本科毕业论文-城郊矿2.4Mta新井设计

一般部分为城郊煤矿2.4Mta新井设计，共分10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4.井田开拓；5.准备方式煤层倾角平均为6°,倾角变化较小，可采煤层为2煤和3煤，设计煤层为3煤，平均厚度4.98m。矿井工业储量310.22Mt,可采储量214.19Mt,设计服务年限63.7a。矿井正常涌水量180m³/h,最大涌水量230m³/h。矿井相对瓦斯涌出量0.5m³/min,属低瓦斯矿井。确定开拓方案为立井两水平开拓(岩巷),立井延伸，设两水平，一水平标高-550m,二水平标高-750m。整个井田划分为6个带区。采用中央并列式通风。一班检修。生产班每班完成2个采煤循环。循环进尺为0.8m,日产量7312.24Mt。矿井煤炭采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两对16t侧卸式箕斗提煤，副井采用一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼运送物料和升专题部分题目为：矿用充填材料与充填技术发展。主要综述了近年来煤矿充填开采中应用的充填材料及充填技术。翻译部分主要内容是热多孔双重孔隙介质中的井壁稳定性分析。英文题目是：关键词：立井；两水平；带区；综合机械化一次采全高；中央并列式通风ThisdesignincludesthreepartCoalMine.Thedesignincludestenchaptfeatures;2.Theminefieldboundaryandthereserves;3.Minesystemofwordistrictroadwaylayout;6.Miningmethods;7.Undergroundtransport;8.Minehoist;9.MineChengjiaoMinefieldislocatedtheterritoryofYongchengcity,ChengguanTownship,ChengxiangTownship,andpartofHoulingTownship,Shuangqiaoonthedip,withthe45.12km²totalacentralizedjuxtaposeventilation.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingstripdistrictpreparation.Thedesignlengthofworkithequantityof7312.24toncoalismakedeveryday.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyorshaftusesatwinswdevelopment."Reviewedtheapplicationsinrecentyearsintheminingofcoalfillinfillingmaterialandfillingtechnology..Keywords:shaft;twomionetimestechnology;centra目录1矿区概述及井田地质特征 11.1矿区概述 11.1.1矿区地理位置与交通 1 11.1.3主要河流 11.2井田地质特征 21.2.1地层 21.2.2井田地质构造 41.2.3水文地质特征 41.3煤层特征 4 4 62井田境界与储量 72.1井田境界 72.2矿井工业储量计算 72.2.1储量计算依据 72.2.2矿井工业储量 72.2.3矿井工业储量计算 92.3矿井可采储量 2.3.1安全煤柱留设原则 2.3.2矿井永久保护煤柱损失量 2.3.3矿井可采储量 3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1矿井工作制度 3.2矿井设计生产能力及服务年限 3.2.1矿井设计生产能力及服务年限确定依据 3.2.2矿设计生产能力 3.2.3矿井服务年限 3.2.4井型校核 4井田开拓 4.1井田开拓的基本问题 4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 4.1.2工业场地的位置 4.1.3开采水平的确定 4.1.4运输大巷和井底车场的布置 4.1.5矿井开拓延伸方案 4.1.6方案比较 4.2矿井基本巷道 304.2.2井底车场及硐室 4.2.3主要开拓巷道 4.2.4巷道支护 5准备方式——带区巷道布置 5.1煤层地质特征 5.1.1带区位置 5.1.2带区煤层特征 5.1.3煤层顶底板岩石构造情况 5.1.4水文地质特征 5.1.5地质构造 5.1.6地表情况 5.2带区巷道布置及生产系统 5.2.1带区准备方式的确定 5.2.2带区位置及范围 5.2.3带区巷道布置 5.2.4带区生产系统 5.2.5带区内巷道掘进 5.2.6带区生产能力及采出率 5.3带区车场选型计算 5.3.1带区车场的形式 5.3.2带区主要硐室布置 6采煤方法 6.1采煤工艺方式 6.1.1带区煤层特征及地质条件 6.1.2确定采煤工艺方式 6.1.3回采工作面参数 6.1.4回采工艺及工作面设备选型 6.1.5回采工作面支护方式 516.1.6端头支护及超前支护方式 6.1.7各工艺过程注意事项 6.1.8回采工作面正规循环作业 6.2回采巷道布置 6.2.1回采巷道布置方式 6.2.2回采巷道参数 7井下运输 7.1概述 7.1.1井下运输设计的原始条件与数据 7.1.2运输距离和货载量 7.1.3井下运输系统 7.2带区运输设备选型 7.2.1设备选型原则 7.2.2带区运输设备的选型及能力验算 7.3大巷运输设备选型 7.3.1运煤设备 707.3.2辅助运输设备选择 708矿井提升 8.1矿井提升概述 8.2主副井提升 8.2.1主井提升 8.3副井提升 9矿井通风及安全 9.1矿井通风系统选择 9.1.1矿井概述 769.1.2矿井通风系统的确定 769.1.3带区通风系统的确定 789.1.4矿井通风容易与困难时期的确定 9.2带区及全矿所需风量 