂，不仅发育有落差较大的断层，还发育有次级轴向NNE的褶曲。由于工作面两侧受较大断层影响，次生构造发育，断层及褶曲构造导致两巷起伏变化较多。同时由于工作面地层倾角存在反转现象，导致煤层破碎、节理裂隙较发育。工作面掘进期间揭露H5m且延伸至面内正断层两条，分别为F6（H=6 70）、F20（H=5.7 75）。F6断层与工作面走向垂直；F20断层与工作面形成30夹角，掘进期间破顶板过断层。由于两断层均向面内延伸且落差较大，预计对工作面回采有较大影响。断层情况见表一：表1-1 断 层 情 况 表构造名称走向()倾向()落差(m)倾角()性质落差大于三分之二采高断层向工作面内发展变化情况F13202303.670正停采线外，对回采无影响。F23062161.270正停采线附近，对回采影响较小。F33142240.670正停采线附近，对回采影响较小。F42141241.570正工作面内，对回采影响较小。F52701801.075正工作面内，对回采影响较小。F63012116.070正工作面内，对回采影响较大。F72371471.865正工作面内，对回采影响较小。F82912012.170正工作面内，对回采影响较小。F92912012.170正工作面内，对回采影响较小。F102441541.075正工作面内，对回采影响较小。F112801901.065正工作面内，对回采影响较小。F122301403.075正工作面内，对回采影响较小。F132301401.075正工作面内，对回采影响较小。F143192293.575正工作面内，对回采影响较大。F153072171.675正工作面内，对回采影响较小。F163172273.080正工作面内，对回采影响较大。F172311411.670正工作面内，对回采影响较小。F182411510.560正工作面内，对回采影响较小。F193192293.060正工作面内，对回采影响较大。F20513215.775正工作面内，对回采影响较大。F21701603.560正工作面内，对回采影响较大。F222433332.175正工作面内，对回采影响较小。F231572472.560正工作面内，对回采有一定影响。F24130403.360正工作面外，对回采无影响。F25144540.870正工作面内，对回采影响较小。F262731831.975正工作面内，对回采影响较小。F27178882.080正工作面内，对回采影响较小。F28150602.580正工作面内，对回采影响较小。F291392291.765正工作面内，对回采影响较小。F301502401.375正工作面内，对回采影响较小。F312543441.2-0.775正工作面内，对回采影响较小。F322471572.570正工作面内，对回采影响较小。F33691592.670正工作面内，对回采影响较小。F34611511.275正工作面内，对回采影响较小。F352601703.275正轨道巷揭露，对回采影响较大。F36671574.070正停采线附近，对回采有一定影响。DF7553251080正三条巷道揭露，预计会延伸至工作面对回采有一定影响。F372413311.370正工作面外，对回采无影响。DF8232930-2155正轨道巷内延伸近200m，对回采基本无影响。DF102902000-555正物探断层，预计对回采有一定影响。3.水文地质及水害评价3.1 七一采区水文地质情况七一采区内无地表河流存在，自上而下依次发育有第四系冲积层、侏罗系砂砾岩、3下煤顶板砂岩、三灰、奥灰等主要含水层。其中第四系冲积层厚50m左右，主要由粘土、砂质粘土、砂、砂砾等组成，直接接受大气降水的补给，含水丰富，但底部为6m厚的粘土、砂质粘土层，隔绝了上部砂层与下伏含水层之间的水力联系。侏罗系厚462-668m，平均545m，上部由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成，下部主要由砾岩组成（22.35-90.7/56.5m），富水性不均一；3下煤顶板砂岩，多为中细砂岩，厚度9m46m/19m，为3煤层开采的直接充水水源，受构造影响裂隙较发育，富水性不均一；三灰厚4-11/9m，上距3下煤层38m左右，富水具有明显的不均一性，北区集中下山曾揭露三灰出水点多处，最大涌水量35m3/h，但很快疏干，总体为一弱含水层；奥灰为煤系地层基底，厚400m500m，为强富水含水层，但因与3下煤层间距较大（平均210m左右），基本不存在水害威胁。