煤矿工作面设计说明书

1、采矿工程专业课 程 设 计 说 明 书题目：上湾煤矿东一带区设计（180万t/a）姓 名： 吴天伟 张 欢 班 级： 采矿061班 学 号： 08 09 指导教师： 陈 刚 设计时间：2009年11月16日至2009年12月24日黑龙江科技学院课程设计任务书姓名：吴天伟、张 欢 设计题目：上湾煤矿东一带区设计 二、已知技术参数上湾煤矿东一带区位于井田中部。西部以F1断层为界，东部以F9断层为界。浅部以煤层露头为界，深部以F15断层为界。走向长1000米，南北倾斜长760米。设计带区为2层煤，平均厚度为3.9米，倾角为21。三、设计要求设计生产能力为1.80Mt/a的带区。 四、设计的主要内容设

2、计带区采用倾斜长壁采煤法开采，一个工作面达产。五、工作量课程设计说明书一本（共五章），图纸两张。 六、工作计划第一周完成设计说明书的第一、二、三章，第二周完成第四章，第三周完成第五章，第四、五周计算机绘图，第六周小组答辩。 指 导 教师： 陈 刚 2009 年 11 月 16 日摘要本设计为上湾煤矿东一带区位于井田中部设计1.80Mt/a的新带区设计。此矿带区内有2层煤全区可采，且其均为厚煤层，煤层平均厚度为3.9m，走向长度为1.96km，倾向长度为1.2km，煤层平均倾角为11。本井田内可采储量为20.52Mt，服务年限为7.1年。煤的工业牌号为焦煤。本设计采用带区俯斜开采，联合开采和集中

3、大巷布置，大巷采用10t架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输。采煤方法为倾斜长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化一次采全高，采空区处理方法为全部垮落法。 关键词： 井田开拓 开采水平 倾斜长壁 采煤工艺AbstractThe design for the coal mine on the East Bay area is located along the central well field design 1.80Mt / a design of a new band. The ore belt region may have two layers of coal mining region, a

4、nd its seams are thick, the average coal seam thickness of 3.9m, towards a length of 1.96km, tend to a length of 1.2km, the average coal seam inclination of 11 . The recoverable reserves within Ida 20.52Mt, service life of 7.1 years. Industrial grades of coal for coking coal. This design uses a band

5、 bow incline mining, mining and concentration combined roadway layout, roadway with 10t shelf linear motor traction 5t bottom dump car transport. Inclined longwall mining method for mining law, mining technology for integrated mechanization of mining full-time high, treatment of mined-out area for a

6、ll caving method.目 录摘要IABSTRACTII第一章 带区地质情况第一节 带区概况1第二节 地质特征1第二章 带区储量与生产能力第一节 带区储量3第二节 带区生产能力3第三节 带区服务年限4第三章 带区方案设计第一节 采煤方法的选择5第二节 带区巷道布置5第三节 巷道断面设计9第四章 回采工艺第一节 落煤14第二节 支护15第三节 采空区处理方法16第四节 采煤工艺17第五节 生产技术管理17第六节 采煤方法图的设计及绘18第七节 安全技术措施20第五章 带区生产系统第一节 带区运输23第二节 带区通风24第三节 局部通风系统设计29第一章 带区地质情况第一节 带区概况一、

7、交通位置东山矿位于东山市西南方向，距离车站15公里，矿区专用铁路线在东山火车站与新兴铁路接轨处。东山至锦州的公路在井田西部通过，交通十分便利。二、自然地理1)井田地形地貌该区地貌形态属于老年期剥蚀堆积的丘陵地带，地形比高差异不大，自东南向西北地势逐渐减低，地面标高为-120米至-143米，平均-130米，井田东南边界外为闾山山脉，其最高峰达700米以上。2) 气象情况东山地区气候主要受西伯利亚蒙古气候控制，一年中冷得早，暖得晚，全年降水量少，蒸发量大，冬春二季风大，历年平均风速为1.03.7米秒，最大风速18米秒，每年终霜期于5月3日前后，秋霜始于见于9月7日前后，无霜期为146天。3)煤业开

8、发史东山井田为新开发的煤田,所以无开发史。4)工农业及原料供应状况东山井田周围有农田和国有林地分布,可为矿区提供一部分农产品及生产资料.矿井建设及生产所需设备可由附近省市厂家提供。5)水源及电源东山水源来自开采地下水,能够满足生产与生活需要，生产与生活用电均来自东山市供电局。第二节 地质特征一、带区范围内的地质情况：矿区内的地层大都为粗砂岩和泥岩，矿区处在东山盆地，无大的褶皱。可采煤层3层。1）地质构造本带区范围内的主要地质构造为断层，见断层特征表： 断层编号断层性质走向（）倾角（）落差（m）控制程度F1正N27WNW506518可靠F9正N1718WSW407322较可靠F15正W23EWE

