采矿工程毕业论文

1、摘 要本次设计的是大斗沟3#煤层初步设计，井型1.2Mt/a。大斗沟煤矿3#煤层走向长度约7km，东西倾向约5km，井田面积35.4km2，只采3#层煤且井田面积较大，采用单水平开拓，将井田面积划分为四个带区。煤层平均厚度2.7m，结合斜井、立井的优缺点，决定用主斜副立开拓，主斜井斜长981m，倾角16°，采用胶带运输机运输，实现了井下的连续运输，副立井采用罐笼提升，井下运矿车辅助运输。由于井田面积比较大，考虑后期通风不容易和通风的安全，采用对角式通风，工作面采用U型通风，掘进工作面采用局部通风机通风，压入式通风。带区采用倾斜长壁开采，“三八”制生产，两班生产，一班准备，年生产330

2、天，工作面长度207m，两条风带斜巷宽4.6m，高3.2m，满足通风的要求，为满足高产高效的要求，本次设计本着一井一面的要求，带区只布置一个工作面，一个掘进面，实现全煤巷化，这大大减少了煤炭的损失，提高的产量。关键词：带区；倾斜长壁；对角式；高产高效；煤巷ABSTRACTThe mine coal design is about third coal seam of Da Dougao, which production capacity is 1.2million tons annuall. The length of this coal seam from east to west is

3、about seven kilometer ,from south to north is about five kilometer,and its area is 35.4 square kiometers .Beacuse its area is so large ,it is divided into four parts. The coal seam average thickness is 2.7 meter.Combining the advantages of shaft and slope ,the mine coal decided chosing main siope an

4、d side shaft devepment. The length of main oblique is 981meters ,the tip is 16°.The mian oblique use belt convey transportation,reasing the contionous transportation in underground . The vertical devepment use cage improve and the orbit large roadway use the car .Beacuse the eare is so large ,c

5、onsidering the difficulty of ventilation in future and making sure the safety ,the mine coal decide use diagonal ventilation ,the face use U type ventioonal and the heading face use local fan ventition . The band zone use longwall ming along the dip , there are three shifts every day ,for 330 days i

6、n a year. The length of mining face is 207 meters and the tailenter and headenters length is 4.6 meters ,width is 3.2 meters. For reasing the high production and high efficiency ,the band zone only put a ming face and a heading face, and the all hall put in coal seam, thus sharply reduce the coal lo

7、ss.Keywords: band zone ;longwall ming along the dig;diagonal ventilation;the high production and high efficiency;mine hall目 录1井田概述及井田地质特征11.1井田概述11.1.1 地理位置、交通条件11.1.2 井田的气候条件11.1.3井田的水文情况21.2 井田地质特21.2.1 区域地质构造简述21.3 设计煤层特征31.3.1 煤层埋藏条件31.3.2 煤层的围岩性质31.3.3 煤的特征32 井田储量和服务年限72.1 矿井工业储量72.2 矿井可采储量82.3

8、 矿井设计生产能力及服务年限93 井田开拓113.1井田开拓方式的选择113.1.1 工业广场和井筒的确定113.1.2工业场地的位置123.1.3开采水平及带区的确定123.1.4开拓方案比较133.2矿井基本巷道153.2.1井筒153.2.2主要开拓巷道204道布带区巷置244.1 煤层地质特征244.1.1煤层性质244.2带区巷道布置及生产系统244.2.1带区准备方式的确定244.2.2带区生产系统254.2.3带区内巷道掘进方法264.2.4带区生产能力及采出率265 采煤方法295.1采煤工艺方式295.1.1带区煤层特征及地质条件295.1.2确定采煤工艺方式295.1.3回

9、采工作面参数295.1.4回采工作面破煤、装煤方式305.1.5 工作面运输方式及运输机械315.1.6回采工作面支护方式355.2 矿井工作制度405.2.1 确定矿井工作制度405.3 回采巷道布置425.3.1 回采巷道布置方式425.3.2 回采巷道参数436 矿井通风及安全技术456.1 矿井通风系统的选择456.1.1 矿井通风方式的选择456.1.2带区通风系统的要求456.1.3工作面通风方式的选择456.2 矿井风量计算466.2.1 工作面所需风量的计算466.2.2备用面所需风量的486.2.3 硐室需风量506.2.4 其它巷道所需风量506.2.5 矿井总风量506.