七一采区对矿井安全生产影响较大的含水层为3煤顶板砂岩及侏罗系砂砾岩。因此，七一采区防治水以侏罗系砂砾岩和3煤顶板砂岩的防治作为重点。3.2 工作面水文地质情况3下7111工作面为七一采区东翼首采面，直接充水水源为3下煤层顶板砂岩水，间接充水水源为侏罗系砂砾岩水，一般情况下，工作面回采后主要出水水源为3下煤层顶板砂岩水，初次放顶后，侏罗系底砾岩水将通过裂缝带进入工作面，造成较大出水，从而取代3煤顶板砂岩成为主要出水水源。据地面钻孔资料，3下7111工作面内3煤顶板至侏罗系底界厚平均62.0m，煤厚2.2-8.7m,平均4.8m，依据公式计算得导水裂缝带高度为53.8m，工作面里段260m范围内，侏罗系砾岩在顶板导水裂缝带发育高度范围内，主要受3下煤层顶板砂岩水以及侏罗系砾岩水的影响。距切眼260m外主要受3下煤层顶板砂岩水影响。3下7111工作面掘进期间涌水量20m/h，不包括施工的疏放钻孔水量。3下7111工作面主要受3下煤顶板砂岩水、侏罗砾岩水影响。3.3 工作面及附近地质构造控制情况7111工作面西侧局部靠近DF2断层（H=5-2075），掘进期间经钻探验证该物探断层位置较准确；工作面轨道巷外段靠近尹家洼断层（H=40-11065-70），物探显示距离尹家洼断层最近处96m。轨道巷里段距尹家洼断层平均260m。3.4 七一采区与相邻煤矿之间的水力联系3.4.1 相邻煤矿水情简介滕东生建煤矿为田陈煤矿七一采区的相邻矿井，位于北副井东北约3000m，2005年开始建井，2009年9月投产，设计能力45万吨/年，开拓方式为立井盘区式多水平开拓，主采3下煤层，目前采掘活动集中于井田北部，距井田边界350m以东，无越界行为，该矿采掘活动主要集中在井田中部，目前正在回采3下103工作面，主要充水水源为3煤顶板砂岩裂隙水和侏罗系砾岩水，目前矿井涌水量60m3/h。3.4.2 七一采区与滕东生建煤矿之间的水力联系通过滕东煤矿水文地质综合柱状图、巷道掘进及工作面回采期间的水文情况可以看出，滕东生建煤矿与我矿3下7111工作面地层结构一致、含水层富水性相似，但因尹家洼断层阻隔，不属同一水文地质单元，水力联系不大。3.5 工作面涌水量预计3煤顶板砂岩水利用T13-10孔抽水参数曲线方程法计算，侏罗系砾岩水利用大井法计算求得涌水量为70 m3/h，由于该工作面为七一采区东翼首采工作面，周边无开采技术资料供参考，3煤顶板砂岩水及侏罗系砾岩水未得到有效疏放，结合周围西翼3下7106、7104工作面及东部滕东煤矿开采资料，预计工作面正常涌水量Q正常=60-90 m3/h，最大涌水量Q最大=100-150 m3/h。3.6 水害评价3下7111工作面是我矿2016年重点接续工作面，也是七一采区东翼首采面，防治水工作是安全工作的重点，工作面受3煤顶板砂岩水及侏罗系砾岩水的威胁。掘进期间多次进行瞬变电磁法物探，根据资料分析，巷道前方无大面积富水区域，仅有小面积异常区，判断为局部构造裂隙水，表现为巷道内局部滴淋水，对生产影响较小。受构造影响，巷道起伏较大，在巷道内低洼点设置了临时排水点。由于该面为七一采区东翼首采面，顶板砂岩和侏罗系砾岩含水层未得到疏放，工作面形成后采取瞬变电磁法探测工作面富水性及富水区域，利用井下钻探对工作面富水区域进行有效疏放；完善工作面排水系统，确保排水能力满足生产要求。4.防水煤（岩）柱的计算与留设4.1 断层煤柱的计算与留设 3下7111工作面轨道巷外段靠近尹家洼断层（H=40-11065-70），距离最近处96m，轨道巷里段距尹家洼断层平均260m。