毕业论文-屯留3#煤层矿井设计

屯留井田位于山西省屯留、襄垣县境内，潞矿集团的西部，矿区对外交通有太(原)焦(作)铁路、邯(郸)长(治)铁路和太(原)洛(阳)公路。太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦铁路的夏店站距潞矿集团约7km,距五阳站16km。以夏店站为起点距太原市约230km,距焦作市约204km,距邯郸市约216km。本矿选煤厂装车站距邯长铁路长治北站约29km。屯留矿井在潞矿集团西南23km处的后庄村北，距长治市约35km,距常村矿约11km。屯留县城在井田东南部6km处，有公路通往太原、临汾、长治等市。交通比较方便。矿井交通位置见图1-1。武乡县武乡县沁县襄垣县潞城县微子镇长治北林县长子县长治县涉县屯留井田位于太行山中段西侧，长治盆地西部。井田内广为第四系黄土覆盖。北部西部边缘为高原丘陵地带，冲沟发育，地形复杂，仅沟底有零星基岩出露。中部绛河由西向东流入漳泽水库，形成河谷阶地。南部及工业场地附近地形较平缓，总体上地势为西北高，东南低，井田内最高点在北部的老干庄东南的白云山(+1113.1m),最低点在屯留县南侧1Km的绛河河滩处(+906.3m),工业场地和东风井场地地面标高在十950～+970m之间。围内主要河流为绛河，为海河水系浊漳河的支流。由西向东穿越井田，注入漳泽本区属典型大陆性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温8.9℃,日最高年平均降水量为583.3mm,最大917.0mm,最小414.0mm,雨季集中在7、8、9三个月，日最大降水量109.7mm。年平均蒸发量为1755.3mm(高于降水量2.01倍);最高为1996.3mm,最低为年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为17m/s,最大风压为冰冻期为每年10月末到翌年4月，最大冻土深度为0.75m。表1-1井田地层特征表地层地层代号地层厚度最小~最大平均系统组第四系Q为黄褐色含砂亚粘土夹粉砂、细砂、中砂及粗砂和砾石组成，顶部为耕植土。叠系下统刘家沟组岩叠系上统石千峰组上部为紫红色泥岩，夹灰色结核灰岩；中、下部为黄绿、砖红色中及粗粒砂岩上石盒子组上部为灰绿~紫红色灰黄、灰白砂岩与泥岩互层；中部为泥岩、粉砂岩和细、中粗砂岩；下部为灰色粘土泥岩与砂岩互层下统下石盒子组顶部为铝质泥岩，含锰、铁质；中部为中粒砂岩夹细粒砂岩，中、下部为细砂岩与泥岩互层，偶见薄煤层；底部为中粒砂岩，含菱铁质结核山西组中部为粉砂岩、中粒砂岩及砂质泥岩；中下部为3号煤层；下部为砂质泥岩及粉砂岩炭系上统太原组为下部含煤地层，岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩、石灰岩及煤层。9、12、15-2、15-3号煤层位于本组的下部中统本溪组上部为泥岩、粉砂岩互层，中、下部为粘土泥岩及砖灰色铝质泥岩，底部局部发育有透镜状铁矿层陶系中统峰峰组一般20m局部为含煤地层之基底，上部为灰~深灰色石灰岩、白云质灰岩、中部为灰色石灰岩，下部为灰色、深灰色泥质灰岩(1)区域地质构造潞安矿区位于沁水煤田东部中段，处于华北断块区吕梁～太行断块沁水块坳东部次级构造单元的沾尚~武乡~阳城北北东向褶曲带中段，晋获断裂带西侧。矿(2)地层井田内及其外围广为第四系黄土覆盖，仅北部及西部沟谷中有二叠系上统上石盒子组，石千峰组及三叠系下统刘家沟地层出露。井田内地层从新至老有第四矿区主构造线近南北，以褶曲为主，向斜紧密，背斜开阔，断裂较少，地层表1-2主要褶曲特征表顺序褶曲名称位置产状走向倾角(度)长度1坪村向斜位于井田西部，北自贾庄，往南经岳底、坪村至西庄，贯穿全井田72余吾背斜往南经余吾镇、魏村至吴家庄东部11西部73余吾向斜位于井田中部，北自北庄，往南经秦庄被F27正断层所截4苏村背斜位于井田东部，北自安沟村西经刘村、后苏村、屯留县城往南为北段偏中、南段东部9西部55屯留向斜往南经东河北在堰槽村被东贾正断层所截中、南段井田内揭露的断层共33条，其中正断层10条，逆断层23条。落差大于30m的断层有9条(包括井田南、北边界断层),30～10m的断层有20条，落差小于10mm的有4条。断层特征详见表1-3。表1-3断层特征表序号名称性质产状最大落差控制点数及品级查明程度备注倾向倾角(度)ABC1余吾西逆断层逆E311基本查明含1个孔褶曲以北北东～南北向为主，贯穿全井田的褶曲自西向东依次有坪村向斜、余吾背斜、余吾向斜、苏村背斜及屯留向斜。其中以西部的坪村向斜和东部的苏村背斜构成井田内煤层起伏的基本形态。另外，还有东邓向斜和墙则背斜。井田主要褶曲特征见表1-3。此外，井田内有陷落柱6个，其主要特征见表1-4。(1)含水层及其水文地质特征井田内钻孔揭露的含水层为10层，其中中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层(I)、二叠系下统山西组3号煤顶板砂岩裂隙含水层组(IV～VⅡ)、基岩风化带裂隙含水层(IX)对建井和开采3号煤层有一定影响，第四系孔隙含水层(X)对立井施工有较大影响。其它5个含水层属弱含水层，对矿井开采影响甚微。对矿井施工和开采有影响的5个含水层自下而上分叙如下：1)中奥陶统峰峰组O2f石灰岩岩溶裂隙含水层(I)泥岩等组成。上部60m岩溶裂隙不发育，下部有串珠状小溶孔；但连通性差。结井田内奥灰延深孔除701号孔因发生孔内事故外，其余见明显含水层的钻孔水位标高均与区域水位标高一致(+600m)而未见明显含水层的钻孔则水位标高差2)二叠系下统山西组含水层组(IV~VⅡ)本含水层组为碎屑岩裂隙含水层组，包括K7(VI)、3号煤层顶板(VI)及K8砂水层是3号煤层直接充水含水层。根据抽水试验及邻矿排水资料，该含水层富水表1-5有关钻孔奥灰水静水位标高表见明显含水层未见明显含水层孔号水位标高3)基岩风化带裂隙含水层(IX)由于基岩风化程度受构造、岩性、埋藏深度及气侯等条件的影响，其富水性差异较大，裂隙发育程度也不同，厚度一般为50～70m,沿绛河两岸可达150m,由于被第四系覆盖，此含水层局部具承压性，局部地段直接与第四系含水层发生水力联系或出露地表，受大气降水影响明显。邻近的常村矿井，井筒施工至本含水层时，涌水量达278m3/h。4)第四系孔隙含水层(X)除井田北部基岩裸露区外广泛分布，由北到南逐渐加厚，最大厚度达139.48m,平均44.53m,由粘土、砂质粘土及粗～粉砂及砂砾组成。富水性由砂、砾层(2)井田内主要隔水层1)石炭系上统太原组底部及中统本溪组隔水层由泥岩、铝质泥岩、铁质泥岩及局部夹砂岩透镜体组成、透水性差，厚度为8.32～44.45m,平均20.76m。不整合于峰峰组灰岩岩溶裂隙含水层之上，阻隔其2)二叠系砂岩含水层层间隔水层(3)断层及陷落柱的导水性断层F24、F25正断层，对初期开采无影响。井田北中部有余吾、前苏村逆断层，断距分别为10～98m和46m,经抽水试验，均显现隔水性质，但由于抽水试验位置有(4)含水层的补给、迳流、排泄条件第四系含水层主要接受大气降水的补给，其次是与下伏基岩风化带的相互补基岩风化带含水层，主要接受第四系及大气降水的补给，在井田中南部第四煤层直接充水含水层为山西组、太原组含水层。井田内均无出露，补给条件差，且与上覆风化带、第四系含水层，下伏奥陶系中统岩溶裂隙含水层均有一定厚度的隔水层相隔，含水层组中夹数层隔水层形成平行复合结构，若无构造沟通或未遭受破坏，则各含水层相对独立，水力联系微弱。