10、3 安全灾害的预防措施516.3.1 预防瓦斯和煤尘的措施516.3.2 预防井下火灾的措施526.3.3 防水措施527. 矿井提升、运输和排水系统537.1副井提升概况537.1.1主井提升537.1.2 副井提升设备选型547.1.3 井上下人员运送557.2 带区设备选型567.2.1 胶带回风斜巷设备选择567.2.2辅助运输大巷设备选择567.2.3运输设备能力验算567.2.4井下排水设备及选型588设计矿井基本技术指标59参考文献61致 谢62山西大同大学煤炭工程学院2015届本科生毕业设计1井田概述及井田地质特征1.1井田概述1.1.1 地理位置、交通条件1. 大斗沟矿位于同

11、煤口全沟矿区，地理坐标为东经112°5726113°351，北纬40°0040°440。地理位置如图11，其交通非常便利，其交通示意图如下表11、表12所示。图1-1 大斗沟矿交通位置示意图2. 地形特点全矿区地形从东到西，逐渐变高，最高标高1426.6m，最低标高1190m，相对最大高差236.6m。1.1.2 井田的气候条件年降水量不均，年降水量最大为628mm，年最小降水量为259.3mm，最大日降水量79.9mm；全年日照时间平均为3111.4h，年日照百分率为68%；年蒸发量，平均为1847mm；大同风沙就严重，因此气候比较干。1.1.3井田的

12、水文情况大斗沟煤矿开采3#煤层，矿井最大涌量583m3/d，最小涌水211.7m3/d平均涌量水量358m3/d。表11 大斗沟矿至各站距离（km）车站乔村口泉平旺大同距离1871727表12 大同站至有关车站距离（km）线京包线北同浦站大秦线站二连北京呼市集宁太原平旺西韩岭湖东阳原茶坞秦皇岛距离4603822851273551013371013426531.2 井田地质特1.2.1 区域地质构造简述大斗沟井田位于同煤口全沟矿区，构造比较简单，为简单较类型，地层也比较平缓，倾角在0° 9°。1) 褶曲本井田项背斜相间，构造比较简单，地层倾角0° 9°。2

13、) 断层井田内较大的断层不甚发育，落差为12m小断层较发育。 本矿设计的是3#煤层，有一大的正断层：位于井田中南部，走向北30°西，倾向南60°西，倾角52°88°，落差4.317.4m，延展1400m。开采3#煤层，井下采掘发现。3) 陷落柱本井田开采3#时未发现。1.3 设计煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件3#煤层厚度2.053.56m，平均厚度2.77m,倾角最大9°，最小0°。3#煤层位于大同组的下部，上距K21标志层157.24181.40m，平均169.27m，下距K11标志层一般30m，为本矿开采之煤层，煤层厚2.206

14、.79m，平均4.14m。东部厚，西部薄。东部为11-112-1煤层合并区，一般厚3m，井田西分叉区煤厚2.012.18m。 1.3.2 煤层的围岩性质直接顶为主，老顶次之，伪顶不发育。伪顶：局部含有伪顶，为0.5m以炭质泥岩。直接顶：均有分布，厚1.0310.75m，为砂质泥岩细砂岩互层。老顶：厚4.0610.90m，为灰白色粗、中砂岩，单层结构稳定性好。底板：为深灰色砂质泥岩及细砂岩、粉砂岩互层，厚1.237.49m。煤层综合柱状图如图1-2所示。1.3.3 煤的特征1. 物理性质和煤岩特征3#煤层多为暗型煤，其次是半暗型煤，玻璃光泽，阶梯状断口，内生裂隙较发育，水平为层理块状结构。2.