尹家洼断层北部3下煤最低开采标高-780m，对开采有影响的主要含水层有三灰和奥灰，借鉴金庄煤矿三灰和奥灰观测孔资料，三灰水头标高-458m，奥灰水头标高-90m,根据煤矿防治水规定断层防隔水煤柱留设计算公式：三灰含水层，式中：L：煤柱留设宽度，m；K：安全系数，一般取2-5,现取3；M：煤层厚度或采高，3下煤4.87m；p：水头压力，3煤3.22MPa；Kp：煤的抗拉强度，取经验值0.6Mpa；通过计算，尹家洼断层防隔水煤柱3煤应留设29.3m；奥灰含水层，式中：L：煤柱留设宽度，m；K：安全系数，一般取2-5,现取3；M：煤层厚度或采高，3下煤4.87m；p：水头压力，3煤6.90MPa；Kp：煤的抗拉强度，取经验值0.6MPa；通过计算，尹家洼断层防隔水煤柱3煤应留设42.9m；综合考虑断层附近裂隙发育，根据矿井初步设计（批复文号：79鲁煤地字第49号）、枣矿集团田陈煤矿水体下开采可行性方案和开采设计的批复（批复文号：鲁煤安管字【2012】80号），综合确定尹家洼断层北部（七一采区和七二采区范围）防隔水煤柱3下煤留设50m。4.2 边界煤柱留设井田北部边界与滕东生建煤矿相邻，根据矿井初步设计（批复文号：79鲁煤地字第49号）,边界保护煤柱均留设30m。5.采煤方法及工作面装备5.1 采煤方法、生产工艺、放煤步距、采放比等内容5.1.1 采煤方法本工作面采用走向长壁后退式采煤方法，液压支架支护顶板，前后部运输机运煤，全部垮落法处理采空区顶板，为综采放顶煤采煤工艺。工作面整体回采期间，遇有过断层等情况，必须及时制定专项安全技术措施。5.1.2 生产工艺割煤移架推移前部运输机放煤拉移后部运输机。1、破（落）煤通过采煤机螺旋滚筒直接截割破（落）煤，割煤深度800mm。2、放煤本工作面煤层赋存厚度为2.2-9.0/4.8m；煤机可采高度为2.0-3.8m;支架有效支护高度为2.3-5.0m;煤机滚筒直径为2.0m，煤机滚筒截深为0.8m，根据工作面现场条件，确定工作面采高为3.3m，平均放煤高度为1.5m，采放比为1：0.36，循环进尺为0.8m，移架放顶步距为0.8m。根据采煤机滚筒截深，一采一放，确定循环放煤步距0.8m，放煤侧见三分之二矸石时停止放煤。3、装煤煤机滚筒割煤同时完成大部分装煤工作，推移工作面前部运输机时铲煤板装余煤。放煤同时装煤，拉移后部运输机装浮煤。4、运煤通过工作面前后部可弯曲刮板运输机，运输巷桥式转载机、胶带输送机将煤运出工作面。5、支护采用支撑掩护式液压支架支护工作面顶板。采用端头过渡液压支架、端头卸载支架、单体液压支柱配合铰接顶梁、型钢梁对工作面两端头进行支护。6、采空区顶板处理全部垮落法管理采空区顶板。5.1.3 采煤机的进刀方式：采用中部斜切进刀，进刀深度0.8m。进刀时前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤。采煤机进刀方式示意图如下：图5.1 采煤机进刀方式示意图5.1.4 工作面正规循环生产能力计算工作面循环生产能力按以下公式计算：W=LShrC式中： W-工作面循环生产能力，t；L-工作面长度，m;S-循环进尺，m;h-工作面煤层平均厚度，m;r-煤的容重，取1.31t/m3c-回采率 取88%因受地质条件影响，现取平均值计算循环生产能力：平均面长200m，循环进尺0.8m，煤层平均厚度4.8m，回采率88% 。每循环产量：W=LShrC=2000.84.81.310.88=885.35t按每天3个循环，每月30天生产计算（正规循环率95%）：工作面月生产能力：W月=885.35395%30=75697.43t5.1.5 采放比本工作面煤层平均厚度为4.8m，双滚筒采煤机割煤，机采高度3.3m，放煤高度为1.5m,采放比为1:0.36。5.2 工作面设备总体配套5.2.1 采煤机选用MG400/930-GWD双滚筒采煤机一部，其主要技术参数如下：采高：2.03.8m电机功率：240025520KW截深：0.8m牵引速度：013.8m/min牵引力：720438KN机面高度：1551mm摇臂长度：2500mm摇臂摆动中心距：7600mm牵引方式:无链电牵引5.2.2 液压支架工作面共安装128架ZF9000-20/42型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架、6架ZFG9500-22/38型端头过渡支架。