9、476215可靠2）本带区煤层赋存状况及可采煤层特征侏罗系上统地层。共有可采煤层3层，为全部可采。见煤层特征表。 本带区煤层赋存状况表煤层号厚度层间距(m)走向长（m）倾斜长（m）顶板岩性底板岩性最大-最小平均最大-最小平均煤14.535-4540.019601200粉砂岩中砂岩粉砂岩中砂岩煤33.119601200粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩二、岩石性质、厚度特征本井田可采煤层顶底板岩石经粉砂岩、泥岩为主，含水性较小，裂隙不是很发育，向斜北异岩石胶结硬度较软，遇水易澎涨，巷道不易维护，过轴南，以粉砂岩和细砂岩为主，局部有砂岩及砂砾岩，胶结硬度较大，向斜轴部、轴面劈理较发育，易导水。下表为本带区煤层柱

10、状图。三、水文地质情况 东山矿区地形起伏平坦，无河流，自西南往东北逐渐增高，标高在-130米以下 。四、沼气、煤尘及煤的自燃性煤层瓦斯成份：原精查勘探共采瓦斯成分样55个，其化验结果为：CH4： 82.688.9；CO2：1.43.8；N2 ：7.714.9。在8689年期间抚顺煤研分院与东山局一起要在井田南部高德3层煤揭开高德3煤时，过行了煤的瓦斯压力和含量变测量工作。结果本矿井为高瓦斯矿井。第二章 带区储量与生产能力第一节 带区储量一、储量计算:储量计算公式为： （2-1）Q-储量（万吨）S-煤层面积（m2）m-煤层厚度（m）d-煤的容重（t/m3）根据带区煤层底板等高线可知：带区有可采煤

11、层2层，总厚7.6米，带区平均走向长度1960米，平均倾斜长度1200米，所以 =196012007.61.4=2502.53（万吨）第二节 带区生产能力一、回采工作面年生产能力AO = LlmrK3（ 吨/年） （2-2）式中： AO回采工作面年生产能力，吨；L工作面推进度，m/a；l工作面长度，m；M煤层厚度，m；R煤的容重,t/ m3K3工作面的回采率,取0.930.97。本带区采用综合机械化采煤工艺，工作制为三八制，二班半采半班准备，双向割煤往返一次割两刀，截深为0.6米，一年工作330天，工作面长度为Z=200米，工作面的回采率取K3=0.95，所以年推进度为L=70.6330=13

12、86m 所以 AO =LlmrK3=13862004.51.40.95=165.90（万吨/年）二、带区生产能力带区生产能力的煤主要来自回采工作面。掘进出煤一般不超过10%。A=nAOBK(万吨/年) （2-3）式中： A-带区生产能力(万吨/年)；AO-每个回采工作面的生产能力 万吨/年； n-带区同时生产的工作面个数（个）；B-掘进出煤率 取1.051.10K-工作面产量不均衡系数（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1，两个工作面时取0.95，三个工作面时取0.9。）设计带区为二层煤，平均厚度为3.8米，倾角为11，考虑其维护费用与服务年限，采用带区开采方式，设单工作面实行后退式开

13、采，掘进出煤率取B=1.08，工作面产量不均衡系数K取1。所以 A=NAOBK=1165.901.081=179.18（万吨/年)第三节 带区服务年限一、煤柱损失保安煤柱的留设：为了安全生产，设计带区依据煤矿安全规程规定，留设保安煤柱如下： 各煤层在带区边界处留设20m煤柱。 煤层露头留设30米煤柱 下部受断层影响，120米宽采出困难，留设煤柱，待开采结束后回采煤柱 旧带区边界及断层两侧留设20m保护煤柱，结合本带区的具体情况按以上方法可计算得到带区服务年限T与带区生产能力A的关系如下；T=Z/AZ=（ZC-P）KZ带区可采储量ZC带区工业储量P永久煤柱损失K带区回采率结合本设计带区的具体情况

14、，按以上方法可计算得到，煤柱损失为278.8万吨。所以可采储量为： Z=（ZC-P）K=（2502.53-278.8）0.8=1778.98(万吨)带区服务年限： T=Z/A=1778.98/1.4179.18=7.1年第三章 带区方案设计第一节 采煤方法的选择采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计带区的实际情况，采用合理的采煤方法。我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种：表3-1 采煤方法技术特征表序号采煤方法体系整

15、层与分层推进方向采空区处理采煤工艺适应煤层基本条件1单一走向长壁采煤壁式整层走向垮落综、普、炮薄及中厚2单一倾向长壁采煤壁式整层倾向垮落综、普、炮薄及中厚一、选择采煤方法的制约因素带区煤层赋存状况及地质条件开采水平的划分和带区巷道布置现有技术及设备带区储量、生产能力及服务年限等二、采煤方法的选择本设计带区宽为1960m，倾斜长度1200m，第一开采水平布置在-130m标高处。采区内共有可采煤层2层，煤层平均倾角11，煤层平均厚度分别为4.5m,3.1m，围岩稳定，无明显的其他地质构造。根据本采区的实际情况，采用倾斜长壁单翼后退式采煤方法，这种采煤方法煤炭损失少，劳动成本低，劳动条件好，容易实现