地下水运动主要以层间迳流为主，在断层或陷落柱附近，可能会与其1)常村矿井1995年投产，开采+520m水平，现矿井排水量在1000m3/d以上，大巷穿过2)王庄矿井目前开采+630m水平，其充水水源主要为3号煤层顶板砂岩裂隙含水层及下石盒子组砂岩裂隙含水层。历年来，随着开采面积的增大和深度的增加，涌水量(6)井田充水因素3号煤层主要受其顶板砂岩裂隙含水层的影响，由于开采时形成导水裂隙带，使其成为间接充水含水层。但导水裂隙带均根据邻近五阳矿7307工作面河下试采资料，深厚比大于22即可以安全采煤，而沿绛河两岸的钻孔资料表明，其深厚比均大于30,因此，在无其它因素影响下，受断层的影响，局部奥灰岩溶裂隙含水层抬升，缩短了奥灰与煤层的间距或使3号煤层与奥灰直接接触，加之奥灰岩溶水高水头压力的作用，奥灰岩溶裂隙含水层在局部地段也可能成为3号煤层的充水水源之一。如余吾逆断层，前苏村逆断层，文王山南正断层，东贾及F₂4、F₂s正断层等位置。计算范围为初期采区，开采煤层为3号煤层北至7勘探线，南至12勘探线，东为井田边界，西以经线38395000为界，面积约2.6×107m²。正常涌水量采用水文地质比拟法结果，取533m³/h,最大涌水量按800m³/h表1-6可采煤层煤层地质特征表地层煤层编号最小~最大一般煤层结构最小~最大平均煤层稳定程度顶底板岩性可采情况煤的容重顶板底板二叠系山西组3含夹矸1~3层稳定粉砂岩泥粉砂岩全井田可采潞矿集团漳村、五阳、石圪节、王庄四对生产矿井目前开采深度较浅，均属低瓦斯矿井，未发生过瓦斯爆炸及突出事故，煤层埋藏较深的常村矿为高瓦斯矿方法，经计算屯留矿井的相对瓦斯涌出量为12m³/t(但在矿井的初期开采区域，矿井的相对瓦斯涌出量为9.28m³/t)。所以，屯留矿井属高瓦斯矿井。(1)钻孔煤层瓦斯在历次地质勘探中，共对近100个钻孔用解吸法进行了瓦斯采样，井田内主要煤层瓦斯含量与成分测定结果统计见表1-7。据煤层瓦斯成分，本井田瓦斯分带应为沼气带，仅局部为氮气～沼气带。煤层号瓦斯含量23(2)井田瓦斯地质分析综合瓦斯测试结果看，主要煤层瓦斯含量较高，其最大值可达21.05ml/g.r。并且上部3号煤层瓦斯含量略高于下部的15号煤层。分析其原因主要为：1)煤层的伪顶为泥岩、炭质泥岩组成，直接顶多为泥岩、粉砂岩、局部为中、细砂岩。易赋存瓦斯。2)褶曲：从3煤层甲烷含量等值线图来看，较高的甲烷含量点多分布在向斜两翼，推测向斜轴部瓦斯含量有可能进一步增大。较低的瓦斯含量点多分布在背斜部位，同时也受煤层顶板岩性变化的影响。3)断层：本井田断层较发育，大小断层多达33条，且以逆断层为主，断层落差在8～270m之间。主要分布在井田的中部。由3煤层甲烷含量图等值线来看，断层附近钻孔甲烷含量一般较低。(3)瓦斯涌出来源分析3号煤开采时瓦斯主要来自本煤层。(4)地质报告中瓦斯涌出量预测及概算的瓦斯储量3号煤层为主采煤层，瓦斯涌出量与含量之比一般为1.5～2.5倍，根据井田新建井设计规模、产量及3号煤层瓦斯含量变化情况，选取中间值2作为系数去乘以各孔瓦斯含量，可计算出各孔处的瓦斯涌出量。概算3号煤层瓦斯储量为101.60(5)瓦斯突出预测地质报告中采用煤科总院抚顺分院的计算方法，计算出3号煤层属非突出危各煤层火焰长度在3～15mm之间，扑灭火焰的岩粉量为5～50%。各煤层煤尘均有爆炸危险性。3号煤层属不自燃煤层。井田内恒温带深度约为40m,温度为9.5℃,略高于该地区常年平均气温(8.9℃),本井田平均地温梯度为1.8℃/100m,属地温正常区。2井田境界和储量屯留井田位于太行山中段西侧，长治盆地西部。井田内广为第四系黄土覆盖。北部西部边缘为高原丘陵地带，冲沟发育，地形复杂，仅沟底有零星基岩出露。中部绛河由西向东流入漳泽水库，形成河谷阶地。南部及工业场地附近地形较平缓，总体上地势为西北高，东南低，井田内最高点在北部的老干庄东南的白云山(+1113.1m),最低点在屯留县南侧1Km的绛河河滩处(+906.3m),工业场地和东风井场地地面标高在十950～+970m之间。井田走向较长，平均走向长度约为10km;井田倾向长度平均约为6.5km,井田大致呈矩形分布。煤层较平缓，近水平分布，倾角为3~15°煤层厚度大约为式中：Q—煤炭资源储量(吨)s—煤层水平投影面积(平方米)m—煤层利用厚度(米)d—煤层容重值(吨/立方米)屯留矿的水平投影面积为：10000m*6500m煤层利用厚度为：5.99m煤层容重值：1.39t/m³所以该煤层的地质储量为：10000*6500*1.39*6.02=541196500t2.3井田可采储量表2-1工业广场占地指标表本矿井井型为180万吨/年，工业广场占地面积为：设计工业广场形状为长方形长为450m,宽为400m,围护带宽度为15m+950～+970m;按照+960设计。井田内及其外围广为第四系黄土覆盖，仅北部及西部沟谷中有二叠系上统上石盒子组，石千峰组及三叠系下统刘家沟地层出露出，表土层厚0~139.48m平均为44.53m,按照44.53m设计a.确定受保护面积。如图所示，在开拓平面图上通过建筑物四个角分别做平行与煤层走向和倾斜的四条直线，得矩形abcd。在矩形的外缘加上15m宽的维护带，得受保护面积b.确定受保护煤柱。通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜剖面1在这个剖面上，由维护带的边缘点m₁.n₁起在表土层以o=45度划两条保护线，即m₁m₂,n₁n₂。然后在基岩中于下山和过n'和k的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。以同样的方法在平行煤层走向的剖面2,按其走向移动角δ=75°作保护线，求得沿走向的煤柱边界A′B和C′D′,将n和A′B′,C′D′均绘制在平面图上，即得保护煤柱边界ABCD。煤柱是一个梯形。c.煤柱煤量计算地面标高960m。经计算工业广场煤柱梯形高为757.8m。S=1/2×(623.8+694.8)×2.3.2矿井边界煤柱煤量一般井田境界每侧留20～30m宽度的煤柱，根据屯留矿井地质条件和煤层特征，初步设计边界煤柱25m。工业广场保护煤柱压煤小于工业储量的5%,符合设计要求2.3.3断层保护煤柱本井田无特大的断层，只有一些小断层，所有断层长度总为2.9km,断层每侧留设保护煤Z=(Zc-P)CC——采区回采率，厚煤层不低于0.75,中厚煤层不低于0.80,薄煤层不低于0.85。Z=(541196500-4860000-687003矿井工作制度和生产能力矿井工作制度和设计生产能力是其他设计的依据，如采煤、通风、运输、提升设计等，每天净提升时间为16h。”因此，设计时按矿井年工作日330d,每天4班作业，每天提升能力3.2矿井设计生产能力及服务年限对于储量丰富，地质构造简单，煤层生产能力大，开采技术条件好的矿区宜建设大型矿当煤层赋存深，表土层厚，冲积层含水丰富，井筒需要特殊施工时，为扩大开采范围降能力不大，或为薄煤层，或地质构造复杂，或有煤与瓦斯突出危险，宜建中小矿井。由于本矿井煤层赋存较深，表土层较厚，且储量丰富，没有煤与瓦斯突出危险，因此，要见大矿井。初步确定本矿井的设计生产能力为180万吨/年。矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，本矿井计划用一个采区的一个高产、高效工作面保证全矿井的产量。主采煤层厚度5.99m,工作面长度180m,采煤机截深0.8m,每天进6刀，一年330d,工作面回采率97%,则综采面的生产能力为：=230.3万吨根据后面矿井运输提升部分的设计，矿井的各种辅助运输能力都能满足矿井生产能力的矿井的设计生产能力应与矿井储量相适应，以保证矿井有合理的服务年限。