15、化学成分和工艺性质1) 水分原煤水分一般在3.50%左右，14#煤水分略高,精煤水分低于2.50%，垂向上随着煤层的埋深加大,水分呈下降之趋势。图1-2 煤层综合柱状图2) 硫分：全矿井各煤层绝大部分为低硫煤，全硫含量一般不超过1%。3) 磷：其含量均低于0.05%，为特低磷一一低磷煤。4) 煤的元素组成：碳含量在82%85%之间；氢含量为4%5%；氧含量大部分低于12%。5) 煤的粘结性和结焦性各煤层Y值为0，焦渣特征大多为2，粘结性指数5，其粘结性很差。低温干溜试验，焦油产率在7%左右，可列为含油一富油煤，葛金焦型为B或A，结焦性亦很差。6) 煤灰熔融性：一般大于1250，为高熔灰分。20

16、01年8月同煤集团对大斗沟煤矿3#煤层进行采样试验其结果如下：水分Mad（%），原煤6.24，洗煤6.56灰分Ad（%），原煤4.13，洗煤3.48挥发份Vdaf（%），原煤32.86，洗煤30.95全硫St.d（%），原煤0.76，洗煤0.30发热量Qb.daf，原煤32.62MJ/Kg粘结指数GR.1为焦渣特征1煤灰熔融性ST为 1350，属高熔灰分3. 煤类的确定及煤的用途3#层的煤为不粘煤，以低灰、低硫、低磷而著称，是动力、发电、气化、食品及酿造业、铸焦的上好燃料。4. 煤的有害成分及可选性1) 不利成分：煤中含有的氮硫等有害成分很少，因此有利于环境的保护。2) 可选性粒级050mm占

17、全样76.586%，经洗选后精煤回收率为99.56%。 5. 煤尘本井田煤尘爆炸指数为29%37%，各煤层均有煤尘爆炸危险性，因此要做好洒水防尘等工作。6. 瓦斯通过抽采发现，3#煤层相对瓦斯涌出量为5.42m3/d。2 井田储量和服务年限2.1 矿井工业储量大斗沟3#煤层井田面积较大，呈不规则多边型，宽约，面积为35.4km2。3#煤层井田面积比较大，而且煤层倾角变比较大，因此将井田面积分成若干块进行井田工业储量的计算。按照煤层底板等高线划分块段，再将两相邻等高线间的块段根据等高线的变化灵活分为若干小块，原则是各小块的煤层倾角大致相同，首先求出两相邻阶段底板等高线所夹小块的水平投影面积(S)

18、及倾角()，然后根据以下公式求出真面积。 （2-1） 式中：S1煤层真面积，m2； S水平投影面积，m2； 煤层倾角，(°)；再将各个小块的相加便得到煤层的真面积。根据煤层厚度及容重，由以下公式可计算出矿井的工业储量： （2-2）式中：Zg矿井工业储量，万t;S1煤层真面积，m2； D煤层厚度，m； 煤的容重，t/m3。各分快如图2-1所示：计算得S1为35400430.8m2；D为2.7m；根据资料，3#煤层视密度为1.4t/m3。带入公式2-2得矿井工业储量为13425万吨。图2-1 井田面积分块图2.2 矿井可采储量矿井可采储量按下式计算 (2-3)式中：ZK矿井可采储量，万t

19、； Zg矿井工业储量，万t； P永久煤柱损失量，万t，永久煤柱损失约占工业储量的8%； C采区回采率，因为3#煤层开采高度为2.05-3.56m，平均厚度2.7m,属于中厚煤层，因此采区回采率取0.8。其中，Zg为13425万吨；计算得Zk=9880万吨。2.3 矿井设计生产能力及服务年限矿井的基本井型及类别见表2-1：表2-1 矿井井型分类井型年产量（Mt/a）大型矿井1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0及以上中型矿井0.45、0.6、0.9小型矿井0.09、0.15、0.2、0.3小煤矿0.060.08、0.030.05、以下矿井生产能力是与井田采盘区划分紧密联系并且相互适应的。

20、矿井的生产能力要根据井田储量，地质资料以及技术因素的限制，除此之为矿井产量及生产制度要符合国家的规定，在结合服务年限进行验算。根据国家有关要求，矿井的产量与服务年限的下限值要求如表2-2所示：表2-2 先建矿井设计服务年限矿井设计生产能力/Mt·a矿井设计服务年限/a第一水平设计服务年限/a倾角<25°倾角25°到45°倾角>45°6.00及以上70353.00到5.0060301.20到2.40502520150.45到0.9040201515矿井的设计生产能力用如下公式计算; （2-4）矿井工业储量9880万t， 设计生产能力，