16、集中生产和高产高效，便于管理。第二节 带区巷道布置一、带区走向长度本带区平均走向长度为1960m，东、西部各有一条断层边界，北部也有一个断层边界。分带走向工作面长200m，倾向1200m左右，布置16个工作面。二、带区形式带区内在两煤层中下部岩石中布置运输大巷和回风大巷，且回风大巷高于运输大巷。作为整个带区的主要运输大巷。各分带通风行人巷由底板绕道与运输大巷相联通。带区内分条带开采。采用U型后退式通风。采区形式为单翼开采。三、区内煤层开采顺序先采1号煤层右侧工作面，然后开采3号煤层右侧侧工作面，一次上下两层煤联合开采，采用俯斜式下行开采。四、带区斜巷布置采用两条斜巷，一条运输斜巷，一条轨道斜巷

17、，考虑到本设计矿井为高瓦斯矿井，煤层倾角为11度左右，带区生产应考虑瓦斯突出等事故。带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷相同，层位相同，各自的下部车场工程量相同，从而保证了每层煤仰俯斜工作面采止线能顺畅地贴近，避免了在采止线附近维护采空区巷道和Z形通风现象的发生。带区斜巷的层位按穿过一水平煤层群剖面图几何中心考虑。带区斜巷倾角均取最佳角度24度，带区运输入风斜巷中的设备选用铸石刮板运输机，投资少，运营费低。带区运料回风斜巷中的运输设备可选用绞车硐室在斜巷上部的单钩串车运输方式也可采用绞车硐室在斜巷下部的单轨吊车运输方式，还可以采用内燃机车牵引的单轨吊车，实现从带区运料回风斜巷的辅助运输的连续化。

18、带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷一般是平行交替布置，它们之间的间距是一个工作面的长度，在最下部煤层中的集中回风大巷相连，构成回风回路，这条回风联络巷始终担负回风任务。同理带区运输入风斜巷在类似位置也有一回风联络巷，其功能是在带区运输入风斜巷仅担负掘进任务时为掘进工作面回风；当带区运输入风斜巷担负运输，入风和掘进任务时，回风联络巷中的风门关闭，分带运输巷的掘进工作面的回风与两个回采工作面串联，即“半掘串一采”。五、带区下部车场布置1、煤矿矿井井底车场和硐室设计规范的规定（1）带区车场和硐室的设计，应根据带区巷道布置、带区生产能力和服务年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水

19、文情况等因素进行全面考虑确定；（2）带区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中；（3）带区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形，跨度大时视围岩情况也可采用三心拱形，应优化选择锚喷支护，当锚喷支护有困难时，也可采用其他支护方式。带区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。根据煤炭装车地点的不同，可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式。因为运输能力的限制不可采用石门装车式，采用底板绕道或大巷装车式车场。六、带区煤仓形式，容量及支护1、带区选用的是垂直式煤仓，主要优缺点是仓体受力性能好，较少发生填塞现象，但受条件限制。2、煤仓容量(1)按采煤机连续作业割一刀的容量计算Q=

20、QO+LmbrC0kt 式中： Q带区煤仓容量QO防空仓漏风留煤量（吨）一般取5-10吨L工作面长度（米）m采高（m）b进刀深度（m）r煤的容重CO工作面的回采率Kt同时生产工作面系数综采时取1，普采时取1+0.25nn带区内同时生产的工作面数目Q=8+2003.80.620.951=910吨(2)按运输大巷列车间隔时间内带区高峰期产量计算Q=QO+Qhtiad吨式中：Qh带区高峰期生产能力，t/h(一般为平均产量1.5-2.0倍)ti列车进入带区装车站的间隔时间，一般取高限1200-1800秒ad不均衡系数，机带区1.15-1.2，炮采取1.5故Q=8+316.540.51.2=197.92

21、吨(3)按带区高峰生产延续时间计算（QhQt时）Q=QO+（Qh-Qt）thcad式中：Qt带区装车站通过能力t/h（一般为平均产量的1-1.3倍）thc带区高峰生产延续时间，机采取1-1.5h，炮采取1.5-2hQ=8+（316.54-223.44）1.51.2=175.58吨取最大值Q=910吨一般带区煤仓容量可按下表取：带区生产能力Mt/a煤仓容量0.3以下50-100100-200200-300300-5001.00以上大于500所以本带区煤仓容量为910吨。3、煤仓结构及支护方式煤仓结构包括：煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和闸门装置。上部收口：为保证煤仓上部收口安全