1、ZF9000-20/42型支撑掩护式支架主要技术参数如下：支护高度: 2.0-4.2m支撑宽度: 1.43-1.60m初 撑 力：7758KN工作阻力: 9000KN支护强度: 1.1MPa对底板比压: 2.9MPa2、ZFG9500-22/38型支撑掩护式支架主要技术参数如下：支撑高度: 2.2-3.8m支撑宽度: 1.43-1.60m初 撑 力：7758KN工作阻力: 9500KN支护强度: 0.96-1.02MPa对底板比压: 2.72MPa3、工作面支护验算：工作阻力验算PNHFZQ9.8 83.39.1042.51.39.8 7655(KN)式中：P-要求的支架工作阻力，KN；N-采高的倍数，一般取68，这里取8；H-工作面采高，3.3m；F-支架的最大支护面积，9.104m2；Z-煤层顶板岩石容重，2.5t/m3；Q-动载系数，1.3。由于本工作面所选液压支架的工作阻力是9000KN（端头支架：9500KN），故所选液压支架工作阻力满足要求。支护强度验算P8ZH82.53.39.810-30.647MPa该面所选用液压支架的支护强度分别为：1.1MPa 和0.96-1.02MPa，均满足要求。5.2.3 运输设备1、工作面布置SGZ-830/800型可弯曲刮板运输机两部，其主要技术参数如下：电机功率: 2400KW 运输能力: 1200t/h 链 速：1.31m/s中间槽尺寸: 1500780295mm2、运输巷安装桥式转载机一部、破碎机一部、胶带输送机两部。SZZ-830/400型桥式转载机一部，长度70m；转载机主要技术参数如下：电机功率: 400KW运输能力: 1850t/h链 速: 1.55m/s中间槽尺寸: 1750770950mm最大外形尺寸（高宽）：11002200mm在桥式转载机上处安装一部PLM-1500型破碎机，其主要技术参数如下：破碎能力：1500t/h电机功率：160KW入口粒度：1000900mm出口粒度：300-150mm外形尺寸：354017301722mm桥式转载机前方搭接DSJ100/120/3160型胶带输送机一部，长度为890m；DSJ100/120/2160型胶带输送机一部，长度为240m，其主要技术参数如下：电机功率: 2160KW；3160KW运输能力: 1200t/h带 宽: 1000mm带 速: 3.15m/s5.2.4 辅助运输设备辅助运输设备选用1吨矿车或专用平板车，JY-4、JY-6型运输绞车和JSDB-19/45型回柱绞车，其主要技术参数如下：1、JY-4型调度绞车功率：55KW静 拉 力：54KN绳 径：21.5mm绳 容 量: 850m滚筒直径: 700mm绳 速：0.95-1.6m/s外形尺寸: 196814251500mm2、JY-6型调度绞车：功 率：90KW静 拉 力：60KN绳 径：24.5mm绳 容 量: 980m滚筒直径: 710mm绳 速：1.0-1.51m/s外形尺寸: 285025232290mm3、JSDB-19/45型回柱绞车功 率：45KW绳 径：30mm绳 容 量: 400m滚筒直径: 545mm绳 速：0.157-1.538m/s静 拉 力：25-250KN6.工作面巷道布置6.1 顺槽、切眼、停采线等位置的确定及依据3下7111工作面为七一采区东翼首采工作面，工作面运巷顺槽是沿DF2断层（H=5-2075）及DF8断层（H=0-855）DF3（H=5-40，55-75）布置，轨道顺槽靠近尹家洼断层（H=40-11065-70），切眼距离井田边界大于100m。工作面停采线位置根据3下7111集轨保护煤柱位置确定。6.2 巷道断面形状、几何参数及支护形式 6.2.1 工作面轨道巷工作面轨道巷沿3下煤层底板布置。断面形状为矩形，巷道净宽为4.3m、净高为3.5m，净面积15.05m。巷道采用锚网梯（带）索支护作为顶板永久支护，即顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯（W钢带），在逮煤顶或顶板破碎段每隔两排距离打设两棵锚索；两帮部各打设五棵高强预应力锚杆，挂铁丝网配钢筋梯，其间排距为900900mm。顶板锚杆规格为202400mm,帮部锚杆规格为202000mm，W钢带规格为40002752.75mm，锚索规格为17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，两帮钢筋梯规格为350070mm,钢筋网规格为42001070mm，帮部铁丝网规格为60001600mm。