9.2.1采煤工作面实际需风量 9.2.2掘进工作面实际需风量 9.2.3硐室需风量 9.2.4其它巷道需风量 849.2.5矿井所需总风量 9.2.6风量分配及风速验算 9.3全矿通风阻力的计算 9.3.1矿井通风总阻力计算原则 9.3.2矿井最大阻力路线 9.3.3矿井通风阻力计算 9.3.4矿井通风总阻力 9.4矿井通风设备选型 9.4.1主要通风机选型 9.4.2电动机选型 9.4.3主要通风机附属装置 9.5防治特殊灾害的安全措施 9.5.1预防瓦斯灾害的措施 9.5.2预防煤尘灾害的措施 929.5.3预防井下火灾的措施 939.5.4预防井下水灾的措施 10设计矿井基本技术经济指标 矿用充填材料与充填技术发展 1充填开采技术简介 2固体物充填工艺 2.1矸石材料概述 2.2压实特性 2.3流变特性 2.4充填方法 2.5技术经济评价 3膏体似膏体充填工艺 3.1矸石膏体材料 3.2膏体配比选择 3.3充填工艺 3.4充填设备 3.5膏体充填存在的问题与发展方向 4高水超高水充填工艺 4.1新型高水材料胶结充填 4.2超高水材料充填工艺流程 4.3超高水材料开放式充填作用机理 4.4影响充填效果的因素 4.5超高水材料应用的优越性 结语 错误!未定义书签。热多孔双重孔隙介质中的井壁稳定性分析 错误!未定义书签。1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述北临陈四楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经11617井田内地势平坦、交通方便。永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km,夏邑东站62km;东北至京沪铁路徐州车站约100km,东南至宿州车站约75km,距京九铁路的毫州车站55km,且均有柏油公路相通。乡村之间公路相通(见图1)。位标高+34.79m,(1963年8月9日),年平均水位标高+30.39m,最大流量384m³/s(1963 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第2页年8月9日),年平均流量一般为1～2m³/s。其上游永城市段常年关闸蓄水，致使下游断流无水。本区地处中纬34°附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差大，四季分明。年平均气温14.3℃,日最高气温41.5℃,日最低气温为-23.4℃。年平均降水量962.9mm,年最大降水量1518.6mm,年最小降水量556.2mm。大气降水量多集中在7~8月份，可占全年降水量的50%以上，年蒸发量1808.9mm。永城地区受地震影响不大，地震烈度小于6度。永城煤田的区域地层属华北地层区，鲁西分区，徐州小区。井田地层和基本区域地层相一致，根据钻孔揭露自下而上可分为上石炭统，二叠系和新生界。由老至新叙述如下：由较稳定的薄厚层状灰岩、泥岩、砂质泥岩组成，局部夹有稣状铝土泥岩。本组厚度48.7～159.20m,平均厚度75.62m。所含灰岩9～11层。自下而上编号L₁~Lu。其中L₂、Lg、Lμ厚度稳定，其余各层为较稳定和不稳定。主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成，厚度45.03～105.00m,平均69.63m,含煤3层。3、下二叠统下石盒子组由泥岩、砂质泥岩和砂岩、鳞状铝土泥岩及煤层组成。厚度72.4～130.03m,平均102.54m,含煤5～7层，其中三3为本井田的主要可采煤层。4、上二叠统上石盒子组由泥岩、铝土泥岩、中细粒砂岩组成，本组平均厚度93.64m。主要由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩组成，夹有紫斑泥岩和砂岩中新统，厚度46.10～90.16m,平均厚度69.41m,底部局部有次生炭酸岩沉积，中上部以粘土为主，夹亚粘土及少量砂土。上新统，厚度51.69～72.97m,平均厚度61.57m,以细～中砂为主，与粘土、亚粘土交替沉积。更新统，厚度75.20～169.50m.平均厚129.76m,由粉砂、细砂与粘土、亚粘土及少量亚砂土所组成。局部见有中砂。粘性土厚度大于砂性土。全新统，厚度87.18～148.90m,平均厚70.17m,以粘土、亚粘土为主，夹细砂及亚粘土。下附地质综合柱状图 地层统煤组厚度(m)岩性柱状煤层平均厚度全新统更新统上新统中新统上二叠统下二叠统三煤组72,40~……二3三1二煤组上石炭统图2地质综合柱状图 城郊井田位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造，且多集中在表现明显的背、向斜两侧。井田内褶皱构造除柏窑背斜与蒋阁向斜比较紧密外，其余均属褶幅不大的隆起和凹新生界松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太威胁。综上所述，本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水位涌水量较大，局部在断层处有与煤层对接的可能性，如留好煤柱，远离断层，一般是不会突水的，本矿井水文地质，工程地质条件属中等类型。矿井正常涌水量160～230m³/d。本井田的主要含煤地层有下二叠统山西组(P₁s)及下石盒子组(P₁x),两组煤系地层总厚度平均172.17m,煤层总厚度平均9.60m,总的含煤系数为5.58%。下二叠统山西组(P₁s)含二煤组，由1~3个分层组成，分层编号从下至上分别为二|、二2、二3,煤层平均总厚度为1.65m,含煤系数为2.37%。下石盒子组(P₁x)含三煤组，由4～7个分层组成，分层编号从下至上分别为三1、三2、三3、三4、三s、三6及三7。煤层总厚度为7.95m,含煤系数为7.75%。