22、与改善煤仓上口的受力状况，需以混凝土收口筑成圆台体。仓身：采用锚喷支护。下口漏斗及溜口闸门基础：煤仓下口混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可作成曲面圆台体以解决起拱堵仓问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁，灌入混凝土使其与大巷支护联为一体。4、带区硐室简介带区变电所一般宜设在围岩稳定，地压小，通风较好，无淋水的地点用电负荷中心。硐室与电器设备应有0.5m的通道，相互之间应留0.8m以上通道温度不超过30，必须有足够的照明，机电硐室应设置瓦斯自动检测报警断电仪，并配备便携式个体检测设备。带区变电所形式有一字形、人形和形，一般采用一字形，断面一般为半圆形，

23、用混凝土砌筑。带区硐室除带区变电所还应设有井下空气压缩硐室、机电硐室；压缩机房一般为半圆拱形用料石或混凝土砌筑，有条件可以锚喷。八、工作面长度的确定该带区设计产量为180Mt/a，一个工作面达产，即工作面日产量5454.5t/d。确定工作面长度的公式如下：A0=LlMc 式中： A0-工作面年生产能力，吨；L-工作面年推进度，M；l-工作面长度，M；M-煤层厚度，M；-煤的容重，吨/ M3；c-回采率，取0.95；即： L200m上式计算得到的L值，还应通过下述公式确定的工作面L来校核，若LL则L合理。L=（60VBCM）（QbSnP）式中：V工作面内允许的最大风速，取4m/s；B工作面最小控

24、顶距，m；C风速收缩系数； M工作面采高，m；Qb昼夜产煤一吨所需风量，m3/t；Sn循环进度，即机采面采煤截深，m；P煤层生产率，即单位面积上出煤量，P=MC，t/；昼夜循环数,即每日割煤刀数。L60440.94.5/(0.960.62.47)=406m，可见L200mL=406m，工作面长度合理。第三节 巷道断面设计一、巷道断面设计应满足的条件 1、保证人员通行安全； 2、合理布置该断面的管路及电缆等； 3、断面能过最大风量时，不得超过煤矿安全规程规定的风速； 4、按水量要求，设置水沟； 5、不得小于煤矿安全规程规定的最小净断面和最小净高度； 6、满足其他要求，如需在巷道一侧堆放坑木和材料

25、或安装其他设备等。二、巷道断面的选择1、选择断面形状应考虑的因素（1） 巷道所处的位置及围岩的物理性质、矿山压力的大小及作用方向；（2） 巷道的服务年限和用途；（3） 巷道的支护方式和支护材料；（4） 巷道施工技术及其装备的情况；（5） 邻近矿井同类巷道断面的断面形状及其维护情况等。当巷道围岩比较稳定，矿山压力不大，服务年限不长时，一般宜选用矿用式工字钢支架、锚杆或钢筋混凝土支架进行支护，其断面形状一般为梯形或矩形。如带区内的准备巷道和回采巷道。当巷道围岩不太稳定，矿山压力较大，且服务年限较大时，一般宜采用锚喷、混凝土砌碹或U形钢可伸缩性支架进行支护，断面形状一般为拱形、圆形或椭圆形。设计运输

26、大巷位于岩石中，顶板压力较大，服务年限较长且巷道围岩比较稳定，为了减少使用过程中掘进费用和维护费用，多采用拱形断面。拱形断面一般包括半圆拱、圆弧拱和三心圆拱形。在目前条件下多采用半圆拱。2、方案比较(1)半圆拱形断面：目前开拓、准备巷道和硐室普通采用的断面形状，多在顶板压力大，侧压小，无底鼓的条件下使用。(2)圆弧拱形断面：由于光爆锚喷支护的推广，拱部成形好，施工方便，多用于准备巷道。当跨度较大时，较半圆拱形断面利用率高。(3)圆形断面：围岩松软，有膨胀性，四周压力均很大，用其他形状不能抵抗周围压力时采用。(4)三心圆拱形断面：与半圆拱形比较，拱形承压能力差，但断面利用率高，适用与围岩坚硬的开

27、拓巷道，上（下）山和硐室。(5)椭圆形断面：当巷道四周压力很大时，且分布不均，根据顶压和侧压的大小，采用竖直或水平布置综合以上地质条件及方案比较，本带区集中运输大巷布置在岩层中，采用锚喷技术支护，开拓巷道顶压大，侧压小，无底鼓，故该设计带区考虑采用半圆拱形断面的运输大巷。三、巷道断面尺寸的确定巷道断面净尺寸，应根据该巷道内运行车辆或其它运输设备的最大轮廓尺寸以及架设管线、行人、设备的运送、安装、检修和施工要求等因素确定，并应按通风要求进行计算。1、巷道断面净宽度的确定巷道净宽度是运输设备的最大轮廓尺寸，煤矿安全规程所规定的人行道宽度以及有关的安全间隙相加之和。另外当水沟设于人行侧，且水沟净宽大