21、1.2Mt/a； 矿井储量备用系数，取1.4 则： A=ZK/TK=9880/(50)=1.4Mt/a （2-5）最终决定本矿的设计产量为1.2M/a,由此的服务年限为： T=Zk/AK=9880/1201.4=58.2a，因此，确定矿井产量1.2Mt/a，服务年限58年。3 井田开拓3.1井田开拓方式的选择3.1.1 工业广场和井筒的确定1.工业广场确定工业广场的占地面积，根据国家有关煤炭方面的规定，工业场地占地面积指标如3-1如下表所示：表3-1 工业广场面积参数井型（Mt/a）占地面积指标（ha/0.1Mt）.4及以上21.00.490.31.8本矿

22、设计的生产能力为1.2Mt/a,故工业广场的面积如下： （3-1） 故设计的工业广场的尺寸为，工业广场的面积为1.44105m2。2井田开拓的基本问题。（1）井筒的形式井筒有立井,斜井和平硐三种型式，平硐最简单，斜井次之，立井最为复杂。 平硐开拓受地形埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。 ，施工设备与工序比简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提升能力小；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。 当煤层倾

23、角比较大，煤深比较大，表土层复杂时，采用立井开拓。根据该矿井的地质条件，煤层埋藏较浅，最浅的地方有99.02m，最深的地方有247.1平均埋深为180m；煤层倾角较小，平均倾角1.76°，属于缓倾斜。井上地形较为平坦，无太大起伏，总体地势南高北低，因而不适宜平硐开拓。由于煤层埋藏较浅，表土层薄，无流沙层，井筒不需要特殊施工。因此，双立。（2）井筒位置的确定井筒位置的确定应从整个矿井运输，上下水平的接提上考虑等等，本矿井田面积比较大，分了四个带区，为了兼顾每个带区的运输和通风，将主副井筒确定在井田中央，风井放在井田边界，具体位置如下所示：主井井筒中心位置：经度545042，纬度4434

24、149；副井井筒中心位置：经度545174，纬度4434147；风井井筒中心位置：经度545387，纬度4434082。3.1.2工业场地的位置为减少压煤，工业场地的位置选择在主、副井口附近。工业场地的形状和面积地面积为14.4公顷。m2的矩形，面积为1.44105m2。工业场地的位置及形状如下图3-1所：3.1.3开采水平及带区的确定本井田主采煤层为3#煤层，每层倾角最大没超过9°，属于近水平煤层，煤层厚度变化不大，因此为节省开掘费用和建井成本，采用单水平开拓 ，将煤层划分为东西南北四个带区，中间布置大巷，倾斜长壁开采。图3-1 工业广场位置图3.1.4开拓方案比较（1）提出方案根

25、据矿井的实际情况，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，分别如下图所示：方案一：主斜井981m,，倾角为15°，副斜井 700m，主井下部设煤仓，图3-2所示。图3-2 双斜井开拓剖面图方案二：主副井采用石门与大巷相连，提升，副井采用罐笼提升如图3-3所示：3-3 双立井开拓剖面图方案三：首采面的位置都与方案相同，如图3-4所示：图3-4 主斜副立开拓剖面图 由于井田面积比较大，分成四个带区，工业广场布置在井田中央，如果采用中央并列式通风时，前期通风容易，后期困难，后期还要开专门的风井回风。考虑到经济的问题 最终决定用对角式通风，对角式通风安全可靠，一个分井出现问题，另一个风井还能承

26、担回风任务。虽然对角式通分前期风井可能费用大，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底由于井田面积比较大，分成四个但从后期考虑，对角式通风更合理。（2）技术方案的比较：方案一与方案二是斜井与立井的比较，方案三是主斜副立混合开拓，斜井和立井个有优缺点，最后结合地质条件，再经过粗略的经济比较，决定采用主斜副立开拓。通风方式如果采用中央并列式通风时，前期通风容易，后期困难，后期还要开专门的风井回风。考虑到经济的问题 最终决定用对角式通风，对角式通风安全可靠，一个分井出现问题，另一个风井还能承担回风任务。虽然对角式通分前期风井可能费用大，但从后期考虑，对角式通风更合理。（2）技术方案的比较： 本次设计