井田内三--煤组号煤分层数煤厚(最小~最大)间距(最小~最大)夹矸层数可采情况含煤系数煤层稳定性三煤组0不可采不稳定偶见可采点较稳定1不可采不稳定1不可采不稳定10全区可采稳定不可采不稳定11不可采不稳定二煤组10不可采不稳定偶见可采点较稳定偏不稳定不可采不稳定 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第7页2井田境界与储量矿井井田范围东部边界为人为划分，西部以F¹断层为界，南部以F2断层为界，北部以F9断层为界，北西角以煤层露头为界。井田走向长度约6.2～8.9km,平均约8.1km,南北长5.3～6.1km,平均长约为5.57km。煤层最小倾角4.2°,最大倾角7°,2.2矿井工业储量计算2.依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m,原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为3.依据国务院过函(1998)5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量4.储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5.井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，6.煤层容重：三煤为优质无烟煤，其容重均为1.40t/m³。本矿井的主采煤层为三煤，其厚度为4.98m。因此在计算工业储量时只针对这一层煤，对于其它不可采煤层不予以计算。本设计的储量计算是在精查地质报告提供的1:10000煤层底板等高线图基础上计井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重由于煤层地板等高线显示煤层倾角变化多样，为便于计算，将煤层地板等高线划分 图2-1井田块段划分表2-1块段数据块段编号i块段面积S平均倾角a(°)平均煤厚容重γ(t/m²)储量Mt123456合计中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第9页S井田的倾斜面积km²;M煤层的厚度m:γ——煤的容重，本矿井为1.4tm³;α煤层倾角；2.2.3矿井工业储量计算根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边界经济的基础储量，次边际经济基础储量不计。则矿井工业资源/储量可用下式计算： 探明的资源量中经济的基础储量，z…—控制的资源量中经济的基础储量；Zsat,探明的资源量中边际经济的基础储量；Zzm₂控制的资源量中边际经济的基础储量；Z推断的资源量：k—_可信度系数，取0.8。因此，将各数代入式2-2得：Z₂=132.95+66.48+56.98+28.49+25.32=3各种储量分配见表2-2。 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第10页类别探明储量/Mt经济储量/Mt边际储量/Mt控制储量/Mt经济储量/Mt边际储量/Mt数量合计1.工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄2.各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤3.维护带宽度：风井场地20m,村庄10m,其他15m。4.根据经验井田边界保护煤柱留50m,断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m,落差大于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的几条大断层的落差均大于50m,因此在两侧各留40m的保护煤柱。5.工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表井型(万t/a)占地面积指标(公顷/10万t)240及以上(1)边界保护煤柱 M——煤层厚度m;)煤的容重t/m³。根据经验井田边界保护煤柱留50m,断层保护煤柱的留设按落差大于50m时，断层两侧各留40m,落差小于50m时，两侧各留30m。本矿井井田内的两条大断层的落差均大于50m,因此在两侧各留40m的保护煤柱。(2)工业广场保护煤柱根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿工业广场面积取1平方公顷/10万吨，本矿井设计生产能力为240万吨/年，故工业广场面积为240公顷。所以取工业广场的尺寸为600m×400m的长方形。煤层的平均倾角为6.0°,工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-550m,该处表土层厚度为200m,主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带，宽度为20m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表表2-4岩层移动角广场中心深度煤层倾角冲击层厚度中δYβ由此根据上述以知条件，画出如图2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-2工业广场保护煤柱通过计算求得工业广场工业广场保护煤柱：煤柱类型储量(Mt)井田边界保护煤柱F3断层保护煤柱F5断层保护煤柱工业广场保护煤柱P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，万t;C采区采出率，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,本矿井为厚煤层，因此取0.75。P=9.52+1.90+2.07+11.15 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第13页3.1矿井工作制度3.2矿井设计生产能力及服务年限后确定。矿区规模可依据以下条件确定：2.开发条件：包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区及大城市),交通(铁路、公路、水运),用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发3.