巷道一侧布置一路4寸防尘水管路、一路4寸压风管路、4寸注浆管路；另一侧布置高低压电缆及信号、监测线。巷道底部中间敷设水槽。 6.2.2 工作面运输巷工作面运输巷沿3下煤层底板布置。断面形状为矩形，巷道净宽为4.3m、净高为3.5m，净面积15.05m。巷道采用锚网梯（带）索支护作为顶板永久支护，即顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯（W钢带），在逮煤顶或顶板破碎段每隔两排距离在距巷中各900mm的顶板上打设两棵锚索；两帮部各打设五棵高强预应力锚杆，挂铁丝网配钢筋梯，其间排距为900900mm（或1000900mm）。顶板锚杆规格为202400mm,帮部锚杆规格为202000mm，W钢带规格为40002752.75mm，锚索规格为17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，两帮钢筋梯规格为350070mm,钢筋网规格为42001070mm，帮部铁丝网规格为60001200mm。巷道一侧布置一路4寸防尘水管路、一路4寸压风管路；另一侧布置设备电缆、信号及监测线；巷道底部中间敷设水槽。 6.2.3 工作面切眼沿煤层底板布置，矩形断面,净宽8m,净高3.5m,净断面积28m2，分两次掘进，初掘宽度4.5m，后刷大至8m。1、初掘时，巷道采用锚网梯（带）索支护作为顶板永久支护，即顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯（W钢带），在逮煤顶或顶板破碎段每隔两排距离在距巷中各900mm的顶板上打设两棵锚索；两帮部各打设五棵高强预应力锚杆，挂铁丝网配钢筋梯，其间排距为900900mm。顶板锚杆规格为202400mm,帮部锚杆规格为202000mm，顶板钢筋梯规格为380070mm，W钢带规格为40002752.75mm，锚索规格为17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，两帮钢筋梯规格为350070mm,钢筋网规格为42001070mm，帮部铁丝网规格为60001200mm。2、切眼二次刷大后采用锚网梯（带）索配木垛及单体作为顶板支护，支护方式为：切眼刷大后在跟顶部时，采用锚网梯索配木垛及单体支护，顶部每排打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900900mm，铺挂钢筋网及钢筋梯，并在巷中按每隔1排的间距打设两颗锚索；巷道在托顶煤掘进时，采用锚网带（梯）索配木垛及单体作为顶板支护：顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900900mm，铺挂钢筋网及钢带；并每排打设两颗锚索；在切眼内打木垛进行加强支护，木垛打设在距刷大切眼面前侧3200mm（木垛中）的位置处，木垛间距为3.6m（中中），且木垛拖后刷大迎头不大于8m。为确保木垛的整体性，木垛与木垛之间用两块木板梁连接与顶板接实；右帮打设四棵普通金属锚杆，其间排距为900900mm，挂铁丝网，折帮严重时配钢筋梯。切眼四岔门刷大时，岔门10m范围内加强支护，顶部打设五棵高强预应力让压锚杆，其间排距为900800mm，在巷中每排打设两颗锚索，顶板锚杆规格为202400mm,右帮部锚杆规格为202000mm，锚索规格为17.8mm的钢绞线，其长度以其能锚入硬岩的深度不小于1.5m为准，帮部钢筋梯规格为长宽350070mm,钢筋网规格为长宽40001070mm，钢带规格为长宽厚=40002752.75mm，帮部铁丝网规格为60001600mm，木板梁规格为长宽厚=3600120120mm。6.2.4 硐室和其他巷道布置1、采煤机组装硐室：在切眼靠近运输巷端，沿煤层底板布置，深2m,长18m,净高3.2m，采用锚网梯联合支护。2、液压支架组装硐室：在工作面两顺槽靠近切眼位置分别施工液压支架组装硐室，沿煤层底板布置，铺设双轨，长15m，净宽4.8m，净高5.0m，采用锚网索梯联合支护。3、油脂库和设备配件硐室：在轨道巷内巷道上帮，沿煤层底板布置，每隔200m左右一组，每组两个，每个深1m,长10m,净高2.6m，采用锚网梯联合支护。