28、于等于500毫米，应根据轨道铺设的要求加宽人行道拱形断面的主要运输巷道净宽度，综采矿井不宜小于3.0米，其它矿井不宜小于2.0米，拱形巷道的其它巷道净宽度不宜小于2.0米，矩形巷道断面净宽度不宜小于2.0米，梯形巷道断面顶部净宽度不宜小于1.8米。由于本带区年产180万吨，产量大，所以采用900毫米轨距，双轨中心距为1800毫米的双轨巷道。ZK710-9/550架线式电机车牵引，宽1360，高1550。长4500毫米。MD5.5-9型5.0t底卸式矿车4200长，宽1520，高1550。依据煤矿安全规程取人行侧宽c=1000，非人行侧宽a=500。 型号项目MD5.5-9名义载重量（kg）50

29、00容积(m3)5.5轨距(mm)900轴距(mm)1350自重(kg)2910最大牵引力(kN)58.8外形尺寸（长宽高）(mm)420015201550串车运行最小平曲线半径(m)12串车运行最小竖曲线半径(m)15备注底卸式5t底卸式矿车主要技术参数 型号项目 ZK710-9/550粘着重量（t）10轨距（mm）900电压（v）550牵引力（N）15092速度（km/h）11机车结构速度(km/h)25电动机功率(kw)224控制方式有触点直接控制制动方式机械电气轨道最小曲率半径(m)7轴距(mm)1100受电弓工作高度(mm)18002200外形尺寸(mm)450013601550架线

30、电机车主要技术参数则两电机车之间的距离为1800-1520=280200，满足煤矿安全规程的有关规定。设计带区双轨巷道布置，因此巷道净宽度：B=a1+b+c1B巷道净宽度，；a1非人行侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，；c1人行侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，；b轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，；故巷道净宽度为：B=a1+b+c1=（500+1520/2）+1800 +（1000+1520/2）=4820。1、 拱形巷道净宽度： H=h3-hb-h0式中： H巷道净高度，；h3墙高，；hb从巷道底板到道碴面的高度，由铺轨参数确定，；h0拱形巷道拱高，。（1）拱高：半圆拱

31、形巷道拱高为巷道净宽度的一半，即：R= h0=B/2=2410；（2）墙高：为了满足行人安全、运输通畅，设备运送，安装和检修的需要，拱形巷道墙高在一般情况下可以参照表3-3-1中公式进行计算。表3-3-1 拱形巷道净高计算参照表按人行高度要求计算h31800+ hb-；按架线电机车导电弓要求计算h3h4+hc-按管子悬吊高度要求计算导电弓h3h5+h7+hb-电机车h3h5+h7+hb-按1.6高度范围内人行宽度要求计算h31600+h0-按设备上缘至拱壁最小安人行侧h3h+hc-确定巷道壁高h3： 按架线式电机车导电弓子要求确定h3：h3h4+hc- ；按煤矿安全规程规定，取h4=2200，

32、查表选用30/m钢轨，再查表得hc=410，道碴高度hb=220；取n=500，k=360，b1=B/2-a1=4820/2-1260=1150.故h32200+410-=1440 按管道装设要求确定h3： h3h5+h7+hb- h5渣面至管子底高度；h7 管子悬吊件总高度；m导电弓子距管子间距；b2轨道中线与巷道中线距离；D压气管法兰盘直径。按照煤矿安全规程要求取h5=2000，h7=900，m=300,D=335, b2=B/2-c1=4820/2-（1000+1520/2）=650；故 h32000+900+220-=1216 ；按人行高度要求确定h3:h31800+hb- ； 其中j

33、距壁j处的巷道有效高度不应小于1800，j100，一般取j=200。h31800+220- =1069。综上计算，并考虑有一定的余量，确定本巷道壁高为h3= ，则巷道断面净高度H=h3-hb+h0=1800-220+2410=3990.2、 确定巷道断面面积S：巷道设计掘进宽度：B1=B+2T=4820+2200=5220.巷道设计掘进高度：H1=H+hb+T=3990+220+200=4410巷道设计掘进断面面积：S1=B1(0.39B1+h3)=5220（0.395220+1800）=20.0m2巷道净断面面积：S=B(0.39B+ h3)=4820(0.394820+1800)=17.7

34、m23、水沟（1）一般布置在行人侧。当非行人侧有适当的空间时，亦可布置。应尽量避免穿越轨道或运输机。（2）确定水沟流速时，应以煤，泥等杂物不沉淀为原则。设计采区水沟采用混凝土砌筑，最大流速510m/s。当运输大巷和回风大巷的掘进工作面超过采区沿走向的中央位置一定距离（100m左右）后，即可开始采区的工作。首先，在带区沿走向的边界位置，由运输大巷开掘带区下部车场，并由此在距离煤层底板1520m的岩石中开掘轨道斜巷，当斜巷掘至带区上部边界时，开切眼，轨道斜巷与运输斜巷连通，形成通风回路布置工作面。在掘进上述巷道的过程中，要将下部的带区煤，带区变电所等硐室及相关联络巷道掘完，并完善车场。这样第一区段