国家需求：对国家煤炭需求量(包括煤中煤质、产量等)的预测是确定矿区规模矿井可采储量Z、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：中国矿业大学2012届本科生毕业设让(论文)第14页3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行(1)矿井生产能力校核井田内三煤厚4.95m,为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大，都为近水平煤层，开采条件简单。布置一个高产高效工作面，即可达产。(2)辅助生产环节的能力校核本矿井设计为特大型矿井，开拓方式立井两水平暗立井延伸开拓，主井提升容器采用两对16t箕斗，副井提升容器为一套5t双层单车罐笼带平衡锤，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机通过主要运输石门运到井底煤仓，再经主井箕斗提升至地面，运输能力能满足设计井型的需求。副井采用加宽容器提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。(3)通风安全条件的校核本矿井煤尘不具有爆炸性瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单矿井通风采用中央并列式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。(4)储量条件校核本矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限。本设计中第一水平倾斜范围为-250m～-800m,第一水平服务年限的计算公式为：式中T—第一水平服务年限，a:k—矿井储量备用系数，取1.4。经计算可得Z=107.42Mt《煤炭工业矿井设计规范》给出了井型和服务年限的对应要求，见表3-1。 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第15页产能力(万ta)年限(a)第一开采水平服务年限(a)煤层倾角煤层倾角煤层倾角600及以上 由上表可知：煤层倾角低于25°,矿井设计生产能力为1.2～2.4Mva时，矿井设计服务年限不宜小于50a,第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个基本问题1.确定井硐的形式、数目、位置及坐标(包括主井、副井和风井);3.确定开采水平的数目、位置和标高；各水平的垂直高度；上山、上下山或下山开采；阶段的数目和斜长；采(盘)区或带区的划分和布置；4.确定煤层群分组和组间联系方式；煤层生产能力；主要开拓巷道—大巷及井底车6.确定矿井水平间、采(盘)区或带区间、煤组和煤层间接替顺序。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1.贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量：尤其是初期建设工程量，节约基建投2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。4.必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6.根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。最复杂。但在解决集体问题时，必须从自然地质条件、技术条件和经济条件等各个方面平硐开拓的优点：井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运，因而运输环节和设备少、系统简单、费用低：平硐地面工业设施较简单，不需结构复杂的井架、绞车房和硐口车场；无需在平硐内设水泵房、水仓等硐室，减少许多井巷工程，省去排水设备，排水费用大大减少，对预防井下水灾较为有利；平硐施工条件较好，掘进速度快，可加快矿井建设；不留或少留工业场地煤柱，煤柱损失少。平硐开拓的不足之处是受地形及埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第17页设投资大。(2)、井筒位置的确定 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第18页占地面积为24公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为600m,宽为400m。(1)是否有合理的阶段斜长：(2)阶段内是否有合理的分带、区段数目；(3)要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；(4)要使水平高度在经济上合理。本矿井煤层埋藏最浅部为-250m,煤层埋藏最深部为-900m,垂直高度达650m,因此本阶段垂高，因此本矿井需要两个开采水平(上下山开采),或者三个开采水平。(1)运输大巷的布置(2)井底车场的布置1)矿井开拓延伸方案立井延伸：暗斜井延伸。 (1)方案说明根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案方案一：主副井都采用立井，立井延伸至二水平上下山开拓。在井田靠近中上部位置三3煤层的底板岩层中沿东北-西南布置两条-550m水平岩层大巷，在井田中下部三3煤层的底板岩层中沿东西布置两条-750m水平岩层大巷，大巷距煤层底板30m左右。方案如图4-1所示。方案二：主副井都采用立井，立井延伸至二水平，采用暗斜井延伸至三水平上山开拓。在井田靠近中上部位置三3煤层的底板岩层中沿东北-西南布置两条-550m水平岩层大巷，在井田中下部三3煤层的底板岩层中沿东西布置两条-750m水平岩层大巷，暗斜井延伸至三水平在井田下部沿东西布置两条-900m岩层大巷，大巷布置方式、首采面的位置都与方案一相同。方案如图4-2所示。