27、的是大斗沟3#煤层，煤层平均厚度2.7m，倾角1.76°，煤质坚硬，顶底板比较稳定，表土层不复杂，不需要特殊施工，经过粗略的经济估算，本矿井终采用主斜副立井开拓。3.2矿井基本巷道3.2.1井筒（1）主井主斜井井形，净断面为15.5m2，倾角16°为27m2，掘进长度为108.8m。基岩段掘进断面为18.4m2，掘进长度为601m。井筒断面如图3-5，3-6 。图3-5 主井表土层断面图图3-6 主井基岩断面图（2）副立井断面如图3-7所示。 风速校核：验算式： VQ/MSVmax式中：V，m/s；Q通过井筒的风量，m3/s；S井筒的净断面积，m2；M井筒的有效断面系数，圆

28、形井为0.8；，Vmax， 经验算，所选井筒直径能够满足规程规定，符合要求。（3）回风井井筒断面图如图3-8所示，风井断面特征如表3-3所示。 图3-7 副立井井筒断面图经验算，所选井筒直径能够满足规程规定，符合要求。（3）回风井井筒断面图如图3-8所示，风井断面特征如表3-3所示。 图3-8 风井断面布置图表3-2 风井断面特征井型1.20Mt/a净断面积19.63井筒直径5m基岩段毛断面积26.42井深265m表土段毛断面积26.42(2) 井底车场井底车场联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，

29、并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操。由于本矿井巷主斜井采用胶带输送机实现连续运煤，故主斜井不设矿车轨道，井底车场布置图如图3-9所示。图3-9 井底车场布置示意图1主斜井；2副立井；3中央变电所；4水泵房；5管子道；6水仓；7调度室；8电机车2库及修理间；9材料及工具房；10人车场；11等候室；12煤仓；13联络巷。（1）井底车场的形式和布置方式根据矿井的开拓方式，主斜井、副立井和大巷的相对位置关系，确定采用环行井底车场；副立井、井底车场铺设轨道，利用矿

30、车进行辅助运输；大巷辅助运输采用架线电机车牵引矿车运输，在井底车场设调车线和重、空车线，以满足井底矿车调度。胶带输送机大巷通过井底煤仓与主斜井提升系统连接，井底煤仓·位于井底车场水平以下，联系方便，保证煤的连续运输。(2)硐室井底硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、消防材料库、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、保健室、机头硐室、联络巷等。1）水仓布置及清理水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。根据水仓的布置要求，水仓的容量为： Q=SL (3-2) 式中：Q水仓的容量，m2； 水仓有效断面3.28m2； 水仓长度，35m。水仓布置在井底车场空重车线的一侧，水仓

31、开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为14.5m3/h，最大涌水量为24.375m3/h，所需水仓的容量为：Q0=14.58=116m3/h3.2.2主要开拓巷道 我国煤矿常用的巷道断面形状是梯形和直墙拱形，其次是矩形。巷道本矿井第一水平运输大巷、主石门及总回风巷道服务年限较长，终和本井田的实际情况,用半圆拱形断面，运输大巷断面图如图3-10所示，运输大巷断面特征表如图3-3所示；轨道大巷断面图如3-11图所示，轨道大巷特征表如图3-4；回风大巷断面图3-12所示，回风大巷特征表如图3-5所示。图3-10 运输大巷断面图表3-3 运输大巷断面如下表所示断面（m2）长度（mm）净掘宽高间排距锚深规

32、格L×14.216.24800390080016001900×16图3-11轨道大巷断面图表3-4 轨道大巷特征掘进断面16.6 m2锚杆间距800 mm喷层厚度100 mm净断面14.3 m2锚深1600 mm巷道坡度3水沟S掘0.36 m2锚杆排距800 mm岩石硬度F=46水沟S净0.20 m2锚杆排数12根净周长14.8 m每米锚杆数15根图3-12 回风大巷断面图表3-5 巷道特征表掘进断面16.7m2锚杆间距800mm型式树脂锚杆净断面15.7m2锚杆排距800mm外露长度100mm掘进宽度4800mm锚杆长度2100mm喷层厚度80mm掘进高度4000mm锚杆