35、的采煤工作面就准备完毕。各巷道及硐室的规格质量经检验合格后，即可安装机电设备移交生产。第四章 回采工艺第一节 落煤一、落煤方法采用倾斜长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.6米，根据本带区设计生产能力为180万吨，采煤机适宜选用MXA-300/4.5型。 采煤机技术特征表型号项目生产能力(t/h)910采高(m)2.34.5截深(m)0.6滚筒直径(m)2.0截割速度(m/s)3.9牵引力(kN)200400牵引速度(m/min)08.6牵引方式无链牵引电动机型号DMB/3005电动机功率(kw)300电动机电压(v)1140灭尘方式

36、内、外喷雾拖电缆方式自动卷电缆外形尺寸(mm)（长宽高）1271723421905主机48.5附件179三、采煤机进刀方式方案比较：（1）直接推入法进刀：分析：其过程与单滚筒采煤机直接推入法进刀相同。因该方式需提前开出工作面端部切口，而且大功率采煤机和重型输送机头（尾）叠加在一起，推移困难，固而很少采用。（2）综采面中部斜切进刀分析：中部斜切进刀方式可以提高开机率，适用于较短的综采面，采煤机具有较高的空牵引速度；工作面端头空间狭小，不便于采煤机在端头停留并维修保养；采煤机装煤效果较差的综采面。但是采用该方法，工作面工程规程质量不易保证。（3）滚筒钻入法进刀分析：钻入法进刀需求采煤机滚筒端面必须

37、布置截齿和排煤口，滚筒不用挡板。若用门式挡煤板，钻入前需将其找开，并对输送机机槽，推移千斤顶，采煤机强度和稳定性都有特殊要求，采高较大时不宜采用。（4）工作面端部斜切进刀分析：综采面斜切进刀，要求运输及回风平巷有足够宽度工作面输送机机头（尾）尽量伸向平巷内，以保证采煤机滚筒能割至平巷的内侧帮，并尽量采用侧卸式机头，若平巷过窄需要人工开切口。四、采煤机割煤方式采煤机往返一次割两刀，双向割煤，采高4.5米最大牵引速度8.6米/分。五、合理截深的选择根据设计产量、生产能力以及采煤方法等要求，选择截深为0.6 m的采煤机。第二节 支护一、 支架选型及规格的确定由于煤层顶底板均为粉砂岩后泥岩，属于中等稳

38、定顶板，老顶属于级，老 顶来压明显。矿井为高瓦斯矿井，选架时要求通风良好，选用掩护式支架，优点是掩护式支架，反撑力大，切顶性强，防护性能好，通风面大，稳定性好。在选取支架时，通常所选用支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右，最小结构高度比最小采高小250350mm.煤层顶底板岩性为粉砂岩，判断为中等稳定顶板，老顶为级顶板周期来压明显。有关BY-3600-25/50液压支架的特征参数详见下表BY3600-25/50型支架参数支架型号BY3600-25/50支架型式掩护式支撑高度（m）2.55.0使用条件煤层厚度(m)3.04.8煤层倾角(度)25工作阻力（KN）3600初撑力（KN）309

39、2操作方式邻架外形尺寸（长宽高）(mm)60201430（长宽）支架中心距(mm)1500支护强度(MPa)0.610.53支架移架步距(mm)600支架重量(t)22.00生产厂北京煤机厂二、工作面支架布置方式工作面上下端头各配置一组从柱，与端头支柱和过渡架，其余为中间架，可以采用排头锚固架，中间架的防倒千斤顶组成锚固站，中间架增设斜拉千斤顶，保证移架质量，移架数。防止相邻架脱离，坚持每移必调。第三节 采空区处理方法一、确定采空区处理方法 随着采煤工作面的不断向前推进，顶板悬露面积越来越大，为了工作面的安全和正常生产，就需要及时对采空区进行处理。由于顶板特征，煤层厚度和保护地表的特征要求等条

40、件不同，采空区有多种处理方法，但最常用的是全部垮落法。全部垮落法，当工作面从开切眼推进一定距离后，主动撤除带区工作空间以外的支架，使直接顶自然垮落以后随着工作面的推进，每隔一段距离就按计划回柱放顶，这样可以减少工作面的控顶距，而且由于顶板垮落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。本带区为倾斜长壁采煤法，采用全部垮落法处理带空区。二、确定控顶距及放顶距，以及特种支架形式控顶距：放顶距根据采煤机及液压支架型号确定。根据采煤机的最大移动步距，工作面最大控顶距为4600mm，最小控顶距为4000mm。端头支护：工作面上、下采用锚梁网支护，端头液压支架护顶。第四节

41、 采煤工艺一、 采煤机工作面生产能力：Q采=60MBRKVc式中： M煤层厚度 B工作面截深；Kt1/(t2+t3+t4) 取0.4；R容重；1.4Vc采煤机最大牵引速度；Q采604.50.61.40.48.6=780t/h年产180万吨，所以日产量为：Q日=142.89/330=5454.54t所以本带区每小时出煤4762/20=273t在选用机械化采煤的工作面，其工艺过程太简化，设计时应注意设备的配套，以采煤机的生产能力为只要依据，而其他配套单机（如运输机，转载机等）的生产能力应略大于采煤机的生产能力。选择综采工艺，即在综合机械化采煤，选用性能优良的较大功率的采煤机， SGZ730/180