方案三：主副井布置方式，大巷延伸方式，水平布置与方案一相同，但是准备方式采用带区方式，方案如图4-3所示。方案四：主副井布置方式，大巷延伸方式，水平布置与方案二相同，但是准备方式采用带区方式，方案如图4-4所示。由于井田中部煤层埋藏较浅，在井田中部布置中央回风井经济上合理；又因为井田中央风井回风的中央并列式通风方式。前期通风比较容易，后期通风相对来说较困难。 图4-1 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文》第22页图4-3 图4-4 (2)技术比较带区布置。提出方案一，主要考虑开拓工程量省，有利于两阶段工作面的布置；第二种方案在方案一的基础上考虑下山开采的不利因素，设置多三平，上山开拓，立井结合暗斜井延伸；提出方案三，主要考虑井田地质条件简单煤层倾角小，节省了生产费用；提出方案四是在方案三的基础上考虑带区仰斜开采的不利因素，用暗斜井延伸了水平，形成了三水平开拓。这四种方案在技术上都是可行的，并且有可比性。(3)粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的一二方案和三四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。在比较过程中，由于风井的布置这四个方案中都是相同的，因此，没有列入比较范围。表4-1方案一立井两水平上下山开拓数量(元)费用(万元)费用(万元)费用(万主井开凿副井开凿立井延仲大卷开凿井底车场石门开凿小计生产费用(万上/下山系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)排水涌水量时间(h)服务年限(年)(元(m³)大巷运输系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)小计合计费用(万元)中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第25页数量(元)费用(万元)费用(万元)费用(万主井开凿副井开凿立井延伸暗斜井延伸大巷开凿井底车场石门开凿小计生产费用(万暗斜井提升系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t:km)上山运输系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)排水涌水量时间(h)服务年限(年)(元(m³)大巷运输系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)小计合计费用(万元)中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第26页数量(元)费用(万元)费用(万元)费用(万主井开凿副井开凿立井延伸大巷开凿场石门开凿小计生产费用(万系数煤量(万t)运输距离(km)(元/tkm)排水涌水量时间(h)服务年限(年)(元/m³)大巷运输系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)小计合计费用(万元) 数量(元)费用(万元)费用(万元)费用(万主井开凿副井开凿立井延伸暗斜井延伸大巷开凿场石门开凿小计生产费用(万合计升系数煤量(万t)运输距离(km)(元/tkm)系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)排水涌水量时间(h)服务年限(年)(元(m³)大巷运输系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)小计费用(万元)中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第28页数量(元)费用(万元)费用(万元)费用(万主井开凿副井开凿立井延伸大巷开凿场石门开凿准备苍道小计生产费用(万上/下山系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)排水涌水量时间(h)服务年限(年)(元/m³)大巷运输系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)小计合计费用(万元)数量(元)费用(万元)费用(万元)费用(万主井开凿副井开凿立井延伸大巷开凿场石门开凿准备苍道小计生产费用(万系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)排水涌水量时间(h)服务年限(年)(元/m³)大巷运输系数煤量(万t)运输距离(km)(元/t-km)小计合计费用(万元)两方案对比汇总见表4-7。方案方案一名称立井两水平上下山开拓立井两水平带区开拓费用(万元)费用(万元)初期基建费用后期基建费用生产经营费用总费用由表4-7知，两种方案详细经济总费用方案三比方案一低20.17%,并且方案三的生因此本设计采用方案三立井两水平带区开拓作为最终的开拓方案。由前章确定的开拓方案可知主、副井都为立井，通风方式为中央并列式，在工业广务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立(1)主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m,净断面积33.18m²,基岩段毛断面积44.18m²,表土段毛断面积55.41m²。井筒内装备一对16t的箕斗，井壁混凝土壁厚施。主井断面如图4-5,主要参数见表4-8。(2)副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.5m,净断面积44.18m²,基岩段毛断面积59.45m²,表土段毛断面积72.38m²。井筒内装备一对1.5t双层四车多绳罐笼，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井井筒断面见图4-6,主要参数(3)风井风井采用立井型式，圆形断面，净直径为6.0m,净断面积为28.27m²,基岩段毛断面积36.32m²,表土段毛断面积50.27m²。