新建矿井及表3-1矿井及水平服务年限表矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一水平设计服务年限/a煤层倾角0°~25°煤层倾角25°~45°煤层倾角45°~90°6.0及以上Z——矿井可采储量，万t;A矿井设计生产能力，万t/a;3.2.4校核安全条件本矿为低瓦斯矿井，通过后面的通风设计可算出通风能力能够满足矿井设计生产能力的要求。矿井涌水量不大，排水容易，经校核矿井的安全条件也满足矿井生产能力的要求。综上所述，本矿井的设计生产能力为180万吨/年。服务年限167.49年。4井田开拓开拓设计是矿井设计的关键，它直接关系到矿井的布局，关系到矿井长远的技术经济效4.1井田开拓的基本问题(1)井筒形式的选择煤层赋存和地形等条件具有平硐开拓条件时，应首先考虑采用平硐开拓。当平硐以上煤层垂高或斜长过大时，多开地面出口有利时，可采用阶梯平硐开拓。对于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单的缓倾斜、倾斜煤层，应尽量采用由于屯留矿里矿井煤层埋藏较深，且倾角较小，所以由于屯留矿里矿井煤层埋藏较深，且倾角较小，所以，本矿井采用立井开拓方式。采用斜井或立井开拓时，新建矿井一般要开凿一对井筒，满足提升和辅助运输的需要并满足矿井通风和施工的需要。风井的个数是根据通风系统要求以及安全生产的需要合理确定的。若采用主井通风，用箕斗或胶带输送机井筒做风井时，应符合《煤矿安全规程》的规定。屯留矿井瓦斯涌出量相对较高，所以设1个主井、1个副井、1个风井。①对初期开采有利，即储量必须可靠，井巷工程量省，建井工期较短。②应使井田两翼储量大致平衡，即井筒应位于储量中心，利于井下运输、通风和开采系③尽量不占良田、少占农田。充分利用地形地貌布置工业广场，以便使地面生产系统合④井筒应尽量避免穿过流沙层、较大含水层、较厚的冲积层、有煤和瓦斯突出的煤层以及较大面积的采空区和大断层，以减少施工困难，并尽量少压煤。⑤工业广场和井筒应有良好的工程地质条件，不受洪水、岩崩、泥石流、滑坡及森林火⑥用斜井开拓时，应考虑井筒层位的合理选择，考虑其经济技术的合理性。风井位置应根据通风系统合理选择风井位置应根据通风系统合理选择③③采用对角式通风系统时，风井设在井田两翼上部边界。根据屯留矿的新井设计：产量为180万吨/年。为保证井下生产时有足够的风量并考虑司巩业以形极开采水平的确定是矿井设计的关键，它直接关系到矿井的基本建设投资及生产经营费用，是矿井开拓的重要参数。开采水平的高度根据煤层赋存条件、生产技术水平及水平接替等因其中开采水平有合理的服务年限很重要，必须符合规范规定。水平垂高可按下表选取：缓倾斜、倾斜煤层急倾斜煤层大、中型矿井小型矿井采用上下山开拓时，水平垂高可大于250m。部受自然条件限制时，且储量不多，深部境界不一致，设置开采水平有困难或不经济时，可根据以上标准，根据屯留矿井的实际情况，屯留矿设一个水平，带区式准备方式，采用倾斜长臂采煤法。水平标高为+400倾斜长臂采煤法。水平标高为+400m。开采水平布置的原则：②煤组(或煤系)底部有距离很近的富含溶洞水或含水层，不宜布置底岩石运输大巷，③井田走向较短，运输大巷服务年限不长，而煤层厚度又不大、大巷维护不困难时；④煤组(或煤系)底部有煤质坚硬、围岩稳固、无自然发火危险的薄及中厚煤层，经技⑤煤层赋存不稳定、地质构造复杂的中、小矿井，尤其是地方小矿井或生产勘探性矿井。动线之外，并留出10～20m的安全岩柱。多。但要注意，不要因取直巷道造成大巷维护不利和开采困难。分煤层(组)布置大巷时，上下煤层(组)的大巷方向应一致，平面位置宜重叠，便于留设矿井第一水平的总回风道应尽可能保持标高一致。当井田上部边界标高不一致时总回风道可按不同标高分段设置，但分段不宜过多。当井田上部冲积层厚、含水丰富，留有由于本矿为高瓦斯矿，本矿井的水平大巷布置在地板岩石中。回风大巷和辅助运输大巷也屯留矿平均倾角在9度左右，符合倾斜长臂采煤法的应用条件，因此，使用倾斜长臂采煤法。因此，井田内要划分成若干带区，带去内部再划分成若干分带。屯留煤矿第一阶段划分为3个带区，每个带区分为18个分带，采用多分带的带去准备方式，每六个分带组成一个统一的采准系统。井田范围内采用仰斜和俯斜开采顺序。同时生产4.2矿井开拓设计方案比较屯留井田位于山西省屯留、襄垣县境内，潞矿集团的西部，井田范围内地面标高约为+950～+970m左右，表土层及风化带厚度(垂高)约45m。井田内广为第四系黄土覆盖。南部及工业场地附近地形较平缓。总体上地势为西北高，东南低，井田内最高点在北部的老干庄东南的白云山(+1113.1m),最低点在屯留县南侧1Km的绛河河滩处(+906.3m),煤层下一+260m底板等高线为界，工业场地和东风井场地地面标高在十950～+970m之间。由于本井田地势平坦，表土层45m左右，且煤层埋藏较深，所以，确定采用立井开拓(主的方案都是基于立井开拓。现在将几种技术上均可行的方案进行经济比较。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，大巷设于下煤层底板下垂距为10m的厚层粉砂岩方案一：优点在于技术上简单，系统简单，生产环节较少，岩巷开凿少。缺点：采用俯斜开采的时候存在着下行回风的问题，底部瓦斯易积聚；方案二：优点在于不存在下行回风在技术上两方案都可行，但方案一的基建时间段，投产快，这对矿井的生产极为有利，况且下行回风的问题通过一些技术改良而得到改善并非行不通。因此，技术上方案一更加适本矿井在主井、副井、风井的施工上，方案二比方案一的井筒都要长，方案二的通风费用明显比方案一高。由于方案二比方案一多了一个水平，因此在准备巷道上要比方案一的费用高。很明显，经济投资上方案二明显高于方案一。本井田煤层平均倾角9°,采用带区式准备，不设上下山和石门，车场比较简单，在回综上所述，认为方案1和方案2在技术均可行，但经过经济比较发现方案1明显比方案2节约资金,最终选择方案1为井田开拓方案。由于本井田储量非常巨大，而设计的矿井年产量较小，因此实际操作与理论之间有一定的出入(1)设计主井井筒断面图4-4主井断面图井型180万吨基岩段毛断面积井筒直径提升容器对16吨箕斗井深井简支护混凝土井壁厚450mm,净断面积(2)设计副立井断面形状特征图4-5副井断面图井型井筒直径井深净断面积基岩段毛段面积表土段毛段面积180万tm提升容器井筒支护罐道规格罐道梁格一对It双层四车罐笼混凝土井壁厚充填混凝土厚球扁钢组合罐道槽钢2[28b组合悬臂梁井型井筒直径井深井筒断面积180万吨(1)确定井底车场的形式和各种硐室的布置①对于开采缓倾斜和倾斜煤层的立井和穿岩斜井，当井筒距运输大巷距离近时(如40~60米),可采用卧式环形车场或梭式车场；井筒距离运输大巷较远时(如大于120米),可采用刀式环形车场或尽头式车场；井筒距运输大巷适中时，选用立式车场；如井筒出车方向与大巷斜交，且距离较近时，可采用翻武环形车场；对中、小型矿井，无论甩车场或平车场，井底车场都可采用梭式车场。开采急倾斜煤层的矿井，可采用刀式环形车场或尽头式车场。②井底车场的形式应与矿井的井型相适应。大中型矿井可采用环形式或折返式车场。生产能力大于120万ta的矿井，可采用增设主井复线的环形式或车站式车场；井型大，大巷用带输送机运煤时可采用环形式或折返式车场。中、小型矿井，按距井筒的远近，可采用刀式③选择井底车场的形式还应考虑到地面出车方向的限制，有时要求采用斜式环形车场。井底车场的位置应选在坚硬、稳定的岩层中，避开断层和破碎地带。如果不得不在围岩不太图4.7大巷用胶带输送机的井底车场线路布置图如上图，采用胶带输送机代替矿在运煤，煤炭经输送机直接送入煤仓，用底在场只担负细助运输任务，故车场形式和路线结构有明显简化，实际上这只是一个带有机电绕道的单环行车场行车场医煤系统是：各采区煤以胶带输送机系统通过运输大巷汇集到中央煤仓，集中后由主井蓝斗装载出开。