42、刮板输送机，液压支架及其他配套设备进行生产。选择理由为综合机械化与普通机械化相比有工作面单产高，回采功效高，生产安全等优点。采煤工艺主要包括落煤，装煤，运煤，工作面支护和带空区处理五个方面。(1)落煤 使用双滚筒采煤机割煤，双向割煤往返两刀，上行割煤，移架，推移输送机，下行重复上行时的工序，截深0.6m.(2)装煤 采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。(3)运煤 由刮板输道机经转载机胶带输送机运到带区煤仓，然后由大巷装车站运于井底车场。(4)支护 工作面内部使用掩护式液压支架支护；工作面端头支护方式为基本支架支护，并采用超前支护方式，超前20m左右。(5)带

43、空区处理方法有全部垮落法，缓冲法，刀柱法和充填法。本带区采用全部垮落法处理带空区。第五节 生产技术管理一、作业形式： （一） 采煤机工作方式1、 采煤机的转向和位置采煤机滚筒转向为“右顺左逆”。位置为“前顶后底”。2、 方式和进刀方式往返一次割两刀，端部斜切进刀。 （二） 移架工作面采用掩护式支架，随采煤机割过后，顺序移架距同采煤机截深。 （三） 移输送机工作面放置两部刮板输送机在近煤壁和靠带空区侧各设一部，两部输送机在放煤后同时移动。二、循环方式：本带区工作制度采用三八制，即“二班半采煤半班准备”。第六节 采煤方法图的设计及绘一、回采工作面劳动组织表工种出勤人数一班二班三班合计班长2226采

44、煤机司机336支架工5510泵站司机112端头支架工448电修工33612检修工55巷道维修工55杂活工2226合计20202060二、技术经济指标表序号项目单位指标1工作面倾角（度）112工作面长度m2003工作面采高m4.54进刀深度m0.65日进度m/d76日产量t/d54557昼夜出勤工工778回采工效率t/工879截齿消耗kg/万吨4010乳化液消耗kg/万吨6011工作面回采率%8012油脂消耗kg/万吨60第七节 安全技术措施一、煤柱的一般规定（一）带区边界和分带巷道煤柱带区边界煤柱一般1020m（两个带区之间），当带区边界亦为井田边界时煤柱尺寸大小按井田边界煤柱要求留设；分带巷

45、道煤柱宽度为520m，厚煤层则取上限。护巷煤柱（如大巷、带区上、下山等）留设时，在使用安全的前提下，还应便于煤柱回收。 当带区处于带压开采（如受岩溶水威胁）时，所留煤柱还必须满足隔水要求，在突水危险区域开采时，所留煤柱必须是安全的隔水厚度，具体留设方法要求必须按照在矿井水文地质规程规定执行，一般来说井田边界煤柱40米，河流保护煤柱为河床两侧各留40米，大的断层一侧留煤柱1540米有时也根据具体情况而定。1、 井巷两侧煤柱运输大巷为岩石大巷无留煤柱，分带运输巷与分带通风巷间留设20m煤柱。2、 境界煤柱该带区边界上部以断层为界，根据断层落层特留设35米煤柱。采区下部以运输大巷为准预留20米保护煤

46、柱，带区两部边界预留19米保护煤柱。3、 老窑或旧带区边界煤柱该带区内无老窑或旧带区，不需要留煤柱。 二、瓦斯爆炸的措施 瓦斯爆炸必须同时具备三个条件（1）瓦斯浓度在爆炸范围内；（2）高于最低点燃能量的热源存在的时间大于瓦斯的引火感应期；（3）瓦斯空气混合气体中的氧气浓度大小12%后一条件在生产井巷中是始终具备的，所以瓦斯爆炸的措施就是防止瓦斯的积聚和杜绝或限制高温热源的出现。（一）防止瓦斯积聚所谓瓦斯积聚是指瓦斯浓度超过2%，其具体超过0.5m3现象。1、 搞好通风：有效的通风是防止瓦斯积聚的最基本最有效的方法，瓦斯矿井必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风。局部通风机风筒末端靠近

47、工作面，放炮时间内也不能中断通风，向瓦斯积聚地点加大风凉和提高风速等等。2、 及时处理局部积聚的瓦斯：生产中容易积聚瓦斯的地点有：采煤工作面上的隅角，独头掘进工作面的巷道隅角，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的顶板附近，停风的盲巷中，综采工作面放煤口及带空区边界处，以及采掘机械切割部分周围，等等。及时处理局部积聚的瓦斯，是矿井日常瓦斯管理的重要内容，也是预防瓦斯爆炸事故，搞好安全生产的关键工作。(1)、采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理我国煤矿处理采煤工作面上隅角瓦斯积聚的方法很多，大致可以分为以下几种：迫使一部分风流流经工作面上隅角，将该处积聚的瓦斯冲淡排出。此法多用于工作面瓦斯涌出量不大（小于23