4、皮带机头硐室：皮带机头位置下帮，沿煤层底板布置，深1.5m, 长10m,净高2.8m，采用锚网梯联合支护。7.生产系统7.1 煤炭运输系统工作面采用双滚筒采煤机落煤，落煤同时完成装煤；放顶煤同时完成装煤；前移运输机装浮煤。工作面前后部运输机将煤外运到桥式转载机，再由两部胶带输送机将煤外运出工作面。运煤路线：7111工作面7111运输巷7111集运7105集运东翼皮带下山北区集运下山北区煤仓-547轨道运输大巷北五煤仓北五一段运输巷采区煤仓北五运输大巷主井煤仓主井地面。7.1.1 第一部胶带机选型计算1、原始数据：长度：240m倾角：a=19最大输送量：Q=1200t/h煤的块度：0300mm煤的松散容重：r=0.95t/m3堆积角：=30垂直高度：H=H1-H0=845.5-803.5=42m带速：V=3.15m/s2、输送带及托辊选型胶带宽度计算B=0.79式中： B胶带宽度,m K货载断面系数,449 C输送机倾角系数,0.83带宽按物料的块度校核：B2amax+200=2300+200=800mm式中，aMaX货载最大块度,取300mm。预选PVG整芯编织带，规格为PVG1400 ，带宽1000mm，每米带重a0=16.5kg/m。托辊选用托辊直径133a、上托辊采用挂钩式30的槽形托辊组，托辊规格为：133380mm，间距a0=1.5m下托辊采用平行托辊，托辊规格为1331150mm，间距a0=3mb、上分支托辊每米旋转质量为qr=6.33/1.5=12.6kg/m下分支托辊每米旋转质量为q=16.09/3=5.36kg/mqt=qr+q=12.6+5.36=17.96kg/m3、电动机选型传动滚筒圆周力计算每米物料重量：q=Q/3.6V=700/3.63.15=61.7kg/m查表：f=0.03 Cn=1.38特种阻力：FS1= F1+F2+ Fg1（不设置前倾托辊F1=F2=0）=2Iv2gl/v2b12=0.60.2050.9510009.83.0/（3.150.7）=145N式中：2物料与导料板之间的摩擦系数取0.60物料流量Iv=0.205m/s导料板长度取l=3.0m b1导料板内部宽度取0.7m特种附加阻力：FS2=2AtP3+2AwP3=2420+2630=2100N（按头尾部各一个清扫器，空段两个清扫器计算）式中：At清扫器与胶带接触面积取0.01mP清扫器与胶带之间的压力取70000N/m23清扫器与胶带之间的摩擦系数取0.60Aw清扫器与胶带接触面积0.015m驱动滚筒圆周驱动力：F=Cnflgqt+(2q0+q)cos+gqH+ FS1+ FS2=1.380.032409.817.96+(216.5+61.7)cos19+9.861.742+145+2100=38122.7N轴功率计算PA=10-3FV=10-338122.73.15=120.1kw电机功率的确定：驱动系统采用双滚筒多电机传动方式，每套驱动装置由电动机、液力偶合器、减速器、逆止器等组成。根据驱动系统的特性，取Kd=1.2,=0.88,=0.9,d=0.9。Pd= KdPA /d=1.2120.10.880.90.9 =202KW4、胶带强度验算己知最大张力Smax=F=38122.7N 求得安全系数m=BGX/Smax=10001400/38122.7=36.7m值大于7，符合规程要求，胶带选型合理。5、结论综合上述计算，3下7111工作面第一部胶带输送机选用SDJ100/120/2160双滚筒双电机传动方式。驱动电机功率2160KW可满足运输要求。7.2.2 第二部胶带机选型计算1、原始数据：长度：890m倾角：a=17最大输送量：Q=1200t/h煤的块度：0300mm煤的松散容重：r=0.95t/m3堆积角：=30垂直高度：H=H1-H0=845.5-795.9=50m带速：V=3.15m/s2、输送带及托辊选型胶带宽度计算B=0.78式中： B胶带宽度,m K货载断面系数,449 C输送机倾角系数,0.865带宽按物料的块度校核：B2amax+200=2300+200=800mm式中，aMaX货载最大块度,取300mm。预选PVG整芯编织带，规格为PVG1400 ，带宽1000mm，每米带重a0=16.5kg/m。