该矿开井底车场实际只担负辅助提升任务。副开设有罐笼，除担负部分矸石提升任务外，主要用于升降人员和下放材料提升任务外，主要用于升降人员和下放材料由各采区驶来的矸石列车与副井重车线解体后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车出场，材料的运行路线与矸石空车线相同。主井运煤采用胶带上仓方式，主井井底只掘至井底车场水平，煤仓及装载硐室均高于车场水平以上，故主井清理洒煤系统简单方便。(2)验算空、重车线长度运输大巷采用机车运行时，根据所选的电机车类型、矿车规格，验算主、副井空、重车容纳0.5～1列矿车。在出车线上应增设一段双道，作为材料和设备车的停放及编组之用，其长度对大型矿井应能容纳10以上的材料车；对中、小型矿井应能容纳5～10个以上的材料车。”m—列车数，应别为：1.5～2,或1.0～1.5;取1.5副井空重车线的长度至少为：4.4.1大巷断面设计本矿井为设计生产能力为180万吨的矿井，设计主水平运输大巷一般服务年限80年以上。根据《煤矿安全规程》规定，取人行道宽c=840mm,非人行道一侧宽a=400mm。根B=a₁+b+c₁=(400+1300/2)+1650+(1300/②确定巷道拱高ho半圆拱形巷道拱高ho=B/2=2087.5≈2250mm。③确定巷道壁高h₃I按架线电机车导电弓子要求确定h₃h₃≥h₄+he-[(R-n)²-(k式中：h₄—轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》,取hn—导电弓子距拱壁安全距离，取n=300mm;b₁=B/2-a₁=4175/2-(400+1335/2)故h₃≥2000+410-[(2088-300)²-(410+10Ⅱ按管道要求确定h₃h₃≥hs+h₇+h₉-[R²-(K+m+D式中：hs—渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》规定，取hs=1800mm;h₇—管子悬吊件总高度，取h₇=900mm;m—导电弓子距管子距离，取m=300mm;b₂=B/2-c₁=4175/2-(1335/2+840)=580mm;故h₃≥1800+900+220-[2088²-(360+300+335/2+I按人行道要求确定h₃综合以上计算并考虑一定的富余量，确定本矿井大巷的壁综合以上计算并考虑一定的富余量，确定本矿井大巷的壁高为h;=1800mm,则巷道的净高为H=h则巷道的净高为H=h₃-h,+h₀=1800-220+2250=4000mm。④确定巷道净断面积S和净周长P则S=4550×(0.39×4175+1380)=12642943.⑤用风速校核巷道断面本巷道采用锚喷支护，锚杆长1.6m,排距M'=0.8m,锚杆直径d=14mm,间距M=0.78≈0.8m,喷射混凝土层厚T₁=100mm,而锚杆露出长度故支护层厚度T=T₁=100mm。⑦选择道床参数根据大巷通过的运输设备，已选用30kg/m的钢轨，其道床参数h、h,分别为410mm和220mm,渣面至轨面高度h₄=he-h₀=190mm。⑧确定巷道掘进断面尺寸巷道设计掘进高度：H₁=H+h₀+T=3468+200+图4.8辅助运输大巷断面图表4-11辅助运输大巷断面特征围岩类别断面/m²喷射厚度m净周长m净掘宽高型式外露长度排列方式间排锚深规格岩巷树脂菱形128图4.9主运输大巷断面图表4-12主运输大巷断面特征围岩类别断面/m²净周长m净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格岩巷树脂菱形主石门布置在岩石中，采用半圆拱断面，利用锚网+喷射混凝土支护，巷道掘进采用液压钻车机械作业，其月进度为120m/月。巷道断面形状及特征如图所示：图4.10石门断面图表4-13石门断面特征围岩断面/m²喷射净类别净掘宽高厚度型式外露长度排列方式间排距锚深规格周长岩巷树脂菱形在本井田的开拓中，回风大巷布置在煤层底板中，布置在主运输大巷附近，位于运输大巷和表4-14回风大巷断面特征围岩类别断面/m²喷射厚度净周长净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格岩巷四路下5带区巷道布置屯留井田位于太行山中段西侧，长治盆地西部。井田内广为第四系黄土覆盖。北部西部边缘为高原丘陵地带，冲沟发育，地形复杂，仅沟底有零星基岩出露。中部绛河由西向东流入漳泽水库，形成河谷阶地。南部及工业场地附近地形较平缓，总体上地势为西北高，的绛河河滩处(+906.3m),工业场地和东风井场地地面标高在十950～+970m之间。(1)断层井田内揭露的断层共33条，其中正断层10条，逆断层23条。落差大于30m的断层有9条(包括井田南、北边界断层),30～10m的断层有20条，落差小于10mm的有4条。断层特征详见表1-3。表1-3断层特征表序号名称性质产状最大落差控制点数及品级查明程度备注倾向倾角(度)ABC1余吾西逆断层逆E311基本查明含1个孔(2)充水因素和瓦斯涌出量井田内钻孔揭露的含水层为10层，其中中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层(I)、二叠系下统山西组3号煤顶板砂岩裂隙含水层组(IV～VII)、基岩风化带裂隙含水层(IX)对建井和开采3号煤层有一定影响，第四系孔隙含水层(X)对立井施工有较大影响。其它5个含水层属弱含水层，对矿井开采影响甚微。根据《屯留井田勘探(精查)地质报告》有关瓦斯含量资料和3号煤层甲烷含量等值线图，的相对瓦斯涌出量为12m³/t(但在矿井的初期开采区域，矿井的相对瓦斯涌出量为9.28m³/t)。(1)水源矿井工业用水采用井下排水处理后复用。生活用水原准备取自常村矿井水源地奥灰水，(2)电源长治地区有华北电网主力电厂——漳泽电厂一处，处于漳泽水库大坝东约2.5km,现装机已达1000MW。长治北有220kV变电站一座，容量2×90MVA,电压为220/110/35kV,目前以220kV线路与霍县电厂(400MW)、漳泽电厂并网，该变电站为电力系统的枢纽变电站。(3)地温井田内恒温带深度约为40m,温度为9.5℃,略高于该地区常年平均气温(8.9℃),本(4煤尘及煤的自燃各煤层火焰长度在3～15mm之间，扑灭火焰的岩粉量为5～50%。各煤层煤尘均有爆炸3号煤层属不自燃煤层。采区巷道是为把回采工作面同矿井主要开拓巷道联系起来，构成完整的生产系统，以保证连续不断的正常回采。所以本设计严格按照要求，选择合理的布置位置和长度。根据沿井田走向有无大的地质变化，如断层、无煤带、倾角变化很大等地质条件，利用这些地质变化带划分采区，确定走向长度。若没有地质条件限制时，采区走向长度应从技术上可行和经济上有利的原则来确定。技术上的因素主要考虑区段巷道的运输维护和供电问题。本井田内没有大的地质变化，以井田界和主要断层为界确定带区走向长度，考虑到用综合机械化开采，首采带区也为于中央。根据本井田的实际情况，初步将井田划分为6个带区，主运输大巷两侧各为3个带区。每个带区在划分为18个左右。5.2.2确定区段斜长和区段数目综采面一般为150～240米，条件允许工作面可达250～300米，为了保证设计生产能力和正常接续，每个工作面尽可能保持一致。暂定为180m,区段平巷宽度为4m,则区段斜长为：180+4=184m,一个带区条代数目为3300÷184≈40个5.2.3煤柱尺寸的确定巷道类别薄及中厚煤层厚煤层巷道一侧备注水平大巷煤层倾角大时，没柱尺寸可以小一些主要回风巷20左右采区上下山20左右区段平巷采区边界断层用留设煤柱。