48、m3/mm），上隅角瓦斯浓度超限不多时，具体做法是在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障。全负压引排法，在瓦斯涌出量大、回风流瓦斯超限、煤炭无自燃发火危险而且上区段带空区之间无煤柱的情况下，可控制上阶段的已带区密闭墙漏风，改变带空区的漏方向，将带空区的瓦斯直接排入回风巷道内。上隅角排放瓦斯，最简单的方法是每隔一段距离在上隅角设置木板隔墙（或风障），敷设铁管，利用风压差，将上隅角积聚的瓦斯排放到回风口50100米处。如风筒两端压差太小，排放瓦斯不多时，可在风筒内设置高压水的或压气的引射器，提高排放效果。在工作面绝对瓦斯涌出量超过56m3/min的情况下，单独采用上述方法，可能难以收到预期效果，

49、必须进行邻近层或开采煤层的瓦斯抽放，以境地整个工作面的瓦斯涌出量。(2)、综采工作面瓦斯积聚的处理综采工作面由于产量高，进度快，不但瓦斯出量大，而且容易发生回风流中瓦斯超限和机组附近瓦斯积聚。处理高瓦斯矿井综采工作面的瓦斯涌出和积聚，已成为提高工作面产量的重要任务之一，目前采用的措施有：加大工作面风量。例如有些工作面风量高达15002000m3/min。为此，应扩大风巷断面与控顶宽度，改变工作面的通风系统，增加进风量。防止采煤机附近的瓦斯积聚。可采取下列措施：增加工作面风速或采煤机附近风速。国外有引起研究人员认为，只要采取有效的防尘措施，工作面最大允许风速可提高到6m/s。工作面风速不能防止采

50、煤机附近瓦斯积聚时，应采用小型局部通风机或风、水引射器加大机器附近的风速。3）顶板附近瓦斯层状积聚的处理如果瓦斯涌出时较大，风速较低（小于0.5m/s），在巷道顶板附近就容易形成瓦斯层状积聚。层厚由几厘米到几十厘米，层长由几米到几十米。层内的瓦斯浓度由下向上逐渐增大。据统计英国和德国瓦斯燃烧事故2/3发生在顶板瓦斯层状积聚的地点。预防和处理瓦斯层状积聚的方法有：加在巷道的平均风速，使瓦斯与空气充分地紊流混合。一般认为，防止瓦斯层状积聚的平均风速不得低于0.51m/s。加在顶板附近的风速。如在顶梁下面加导风板将风流引向顶板附近；可沿顶板铺设风筒，每隔一段距离接一短管；或铺设接有短管的压气管，将积

51、聚的瓦斯吹散；在集中瓦斯源附近装设引射器。将瓦斯源封闭隔绝。如果集中瓦斯源的涌出量不大时，可采用木板和粘土将其填实隔绝，或注入砂浆等凝固材料，堵塞较大的裂隙。4）顶板冒落孔洞内积聚的瓦斯处理常用的方法有：用砂土将冒落空间填实；用导风板或风筒接岔（俗称风袖）引入风流吹散瓦斯。5）恢复在大量瓦斯积聚的盲巷或打开密闭时的处理措施对此要特别慎重，必须制定专门的排放瓦斯安全措施。1、抽放瓦斯这是瓦斯涌出量大的在这里或采区防止瓦斯积聚的有效措施。2、经常检查瓦斯浓度和通风状况这是及时发现和处理瓦斯积聚的前提，瓦斯燃烧和爆炸事故统计资料表明，大多数这类事故都是由于瓦斯检查员不负责，玩忽职守，没有认真执行有关

52、瓦斯检查制度造成的。（二）防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝。生产中可能发生的热源，必须严加管理和控制，防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能力。规程规定，严禁携带烟草和点火工具下井；井下禁止使用电炉；井口房、抽放瓦斯泵房以及通风机周围20m内禁止使用明火；井下需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，应严格遵守有关规定；对井下火区必须加强管理；瓦斯检定灯的各个部件都必须符合规定，等等。采用防爆的电气设备。目前广泛采用的是隔爆外壳。即将电机、电器或变压器等能发生火花、电弧或赤热表面的部件或整个装在隔爆和耐爆的外壳里，即使壳内发生瓦斯的燃烧或爆炸，一致引起壳外瓦斯事故。对煤矿的弱电设施，根据安全火花的原理，采用低电流、低电压，限制火花的能量，使之不能点燃瓦斯。供电闭锁装置和超前切断的控制设施，对于防止瓦斯爆炸有重要的作用。因此，局部通风机和掘进工作面内的电气设备，必须有延时的风电闭锁装置。高瓦斯矿井和煤（岩）与瓦斯突出矿井的煤层掘进工作面，串联通风进入串联工作面的风流中，综采工作面的回风道内，倾角大于12并装有机电设备的采煤工作