33、直径16mm巷道坡度3净周长15 m排列方式菱形岩石硬度F=464道布带区巷置4.1 煤层地质特征 1带区位置设计首采带区（一带区）位于井田东翼，大巷北部。2带区煤层特征带区所采煤层为3#煤层，其煤层特征：3#煤半亮型煤居多，半暗型煤次之，玻璃光泽，条带结构，阶梯状断口，内生裂隙较发育，水平层理块状结构；煤层平均厚度2.7m，煤层倾角3°10°。 4.1.1煤层性质1，煤层围岩性质：以直接顶为主，老顶次之，伪顶不发育。伪顶：局部含有伪顶，为0.5m炭质泥岩。直接顶：均有分布，厚1.0310.75m，为砂质泥岩细砂岩互层。老顶：厚4.0610.90m，为灰白色粗、中砂岩，单层

34、结构稳定性好。底板：为深灰色及细砂岩、粉砂岩互层，厚1.237.49m。2，水文地质构造带区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为上覆砂岩、粉砂岩等弱含水层裂隙水，预计正常涌水量为14.9t/h，最大涌水量为24.3t/h4.2带区巷道布置及生产系统4.2.1带区准备方式的确定1. 带区煤柱在开采的过程中，条带之间采用顺序开采的开采形式，为保证带区巷道的稳定性，以及保证采空区的瓦斯以及涌水不会危机到掘进巷道人员的安全，根据国家有关要求，带与带之间留设15m的保护煤柱。2.条带要素首采带区一带区位于大巷北侧，走向长平均3246m，倾向长平均2432m。带区内划分16个条带，条带平均长2432m，宽

35、232m,工作面长207m，两条条带斜巷均宽4.6m。3. 开采顺序首采带区为一带区，然后依次采二、三、四带区。带区内留设15m条带煤柱，故各区段之间采用顺序开采，首采工作面为1011工作面，然后顺序下一个条带。4. 带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统，工即：工作面西侧（进风侧）布置一条进风巷，东侧（回风侧）布置一条巷道，工作面上隅角瓦斯采用定期抽放。5. 带区运输带区内条带运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到运输大巷胶带运输机，带区内辅助运输采用矿车车运输，材料车从井底车场出来，经轨道大巷到风带运料斜巷，再到工作面。4.2.2带区生产系统1. 运煤系统煤由工作面刮

36、板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机大巷胶带输送机井底煤仓主斜井皮带地面。2. 辅助运输系统工作面设备材料经副立井罐笼运至井底，用矿车运至工作面。运输路线如下：地面副立井1160井底车场轨道石门轨道大巷分带运料斜巷工作面。3. 通风系统带区1101工作面风流路线为：副立井井底车场轨道石门轨道大巷分带运料斜巷工作面 分带回风斜巷 回风斜巷 回风石门 东风井。 采高为2.7m,根据建设高产高效矿井的要求，本矿只设一个综采工作面，一个终矸石由矿车经由由于带区运料斜巷到轨道进风大巷运至井底车场，再由罐笼提至地面。5. 供电系统供电：地面变电站副立井中央变电所轨道石门轨道大巷带区运料平巷工作面。6排

37、水系统工作面的水会自动流入分带斜巷水仓，由水泵抽至大巷水仓，再由主排水泵排至地面。4.2.3带区内巷道掘进方法分带斜巷的掘进采用掘锚一体机进行掘进，掘进的同时打眼安装锚杆。掘进通风：采用局部通风机通风，由于巷道太长，每个掘进工作面配备两台足功率的局扇，通风方式为压入式。4.2.4带区生产能力及采出率1. 带区生产能力1）综采工作面的生产能力，计算方法如下： （4-1）式中：A0所设计的工作面生产能力，Mt；L工作面长度207m；M割煤厚度，2.7m；V0工作面年推进长度，V0=330×8×0.63=1663.2（m/a）；煤层容重，1.4t/m3；C0割煤回采率，取c0.9

38、5。则：A0=207×2.7 ×1663.2×1.4×0.95=1.23（Mt）带区生产能力为： （4-2）式中 n 同时进行的工作面的个数，n=1； k1带区掘进出煤系数，取k1=1.1； k2工作面之间出煤影响系数，n=1时，k21。则 AB=k1k2 1.1×1×1.23 1.36 Mt >1.2 Mt矿井设计井型为1.20Mt/a，带区生产能力为 1.36 Mt/a，能满足矿井的产量要求。2. 带区采出率带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算： 带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量