带区煤层运煤平巷和带区煤层运料平巷之间5.2.4带区平巷布置5.2.5联络巷的布置采区联络巷有带区运煤平巷与带区运料平巷之间的联络巷、运输大巷与辅助运输大巷之间的联络巷、辅助运输大巷和带区运料平巷之间的联络巷。首采带区的煤层倾角3~15度，平均9°左右，为减少岩巷掘进量和运输费用，以上平巷均采用斜巷联系。5.2.7工作面回采顺序采区回采工作面一般有：后退式、前进式、往复式和旋转式几种。一般情况下，在顶板较稳定、煤质较硬、顶板淋水较大或煤层以自然的情况下易采用仰斜开采；煤层厚度和煤层倾角较大，煤质松软容易片帮或瓦斯含量较大是采用俯斜开采。对于倾角较小的近水平或缓倾斜煤层、进回风大巷并列布置、煤层条件又无特殊要求时，可以采用仰斜和俯斜开采相结合的方式，采煤工作面均向运输大巷方向以后退式推进，即上部分采用俯斜开采，下部分采用仰斜开采方式。这样，对于运输通风和巷道维护均有利。前进式优点：区段平巷不需要预先掘出，只需随工作面的推进在采空区留出，即沿控留巷，可减少平巷掘进的工程量，可提高采出率，便于短期尽快见到煤。首采工作面采用这种布置方式后退式优点：由于后退式开采的工作面和巷道的维护条件好，技术工艺和生产管理简便。由于本煤层属于高瓦斯矿而且自然发火期较短选用后退式采煤法。后退式即工作面向盘区胶带大巷方向推进的回采顺序。对于旋转往复是回采，由于我国综采设备的大修周期不超过两年，一般指以旋转一次，并且，变焦没损失较多，影响资源回收，回踩技术及管理较为复杂，效率低。本井田地质条件较为复杂，所以不使用往复式。本设计为运输大巷上部分采用俯斜开采，下部分采用仰斜开采方式，均采用后退式开采。5.2.8带区巷道布置本设计矿井采用综合机械化采煤，机械设备太多、容量大、吨位重，工作面推进速度快、产量高。从以下几方面进行优化：(1)保证工作面的连续推进长度由于工作面产量高，为达到以一井、一区、一面型高产高效矿井建设，矿井只安排一个工作面生产，同时又要保证工作面生产的可靠性和连续性，以保证矿井产量的持续稳定。因此，在采区工作面布置上加大了工作面连续推进长度，避免频繁搬家。这样可以通过加大采区走向长度，上层煤还可以采取跨越采区上山回采。(2)回采巷道应该具有较好的工作条件由于工作面巷道中的附属设备较多、体积大(如液压泵站、移动变电站、转载机等),巷道中还要铺设胶带输送机，因而设计巷道较宽，输医机盐道断面设计为14m',回风齿断面积为11m²,辅助运输卷道断面积为??。同时在回采中应该作好支护工作保证卷道稳定性，以(3)有利于开采准备和采掘平衡由于工作面推进速度快，需要及时准备出新的工作面，为此，除提高掘进速度外，还要在巷道布置及开采程序等方面给工作面创造条件，作好采掘接替和面与面的接替，采区之间的接替，以保证工作面正常接替(接替表中详细说明)(4)保持工作面长度基本稳定在生产过程中工作面支架的增减，在安装和拆卸都受到了一定的在生产过程中工作面支架的增减，在安装和拆卸都受到了一定的限制，因而将煤层工作面长度设计为180m保持稳定。共安装135台液由于回采巷道大部分布置在煤层中，随煤层倾角变化且煤层倾角较小，回采巷道与大巷采用斜巷相连，辅助运输大巷内铺设轨道，用防爆柴油机尺轨车牵引。辅助运输大巷与带区煤层运料大巷、回风顺槽之间形成一条龙运输，避免因为转载过程造成的运料和运人的时间消耗，提高生产效率。带区开切眼、运输顺槽和回风顺槽均布置在煤工作面胶运顺槽断面形状采用矩形，支护方式采用锚(网)杆支回风顺槽断面形状为矩形，支护方式采用锚(网)杆支护；开切眼断面形状采用矩形，支护方式为锚杆、锚索和木支架联合胶带运输顺槽均为煤巷，巷道服务年限短，主要用于工作面得运输，同时兼做工作面进风巷，巷道内铺设胶带运输机。胶带运输顺槽与带区煤层运煤平巷、煤层运料平巷辅助运输大巷连接。由于运输顺槽的顶板随工作面得推进而相继冒落，所以巷道断面选矩形断面.断面的利用率较高。回风顺槽保留，用做下一条带的运输顺槽。B:巷道净宽度al:非行人侧胶轮车中心线到巷道墙壁间的距离al=a+A1/2=1600mm。(A1为选取胶轮车的宽度：胶轮车TY6/20FZ型A1=2600mm)cl:行人侧轨道中心线到巷道墙壁间的距离c1=c+A2/2=800mm。(A2为带式输送机带宽A2=1000mm)b:按人行要求和设备布置确定b=Al/2+A2/2+800=2600mm巷道净宽B=al+c1+b=5000mm取B=5000mm2净高度H的确定：根据普通带式输送机的标准设计尺寸，查手册(表4-12-3)查得带宽1000mm的设计高度为h=1200mm。设计手册规定采区巷道H>=2000mm.。h4:为输送机到巷道顶板的高度取1800mm。巷道净断面积S=15.06m²。周长如咯6-2-2.如咯6-2-2.B开切眼的选择架支护架支护着士通席着士通席匮00C煤层运煤平巷本带区为了便于集中生产，矿井设计采用多分带的带区式准备，六个分带共用一个带区煤仓，少开了岩巷，减少了准备时间，提高了掘进速度，便于采掘的衔接。D煤层运料平巷本矿井选用倾斜长臂放顶煤采煤法，因此不设5.4采区主要硐室的布置采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房和采(一)采区煤仓(1)煤仓的形式及参数井巷式煤仓按煤仓的中轴与水平面的夹角分为垂直煤仓和倾斜煤仓两种。垂直煤仓一般为圆形断面，圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。本矿煤仓的断面直径取5煤仓的断面直径取5m,煤仓高度取25m。(2)煤仓容量合理的煤仓容量应在保证正常生产和运输的前提下，工程量最省。按采煤机连续割煤的上部收口：根据规程、规范规定为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，下口漏斗及溜口闸门基础：煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可作成曲面圆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。本采区煤仓采用砌碹支护，壁厚350mm,为避免堵仓，煤仓下口采用双曲线型，煤仓上口设置铁篦子，防止大块煤及矸石进入煤仓。煤仓内采取预埋钢丝绳等措施，处理万一堵仓)菜区线车房的有留)菜区线车房的有留采区绞车房上要依据绞车房的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围器容纯量m外形民长x就X高(mm面量(kg设人长力差采区绞车房布置在围岩稳定，无淋水、地压小、易维护的地点，绞车房与相邻巷道要有(三)采区变电所的布置采区变电所是采区供电的枢纽，采区变电所布置在围岩稳定、无淋水、地压小、通风良好的地点，设在采区用电负荷的中心。高压电气设备与低压电气设备宜分别集表5-6断面参数表表5-6断面参数表围岩类别断面/m²净周净周长目海掘宽高喷射厚度型式外露长度间排距锚深规格煤巷树脂菱形围岩类别断面/m²喷射厚度净周净掘宽高型式外露长度排列方或间排距锚深规格岩巷脂菱形图5.7运输顺槽图图5.7运输顺槽图图5.8回风顺槽图5.9开切眼5.4.2确定带区生产能力每天进6刀，主采煤层厚度5.99米，工作面长度为180米，则带区生产能力为5.4.3计算带区回采率采区回采率=(采区工业储量一开采损失)/采区工业储量×100%采区开采过程中的煤炭损失主要有：工作面落煤损失，约占5%,采区边界煤柱约占15%5.4.4带区工作面接续(1)为确保合理的开采顺序，。