托辊选用托辊直径133a、上托辊采用挂钩式30的槽形托辊组，托辊规格为：133380mm，间距a0=1.5m下托辊采用平行托辊，托辊规格为1331150mm，间距a0=3mb、上分支托辊每米旋转质量为qr=6.33/1.5=12.6kg/m下分支托辊每米旋转质量为q=16.09/3=5.36kg/mqt=qr+q=12.6+5.36=17.96kg/m3、电动机选型传动滚筒圆周力计算每米物料重量：q=Q/3.6V=700/3.63.15=61.7kg/m查表：f=0.03 Cn=1.1特种阻力：FS1= F1+F2+ Fg1（不设置前倾托辊F1=F2=0）=2Iv2gl/v2b12=0.60.2050.9510009.83.0/（3.150.7）=145N式中：2物料与导料板之间的摩擦系数取0.60物料流量Iv=0.205m/s导料板长度取l=3.0m b1导料板内部宽度取0.7m特种附加阻力：FS2=2AtP3+2AwP3=2420+2630=2100N（按头尾部各一个清扫器，空段两个清扫器计算）式中：At清扫器与胶带接触面积取0.01mP清扫器与胶带之间的压力取70000N/m23清扫器与胶带之间的摩擦系数取0.60Aw清扫器与胶带接触面积0.015m驱动滚筒圆周驱动力：F=Cnflgqt+(2q0+q)cos+gqH+ FS1+ FS2=1.10.039209.817.96+(216.5+61.7)cos17+9.861.750+145+2100=64788.3N轴功率计算PA=10-3FV=10-364788.33.15=204.1kw电机功率的确定：驱动系统采用双滚筒多电机传动方式，每套驱动装置由电动机、液力偶合器、减速器、逆止器等组成。根据驱动系统的特性，取Kd=1.2,=0.88,=0.9,d=0.9。Pd= KdPA /d=1.2204.10.880.90.9 =343.6KW4、胶带强度验算己知最大张力Smax=F=64788.3N 求得安全系数m=BGX/Smax=10001400/64788.3=21.6m值大于7，符合规程要求，胶带选型合理。5、结论综合上述计算，3下7111工作面第二部胶带输送机选用SDJ100/120/3160双滚筒三电机传动方式。驱动电机功率3160KW可满足运输要求。7.2 辅助运输系统副井-370井底车场北大巷北五轨道下山一段-547车场-547轨道运输大巷北区集轨下山-680车场东翼轨道下山-7105轨道巷7111集轨7111轨道巷各用料地点辅助运输系统图见附图1（一）7111轨道巷长度1200m,共安装6部绞车，其中：JY-6绞车4部，JY-4绞车2部，自入口至切眼分段运输。7.2.1 第一段安装2部JY-6绞车对拉选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：25提升距离：410m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg30t平板车自重：1100kg平板车载重：10600kg挂车数：2辆，钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-6额定牵引力：63.5kN绞车容绳量：475m绞车运行最大速度：1.2 m/s钢丝绳行型号： 619+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=n（GG0）（sina1cosa）PL（sina2cosa）g=1（10600+1100）（sin250.015cos25）2.165410（sin250.35cos25） 9.8=56.45kN ma =6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号38290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号32140603，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax =Mg（sina+1cosa）=2(600+1800)+44.5+1109.8(sin25+0.015cos25）=20.64kN连接插销安全系数校验Aa1=QL1/FLmax=555.7/20.64=26.96连接环抗拉强度安全系数校验FLmax =Mg（sina+1cosa）=1(600+1800）+24.5+1109.8（sin25+0.015cos25）= 10.3kNAa2 =QL2/FLmax=590/10.3=57.213此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.2 第二段安装2部JY-6绞车对拉选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：17提升距离：590m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg30t平板车自重：1100kg平板车载重：10600kg挂车数：4辆，钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-6额定牵引力：59kN绞车容绳量：650m绞车运行最大速度：1.25 m/s钢丝绳行型号： 619+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=n（GG0）（sina1cosa）PL（sina2cosa）g=1（10600+1100）（sin170.015cos17）2.165590（sin170.35cos17） 9.8=43 kN ma =6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号38290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号32140603，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax =Mg（sina+1cosa）=4（600+1800）+84.5+3109.8（sin17+0.015cos17）=29.1kN连接插销安全系数校验Aa1=QL1/FLmax=555.7/29.1=19.16连接环抗拉强度安全系数校验FLmax =Mg（sina+1cosa）=3（600+1800）+64.5+3109.8（sin17 +0.015cos17）= 21.8 kNAa2 =QL2/FLmax=590/21.8= 27.113此斜巷串车提升所使用连接件的安全系数符合要求。7.2.3 第三段安装1部JY-4绞车选型计算1、巷道概况及工作条件提升坡度：18提升距离：180m1t矿车自重：600kg矿车载重：1800kg30t平板车自重：1100kg平板车载重：10600kg挂车数：2辆，钢丝绳局部支撑在地辊上2、选用绞车及钢丝绳性能参数绞车型号：JY-4额定牵引力：45.2 kN绞车容绳量：240m绞车运行最大速度：1.2 m/s钢丝绳行型号： 619+FC-24.5-1670钢丝绳每米质量：2.165kg/m钢丝绳最小破断拉力：389kN3、选型验算（1）最大拉力验算Fmax=n（GG0）（sina1cosa）PL（sina2cosa）g=1（10600+1100）（sin180.015cos18）2.165180（sin180.35cos18） 9.8=41.1 kN ma =6.5（煤矿安全规程规定）故钢丝绳抗拉强度符合要求。（3）连接件验算此斜巷串车提升所使用的连接插销型号38290，连接插销质量m=4.5kg，剪切破断力为555.7kN；连接环型号32140603，连接环质量m=10kg，破断力为590kN，材质为Q235镇静钢。FLmax =Mg（sina+1cosa）=2（600+1800）+44.5+1109.8（sin18+0.015cos18）=15.3 kN连接插销安全系数校验Aa1=QL1/FLmax=555.7/15.3=36.36连接环抗拉强度安全系数校验FLmax =Mg（sina+1cosa）=1（600+1800）+24.5+1109.8（sin18 +0.015cos18）=7.67kNAa2 =QL2/FLmax=590/7.67=76.913此斜巷串车提升所使用连接件