39、×100% 带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占3%；带区内条带煤柱不可回收损失；带区内断层煤柱损失等。由于大采高工作面产量大，只布置一个大采高工作面即可满足矿井产量要求。1）中厚煤层综采工作面的生产能力，按下式计算：式中： A0工作面生产能力，Mt；L工作面长度，207m；M0割煤厚度，2.7m；V0工作面年推进长度，V。=330×8×0.63=1663.2（m/a）；煤层容重，1.4t/m3；C0割煤回采率，取c0.95。则：A0=207×2.7 ×1663.2×1.4×0.95=1.23（Mt）带区生产能力为： （

40、4-3） （4-4）式中： 同时生产的工作面数：n=1带区内工业储量为：29Mt带区内实际采出煤量为：23.8 Mt则：带区采出率 = 23.8/29×100% =82.0%本次设计的矿井首采带区采出率为80.0%，符合煤炭工业设计规范规定。5 采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1带区煤层特征及地质条件本次设计带区所采煤层为3#煤层，采高2.7m，煤层倾角3°10°度结构简单，赋存较稳定。带区没有大断层影响。煤质硬度为11.5，煤的容重为1.4t/m3。顶板主要以直接顶，老顶为主，伪顶发育较小：局部含有伪顶，为0.5m炭质泥岩。直接顶：均有分布，厚1.0310.7

41、5m，为砂质泥岩细砂岩互层。老顶：厚4.0610.90m，为灰白色粗、中砂岩，单层结构稳定性好。底板：为深灰色砂岩和砂岩。，带区瓦斯涌出量很小，煤层无自然和爆炸性。正常涌水量为14.9m3/h，最大涌水量为24.3m3/h。5.1.2确定采煤工艺方式本矿所采带区煤层平均厚度为2.7m，倾角8°，煤质与顶板都比较坚硬。本带区地质条件较好，因此决定采用倾斜长壁采煤方法，工作面沿走向布置，倾向推进。为满足高产高效的要求，采用先进的机械设备，以减少边角煤的损失。5.1.3回采工作面参数1.工作面长度的确定根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿走向布置，倾向推进；工作面长度为207m，区段

42、长平均2433m，采高2.7m。工作面布置两条斜巷：西侧布置一条，为进风巷；东测布置一条，为回风巷，兼做运输、行人巷。2.工作面推方向和推进度为减少巷道维护工程量以及获得良好的通风效果，工作面采用后退式回采。考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，确定首采区工作面平均倾向长度为2433m。结合矿井设计生产能力和所选用滚筒采煤机技术参数，可得出综采工作面的生产能力。5.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面由滚筒采煤机破煤，刮板输送机运煤，部分未落入刮板机的煤，由输送机上的铲煤板来装入溜槽。本次设计所选采煤机MG400I920-WD,刮板输送机选SGZ880/800W。滚筒双向割煤法

43、，即采煤机往返一次进两刀。采煤机及刮板输送机技术特征见表5-1、表5-2。1.进刀方式本次采用端部斜切割三角煤进刀进刀方式，进刀方法如图所示。图5-1 采煤机斜切进刀示意图 (a)进刀段 (b)斜切进刀并移直输送机 (c)割三角煤过程 (d)开始正常割煤1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机表51 采煤机技术特征型号MG400/920-WD采高(m)2.04.0适应煤质硬度f=13煤层倾角（°）018截深（mm）0.63滚筒直径（m）1.82.24牵引方式电牵引无链牵引力（kN）600/400牵引速度（m/min）8.7滚筒中心距（mm）11700卧底量（mm）416电压（V）114

44、0冷却方式水冷喷雾除尘方式内、外喷雾控顶距（mm）2616最大不可拆卸尺寸（长×宽×高） /质量（mm/t）8500×1195×1332/9.5总重（t）46制造厂家郑州煤矿机械厂5.1.5 工作面运输方式及运输机械1.回采工作面运煤方式回采工作面滚筒采煤机破煤，回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到带区皮带运输平巷。再经皮带运输平巷运至运输大巷。2.刮板输送机选型刮板输送机选型原则：刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲移式刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中单链；煤质有硬有软时，选用中双链。输送