上下煤层(包括分层)工作面之间，保持一定的错距和时现合理集中生产，尽量减少同时生产的采数目及工作面数，避免工作面布置过于散。为便于生产管理，各采煤工作面的接替时间尽量不要重合，力求保持一定的时间间隔，生产采区警生产能力1~5年6~10年11~15年16-20年21~22年13足46789采用放顶煤采煤法采煤，全部跨落法处理采空区；采用综合机械化回采工艺方式采煤，工作面长度180m,工作面年推进度为1584m。序号采煤方法体系整层与分层推进方向采空区处理采煤工艺适应条件1放顶煤壁式整层倾向全部跨落综采缓斜厚煤层邢台矿首采工作面位于第一水平中央，所采煤层平均厚度5.99米，倾角3°~15°,普氏系数f=1～3。(1)综采工作面的设备选型及配套A采煤机的选择考虑掘进出煤，掘进煤按年产量5%计算。本矿设计综采工作面年产量为180万吨，理论日产量为5454吨，日循环数6个，则采煤机一个循环的平均时间为：t=2T*60/n=2×6×60/8=90min(式5.1)t——采煤机每个循环的作业时间，min;T——每班工作时间，8h;N——日循环数，8个。采煤机平均割煤速度按下式计算：V=(L+2L₁)/(t—t₁)(式5.2)L₁——斜切进刀长度，L₁=B/tan3°=15m;t——采煤机每个循环的作业时间，min;t₁——辅助作业时间，取为60min。2)采煤机生产能力=60×5.3×0.6×3.16×1.25=750t/h=60×5.3×0.6×3.16×1.25M—回采工作面平均采高，m;(式5.3)K—总时间利用系数，取为0.4;3)采煤机功率采煤机总装机功率根据工作面煤质硬度、采高及生产率要求，参考同类型采煤机的适用条件，采用类比法确定。查《采矿工程设计手册》选取采煤机功率为N=(60×B×M×V×Hw)/3.6=(60×0.6×5.3×3.16×2.5)/采煤机实际所需功率Na=1.2N=1.2×418.7=502.44kW<2×750kW,故所选采煤4)采煤机牵引力、截深及滚筒直径通过计算知采煤机平均割煤速度为3.16m/min,设计割煤时平均不低于3.16m/min。本矿煤层的开采高度范围为4.25～6.70m,平均采高为5.30m。结合设计采煤方法参照设计手册，采煤机滚筒直径取2.7m,截割深度取为0.6m。技术特征单位采高m适应媒质硬度煤层倾角截深滚筒直径m牵引方式牵引力牵引速度链条规格(或无链牵引形式)主油泵形式ZB125变量泵油马达形式调高泵形式辅助泵形式滚筒中心距机面高度卧底量电动机量型号功率台数6电压V冷却方式水冷喷雾灭尘方式内外喷雾最大不可拆卸件尺寸(长×宽×高)质量控顶距总重t设计单位上海煤矿院制造厂家太原矿山机械集团有限公司B支护设备选型本设计布置的是综合机械化采煤工作面，采用放顶煤采煤，综采采工作面采用放顶煤液压支架进行支护。本矿设计年产量较高，顶板属软弱半坚硬型，煤质较软工作面顶板管理方式为全部垮落法。端头采用单体液压支架支护。支柱支护1)支柱的最大最小高度2)支架工作阻力液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。根据本矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法(估算法)计算液压支架的工作n—岩重倍数，按中等稳定以下顶板考虑，一般为6～8,设计取8;S—支架支护的顶板面积，5.1m2M—采高，按平均采高取5.3m;支架工作阻力计算值为5294kN,若液压支架支护效率按0.95考虑，则液压支架的工作阻力应不低于5573kN3)支护强度校核顶板预压力预计K---增载系数取8R---顶板岩石容重2.5t/m³M---最大采高至5.3R---顶板岩石容重2.5t/m³4)支架初撑力液压支架的初撑力按下式计算：P—液压支架的工作阻力，5573kN;参照以有矿区液压支架使用情况，确定初撑力为工作阻力的70%,则液压支架的初撑力为3901kN。5)支架移架速度及推移步距液压支架的跟机移架速度必须满足采煤机割煤时的平均牵引速度，即不得低液压支架一个降架、移架、升架循环周期采用下式计算：即液压支架的移架速度应小于29s/架。6)支架对底板的比压煤层底板为砂质泥岩、泥岩，厚度5m,从岩石物理、力学试验成果看，抗压矿井内岩石工程特征在垂向上，随着深度的增加，抗压强度增大，在横向上变化较小，由于地层未受风化作用影响，岩石抗压强度稍高，故该矿井煤层顶、5573,初撑力不低于3901kN,对底板的最大比压为1.06Mpa,移架速度应小于29s/端头支架应与所选用的液压支架相配套，以顶梁可伸缩的两柱掩护式支架为7)液压支架数量N的计算那么可算出液压支架数量N=1359)液压支架的选取工作面选用液压支架支护，根据顶底板岩性及煤层厚度，采高条件，并参照矿上的实际情况，选用北京煤矿机械厂生产的ZFS62000/18/35低位放顶煤液压支架。型号支架型式低位放顶煤支撑高度(m)宽度(m)中心距(m)初撑力(KN)工作阻力(KN)支撑强度(MPa)对底板比压(MPa)适应煤层倾角(°)供液泵压(MPa)运输尺寸(长×宽×高)(m)重量(t)设计单位北京煤机厂制造厂家北京煤机厂C端头支护1)、端头支护的要求综采工作面上下端头是工作面和平巷的交会处，此处控项面积大，设备人员较集中，是人员、设备和材料出入工作面的交通口，又是安全出口。因此，搞好工作面端头支护极为重要。端头支护应满足以下要求：要有足够支护强度，保证工作面端部出口的安全；支架跨度要大，不影响输送机机头、机尾的正常运转，并要为维护和操纵设备人员留出足够活动空间：要能够保证机头、机尾的快速移置，缩短端头作业时间，提高开机率。2)、端头支护设备表5-2-3DW35型单体液压支架技术参数型号单位支护范围行程额定工作阻力额定工作压力初撑力泵站压力底座面积设备名称型号备注采煤机刮板输送机转载机胶带输送机3台液压支架135架破碎机轮式连续乳化液压泵站4台表6-4刮板输送机技术参数表型号设计长度(m)出厂长度(m)输送量(t/h)刮板链速(m/s)适应倾角(°)电动机型号功率(kW)电压等级(V)液压偶合器型号每台数量2减速器型号每台数量2传动比刮板链链规格(mm)破断拉力(kN)中心距(mm)刮板距离(mm)每米重量(kg)中部槽型式不封底或不封底规格(长×宽×高)(mm)挡板规格(长×宽×高)(mm)机头卸载方式端卸最大尺寸(mm)单件重(kg)牵引型式无链制造厂家张家口厂型号整机性能输送能力(t/h)输送距离(m)带速(m/s)最大坡度()储带长度(m)传动滚筒直径(mm)托辊直径(mm)输送带类型阻燃输送带宽度(mm)机尾搭接长度(mm)机尾搭接处轨距(mm)机头外形尺寸(长×宽mm)机尾外形尺寸(长×宽mm)电动机型号功率(kW)电压(V)减速比i输送带宽度(mm)设计单位淮南煤矿机械厂制造单位淮南煤矿机械厂(2)综采工艺方式的选择综采工艺方式一般分为两种②滞后支护即在采煤机过后，先推溜再移架。回采工艺方式为：采煤—推刮板输送机(3)采煤机的工作方式和进刀方式综采工作面采用双滚筒采煤机采煤时，普遍采用先进刀后移架的斜切进方式。根据煤层采高及人工清煤的大小，双滚筒采煤机一般采用双向割煤。本矿井工作面一般采用端部斜切进刀，进刀长度35m,往返一次割两刀，具体过程如下：b、采煤机沿输送机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。c、将输送机机尾推靠煤壁，与此同时，升后滚筒，降前滚筒。d、采煤机朝机尾方向割煤，待割透煤后在调换上、下滚筒。A AA (4)采煤机滚筒螺旋的选择采煤机采用向背旋转，即右滚筒右旋(顺时针),左滚筒左旋(逆时针),此时右滚筒采缓倾斜厚煤层的综采工作面一般只有割煤、前移支架和推缓倾斜厚煤层的综采工作面一般只有割煤、前移支架和推移输送机三个主要工序。习惯在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采工作面的一个很重要的工序，进行适当的综采工作面的劳动组织采用追机作业形式。追机作业适用于顶板较稳定，支护工作简单、班时三0*图例 移支架采煤机割煤移运输机放顶设备检修图6.2综采公作面组织循环作业图表采区采用三八工作制，每班工作8小时，二班采煤，一班准备，作业循环图表表6-7劳动组织表序号合计一班二班检修1支架772机组司机2243移溜工4484泵站司机1125电工1126溜子司机1127机组检修558支架检修559泵站检修44电检修66端头工66溜子检修33破煤工224放顶工66修护工记录员1124送料工55班长1113井下保管1124材料员33队长1113序号单位数量1工作面长度m2走向长度m3煤层采高m4循环进度m5日循环数个66日生产能力t7月平均产量万t8日出勤人数个9回采工效t/工坑木消耗m³/万t9油脂消耗kg/万t乳化液消耗kg/万t截齿消耗个/万吨火药消耗kg/万吨根据过无碳柱断层具体情况定雷管消耗发/万吨目前综采工作面巷道布置现场使用的方式主要有6种类型：一小一大巷布置；三小巷布方式图示优缺点适用条件使用地点一小一大巷布置搬运设备方便、煤柱损失少、缺点：运输平巷断面大，受采动影响有时难以维护好，采场斯不大大同、徐州、大屯等局采用普遍三小巷布置优点：巷道断面小，维护容易，胶带机和其他设备分装在两条巷道内，对设备检修和维护方便缺点：增加了回采航道掘进率；联络巷破坏了煤柱的完整性；在顶板来压时，运输平巷与设备维护困难；工作面采过联络巷后，须及时密闭，工程量大维护，涌矿井大同晋华宫煤矿、矿二条半小巷布置优点：巷道断面小，维护工程量少，设备移动和处理工作面巷道积水方便缺点：工程量大，设备巷有时不能复用或维护费用高，煤柱损失大，回采过程中管线移动频繁，增加风眼掘进和密闭工程量维护，涌矿井老沟矿、王村矿、徐州全台矿等采用较多二小巷布置优点：工程量省缺点：排放积水及设备、材料运输均不方便；电器设备在回风流中，安全性差；分散供小，无积水，煤层倾角小城井、义马千秋矿电，占用设备台数多一大一小巷布置供电集中等受采动影响有时难以维护于10度，面徐州、义马局的个别工作面二大巷布置优点：系统简单，设备搬运方便，煤柱损失少缺点：巷道断面大，维护困难时采用符号注释综采机械化采煤采用单巷布置时，区段运输巷的一侧需要布置转载机和胶带输送机；另综采高产高效工作面大量涌现，综采生产水平不断提高，综采设备多、产量大、需风量大，加之规程要求，所以综采工作面已普遍采用两大巷的布置形式，回风平巷断面不小于10m²,运输平巷断面不小于12运输平巷断面不小于12m²。采用双巷布置，可以减小巷道断面，减少支护困难。双巷布置可以将带式输送机和电器设备分别布置在两条巷道内。输送机巷随采随废，电器设备平巷加以维护，作为下区段回风平巷。其缺点是：配电点至用电设备的输电电缆需穿过联络巷，当配电移过一个联络巷的距离时，需将输电电缆和油管等也要从原来的联络巷倒到下一个联络巷中去。这就需要进行移置和重新拆接油管和电缆等，给生产和维护带来不便。但是，由于综采要求工作面等长，下区段轨道巷也要求沿中线掘进，这样一来，采用双巷布置的优点就不存在了，仅可对区段运输平巷的积水起疏导作用。下区段回采时回风断面不够，需重新扩巷。因此，只要维护条件布置在区段上平巷中，这种布置方法又成为分巷布置法。区段上部平巷进风，区段运输巷回风。但是，采用分巷布置法应加强对瓦斯和煤尘的管理工作，以保证安全生产。这样布置可对于瓦斯较大的矿井，有的需要在回风前预先抽放瓦斯，有的工作面后方采空区瓦斯涌从本矿井的实际情况出发，本矿瓦斯涌出较大，对通风量有一定的要求，本矿井的工作面两条顺槽全部采用大巷布置。这样，及减少了煤柱的损失，又便于工作面的交接。本矿采区运输、大巷运输、矿井提升和地面储、装、运生产系统，发展自动化集中控制，矿井工作制度：按《煤矿安全规程》新规定，每年生产天数为330天，每天提升时间为16小时。煤层倾角3°~15°煤的密度1.(1)运煤系统①回采工作面采落的煤炭通过刮板输送机，转载机运至运输顺槽。②运输顺槽内胶带输送机将煤炭运至煤层运煤平巷中的煤仓。③运煤平巷中的胶带运输机将煤仓的每运至主运输大巷。④主运输大巷胶带输送机将煤运至大巷煤仓，通过主井提升运到地面。(2)材料设备运输系统掘进巷道时所出矸石利用矿车从运输顺槽运出，经运料平巷运至辅运大巷，然后经过大本设计矿井的工作面运输设备采用刮板运输机，工作面运输顺槽和煤层运煤平巷采用带式输送机，回风顺槽和煤层运料顺槽采用防爆柴油机齿轨车运输。选用SGZ-730/264型刮板输送机，其技术参数见第六章表6—1—2刮板输送机技术参数由于厂家说明书给出的输送机铺设长度一般是指水平铺设长度，而在现场，工作面的倾角、长度是变化的，这就使得现场的情况不一定完全符合输送机的技术特征，为此就需要通过计算确定其运输能力是否满足要求。①运输能力的计算：刮板运输机是连续运输设备，其每秒运输能力(单位：kg/s)为q—输送机上单位长度货载量，kg/m;每小时运输能力(单位：t/h)刮板输送机装运货载的最大横断面积与中部槽的结构形式及结构尺寸有关，还与松散煤的堆积角有关。刮板运输机工作时，货载沿中部槽连续分布，被刮板链拖带而沿中部槽移动，所以q值与中部槽货载断面积有关。刮板输送机装运货载的最大横断面积与中部槽的结构形式及结构尺寸有关，还与松散煤的堆积角有关。考虑到上述因素后，刮板输送机的小时运输力为：式中：F—货载最大横断面积，m²;取0ψ—货载装满系数0.95表7-1装满系数ψ只值输送情况向上运输装满系数ψ上面计算的是运输设备的运输能力，它必须大于运输设计生产率，才能满足生产的要求。运输设计生产率是由矿井产量任务和它的工作制度所决定的单位时间运输量，它的计算公式经过验算Q₁<Q,所以所选刮板运输机的运输能力能够满足运输设计生产率的要求。(1)运行速度的选择输送机的生产率和输送机的运行速度成正比。从经济指标看，在相同生产率的条件下，通常最好采用较小的带宽，而相应的增加带速。当带速增加时，输送机上的线载荷减小，输送带张力随之降低，可以采用强度较低、价格便宜的输送带；增加带速，相应的驱动装置的减速比减小，因而驱动装置的尺寸和质量都相应的减小。因此，提高带速、减小带宽是很有然而，采用较高的带速并不是任何情况下都适合，其原因在于除了要制造高质量的平衡托棍和滚筒外，还要有寿命长的轴承和结构性能完善的密封装置等。此外，输送带的运行速度还取决于输送机运行条件、被运物料的种类和颗粒度、输送带的宽度及装、卸料方式等一本矿井设计运输平巷用带式输送机运输，运距1000米以上，设计运输生产能力为700t/h,最大块度为300mm,原煤密度γ=1.39t/m³,动堆积角30°,验算使用SSG1000/2×132型带式输送机。其主要技术特征及参数见第六章表6—1—4胶带输送机参数表。(2)输送机带宽验算①按设计运输生产能力计算带式输送机理论生产率(单位：th)为：F——被运物料在输送带上的堆积断面积，m²;y——被运物料的堆积密度，0.95t/m³;c输送机的倾角系数，0.95,见表7—2。表7-2输送机倾角系数表C物料在输送带上的堆积面积，决定于带宽B,物料的动堆积角p₂,和输送带成槽角φ。输送带的工作宽度及输送带上的物料的自由表明形状。世界各国的计算方法个各有不同，但基本上采用下列输送带有效工作宽度的计算方法。B≤2.0m时，取b=0.9B-0.05,m;B>2.0m时，取b=B-0.25,m.