45、机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤层底版较松软时才选用闭底式。综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般24台，应优先选用双电机双机头驱动方式，根据采煤机的实际生产能力为中心，输送机、液压支架、转载机和可伸缩胶之相适应，才能充分发挥各种设备的最大性能。根据采煤机的实际生产能力为中心，输送机、液压支架、转载机和可伸缩胶带输送机等设备与之相适应，才能充分发挥各种设备的最大性能，本次所选设备符合三机配套原理。采煤机的实际生产能力与采煤机的牵引速度有关，由经验得采煤机的实际生产能力如式： （5-1）式中：QC采煤机运行时的实际生产能力，t/h; VC采煤机的实际牵引速度，一般综采为34m/min

46、； S采煤机的截深，0.8m； M工作面的平均采高，2.7m； 煤的容重，1.4 kg/m3； K工作面采出率，0.95。由上式得： （5-2）因此工作面的输送机的能力应大于所选采煤机的实际生产能力，即 （5-3）式中： QS工作面输送机的能力，t/h。根据实际，并考虑与采煤机的配套，选用SGZ-880/800W型刮板输送机其技术特征见表5-2。表5-2 刮板输送机技术特征项目单 位数 目型 号 SGZ880/800制造厂家 张家口厂运输能力t/h1500设计长度m250出厂长度m250刮板链形式中双链电机布置方式平行布置刮板间距mm1080与采煤机牵引方式无链减速器速比1:38.25圆环链规

47、格mm34×126-199- C电压等级V1140链速m/s1.1中部槽尺寸mm1503×800×3443.转载机、破碎机选型按照对转载机的运输能力要求，选用SZZ-764/160型顺槽桥式刮板转载机。其主要技术特征见表5-4。根据所选SZZ-764/160型顺槽桥式刮板转载机的外形尺寸及其运输送能力，选用SB1200型破碎机。其主要技术特征见表5-4。表5-3 SZZ-764/160型转载机的技术参数表项目技术特征单位型号SZZ-764/160运输能力1500t/h链速1.4m/s电机功率型号YSB-160功率160kW电压1140V转速1470r/m转载长度4

48、0m中部槽尺寸500×764×222mm质量48.5t制造厂家西北一厂表5-4 破碎机的技术特征表型号破碎能（t/h）出口粒度(mm)进口料粒度（mm（KW）电压（V）SB12002000<3001000×800×80025011404.带式输送机选型根据转载机的输送能能力选用运输斜巷转载机，本次设计选用SSJ1200/2×200M型带式输送机。其主要技术特征见表5-5：表5-5 可伸缩胶带输送机技术特征表项目单位规格输送能力t/h1600输送距离m2700带速m/s3.5输送带宽度mm1200输送带强度N/mm1000传动滚筒直径mm8

49、00托辊直径mm133机尾搭接长度m18电动机型号YBKYS-2000电动机功率kW2×200电动机转速r/min1428电动机电压V1140制造厂家郑州煤矿机械二厂5.1.6回采工作面支护方式1 支架选型及布置本次矿井设计开采3#煤层是中厚煤层，工作面用的主要设备是液压支架。根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并结合实际情况，选用支撑掩护式液压支架及其相配套的端头支架。支架选型原则：支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件相适应；支护断面与通风要求相适应，根据以上原则，并考虑到“三机”配套原则，选择ZZ4800/1.8/3.8型支撑掩护式液压支架，从工作面机头到机

50、尾分别布置150架，布置4架端头支架。支架技术特征见表5-6。表5-6 支架技术特征项目单位数目型 号 ZZ6400/1.8/3.8型 式 支撑掩护式支撑高度m1.83.8支架宽度m1.431.60中心距m1.5初撑力kN3524工作阻力kN6400支护强度MPa0.83泵站压力MPa31.5MPa支架重量t16t移架步距mm850对底板比压(Mpa)mm0.7适应煤层倾角<35°2 控顶设计和支架支护强度校核(1) 支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算： （5-3）式中：H工作面采高，3.56m； R上覆岩层密度，2.5t/m3； F计算工作阻力，kN； S支架的支护面积m： （5-4）L 支架的顶梁长度；C支架的端面面积；Z支架的中心距；本支架的支护面积S= (0.34+3.3)1.5=5.445m则：F8×3,56×2.5×9.8×5.445 ×1033799kN根据机