由输送机的特征参数表可知带宽B=1m则运输散装物料的带式输送机，其承托辊形式主要采用三届刚性操行托辊，只这时输送带上的堆积面积F为梯形面积F,和弓形面积F,之和如下图7—2—3:图7.1物料在运输带上的堆积面积我国三节托辊组取成槽角30°,根据式(7—1—17)和式(7—1—18)可得：A=3600vycK(0.9B-0.05)式中K为动堆积角p。和成槽角φ的函数，K取值见表7—3表7-3物料断面系数K值成槽角φ/()0对于本矿井K值选取为0.1488令设计运输生产率Q=A,带宽度(m).带入式(7—1—19),可计算出满足设计运输生产率所需输送②按块宽要求计算在确定输送带带宽的时候，还要考虑物料块度的影响，按下式校核：故块度也符合要求。(4)带式输送机系统布置线路初步设计的任务是根据使用地点的具体工作条件进行输送机的总体布置，确定驱动装置的位置、数量即及布置形式、拉紧装置，及拉紧方式等。本采区具体布置如图7—2—4所示图7.2带式输送机系统布置示意图(5)基本参数的计算在确定带宽B和带素v之后，可进行有关设计参数的计算。①输送带上的物料的线质量(单位：kg/m)q=452.7/(3.6×2.5)=50.3kg/m②输送带的线质量q查表得输送带的线质量为28.15kg/m7.2.3带式输送机牵引力和电动机功率的计算考虑到滚筒轴承摩擦阻力及输送带在传动滚筒上的弯曲阻力传动滚筒主轴牵引力为；F=50132.2+0.04×(65177.8+15045.6当F>0时，表示蠢动滚筒输出牵引力所需电机功率为：大巷胶带输送机主要参数设计计算(1)运行速度的选择输送机的生产率和输送机的运行速度成正比。从经济指标看，在相同生产率的条件下，通常最好采用较小的带宽，而相应的增加带速。当带速增加时，输送机上的线载荷减小，输送带张力随之降低，可以采用强度较低、价格便宜的输送带；增加带速，相应的驱动装置的减速比减小，因而驱动装置的尺寸和质量都相应的减小。因此，提高带速、减小带宽是很有必要的。然而，采用较高的带速并不是任何情况下都适合，其原因在于除了要制造高质量的平衡托棍和滚筒外，还要有寿命长的轴承和结构性能完善的密封装置等。此外，输送带的运行速度还取决于输送机运行条件、被运物料的种类和颗粒度、输送带的宽度及装、卸料方式等一系列因素。本矿井设计运输平巷用带式输送机运输，运距1000米以上，设计运输生产能(2)输送机带宽①按设计运输生产能力计算带式输送机理论生产率(单位：t/h)为：式中y——被运物料的堆积密度，0.95t/m³;c输送机的倾角系数，0.95,见表6-3-1。C物料在输送带上的堆积面积，决定于带宽B,物料的动堆积角Pa,和输送带成槽角9。输送带的工作宽度及输送带上的物料的自由表明形状。世界各国的计算方法个各有不同，但基本上采用下列输送带有效工作宽度的计算方法。B≤2.0m时，取b=0.9B-0.05,m;B>2.0m时，取b=B-0.25,m.由输送机的特征参数表可知带宽B=1m则运输散装物料的带式输送机，其承托辊形式主要采用三届刚性操行托辊，只这时输送带上的堆积面积F为梯形面积Fi和弓形面积F2之和如下图：图6-3-1物料在运输带上的堆积面积我国三节托辊组取成槽角30°,根据以上公式可得：A=3600vycK(0.9B-0.05式中K为动堆积角Pa和成槽角9的函数，K取值见表6—3动堆积角P0线路初步设计的任务是根据使用地点的具体工作条件进行输送机的总体布置，确定驱动装置的位置、数量即及布置形式、拉紧装置，及拉紧方式等。本采区具体布置如图所示(4)基本参数的计算在确定带宽B和带素v之后，可进行有关设计参数的计算。①输送带上的物料的线质量(单位：kg/m)=480/(3.6×2.5)=53.4kg/m②输送带的线质量q查表得输送带的线质量为28.15kg/m(5)驱动装置选择①圆周驱动力FU的计算式中f=0.028,模拟摩擦系数；Lh=742m,输送机水平长度；qRO=15.75kg/m,承载分支托辊每米长旋转部分质量；qUR=5.37kg/m,回程分支托辊每米长旋转部分质量；qB=28.15kg/m,每米长输送带的质量(阻燃钢芯带ST/S1000);qG=53.4kg/m,每米长输送物料质量(qG=Q/3.6v);H1=52m,物料提升高度；②驱动装置选择利用公式(6-6)计算出驱动机功率K—考虑到传动效率、电压降、功率不平衡备用系数，K=1.4。计算得电机功率为N=349kW。盘区运输设备选型主要包括采煤工作面、工作面巷道、条带平巷及盘区集中巷的主要运输设备。其设备类型主要由矿井地质特征、开拓系统、开采方式、运输倾角、运距、运量和瓦斯等条件决定。通过上述计算，确定胶带宽度为1000mm。设计运输大巷选DSJ1000/80/3*315水平可伸缩带式输送机，技术特征见表6-3-3:型号单位运输能力运距m运速胶带种类可伸缩带宽贮带长度m电动机型号功率电压V外形尺寸高×宽质量t生产厂家目前国内煤矿辅助运输方式较多，有齿轨车，卡轨车、胶轮车，无极绳绞车等。防爆无轨胶轮车机动灵活，转载环节少，效率高，适应性强，可一机多用，设备利用率高，用人少，使得矿井辅助运输系统十分简单和有效，也是矿井实现辅助运输方式的完善与否影响着矿井的生产效率。根据本矿井的实际情况，选用防爆柴油机齿轨车，型号为JCP-8/600-MWMD916-6(1)生产能力本设计矿井是年产量180万吨的大型矿井，采用两套提升设备，主井采用箕斗提煤，副井采用罐笼完成其他辅助提升任务；对于特大型矿井，往往主井采用两套箕斗提升设备，副井采用一套罐笼或者另加一套单罐笼平衡锤提升设备进行辅助提升。(2)同时生产的水平数目单水平作业多采用双容器提升，以提高提升设备效率；两个开采水平过渡时期，可能两(3)最终开采深度当开采时期设两个以上开采水平时，提升机和井架(塔)应按最终水平的深度选择，而容器、钢丝绳、电动机等其他设备可先按第一水平选用，当井简延深后另行更换，以保证提(4)提升机类型一般中小型矿井或浅井多采用单绳缠绕式提升机，在本设计矿井中选择采用多绳摩擦式提升机较为合理。在本设计矿井中选择采用多绳摩擦式提升机较为合理。直接影响矿井的基建投资、生产能力和吨煤生产成本等多项技术经济指标。本矿井设计生产能力为180万ta,服务年限为164.9a。本矿井采用立井单水平开拓方式，第一水平为400m。主井井筒直径为6.5m,净断面积为33.18m²;副井井筒直径为6.5m,净断面积为33.18m²。井下煤炭主要采用胶带输送机连续运输；辅助运输轨道大巷采用架线式电机车牵引矿车运输，采区采用绞车牵引1.5t固定车厢式矿车、3t底卸式矿车。煤的松散容象。矿井工作制度为“四六”制，提升设备年工作日为330天，日工作16小时，最大下井人数为40人。由于矿井的井型较大，所以主井采用箕斗提升煤炭，副井采用罐笼提升设备、材料、运送人员。②工作制度年工作日d,日工作小时数t,根据《煤矿设计规范》规定年生产日为330天，每日提升时间为16小时；③矿井开采水平数，各水平的井深Hs及各水平的服务年限矿井开采水平：第一水平400,井深：560矿井开采水平：第一水平400,井深：560m,服务年限：87.5a;⑤卸载水平与井口高差Hx=18m;⑥井下运输水平与装载水平的高差开采水平为第一水平，深度为400m;②矸石提升量一般按煤炭产量的15%～25%计算，这里取20%,则矸石提升量为：180×20%=36万t③最大班下井人数一般按每天下井工人总数的40%计算⑥送往井下最大设备的尺寸和最重部件重力。8.1.3设计的主要内容⑧计算吨煤电耗(对于主井提升);⑨制定最大班作业时间平衡表(对于副井)8.2主副井提升设备的选型本矿井主井用箕斗提煤，副井用罐笼完成其它辅8.2.1小时提升量式中：An—矿井年产量，180万va;1.10～1.15,无井底煤仓是取1.20。这里取1.13;ar—提升能力富裕系数，主要提升设备对于第一水平留有20%的富裕能力，即则A