风井布置在工业广场内，不需要留单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护，表土段井壁厚度1000mm,基岩段井壁厚度400mm。风井井筒断面如图4-7所示，主要参数见表4-10。(4)风速验算中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第31页表4-8副井井筒特征表井型提升容器井简直径井深多绳摩擦提升机井断面积井筒支护基岩段毛段面积表土段毛段面积井型提升容器一对1.5t双层四车多绳罐笼一个带平衡锤的双层四车宽罐笼井筒直径井深井断面积井筒支护基岩段毛断面积表土段毛断面积表4-10风井井筒特征表井型井筒支护充填混凝土厚50mm井筒直径井深井断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积 中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第34页1、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和侗室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井简提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：①大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。③当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场：若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。④采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。本矿井设计年产量为2.4MVa,井底车场不经过石门与大巷直接相连，减少了工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，通过能力较大，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-83、调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车a.主井系统硐室立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，本矿井取20%,因本矿井日产量为7273t,所以需要煤仓容量为1455t,设置一个直径为10m,高20m的圆形直立煤仓，总容量约2199t,能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。 1.主井2.副井3.中央风井4.胶带机大巷5.轨道大巷6.井底煤仓7.胶带机机头硐室8.保健室9.等候硐室10.中央变电所11.水仓12.泵房13.大巷联络巷14.材料库图4-8立井卧式环行井底车场b.副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓布置在井底车场最低处。《煤矿安全规程》(2010年版)第二百八十条规定：正常涌水量在1000m³/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常用水量。本矿井正常涌水量为180m³/h,最大涌水量为230m³/h,所需水仓的容量为：S—水仓有效断面积，10m²;L—水仓长度，500m。c.其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、柴油机齿轨机车加油维修间、柴油机齿轨机车车库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。表4-11胶带大巷断面特征表断面/m²设计据进尺寸喷射净周长净设计宽度高度厚度/形式外露长度排列排间距长度直径树脂a—人行侧宽度，取1550mm,b—车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500mm,带区巷道一般取300~500mm,本断面取500mm;年版)第19条、第20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算表4-12轨道大巷断面特征表断面/m²设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/净设计宽度高度厚度/形式外露长度排列方式排间距长度直径树脂三花 根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定箱式矿车。主要大巷(胶带输送机大巷和辅助运输大巷)均采取锚网喷，并采用壁后及时注浆技术提高围岩整体的稳定性。采用锚喷支护能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40~100kg,劳动力消耗比拱形支架减少60%,缩小巷道断面，从而加快巷道5准备方式带区巷道布置考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区位于井田北翼，距离工业广场近，大巷掘进的同时就可以同时进行带区的巷道布置。带区所采煤层为三3煤层，其煤层特征：黑色，沥青光泽，亮煤，镜煤，粒状、条带状结构，条痕呈黑褐色，硬度f=2.3,内生裂隙发育，多充填黄铁矿或钙质膜；断口参差状、阶梯状，少见贝壳状。煤厚1.40～6.68m,平均厚度4.98m,可采区一般煤厚2.60～6.32m,结构简单，倾角平均为4.2～7°,煤的容重1.4t/m³。井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm³/g,属低沼气矿井。各煤层均无煤尘爆炸危险。各煤层均属不自燃发火煤层。三3煤层首采块段煤层沼气含量小于0.5cm²/g,该带区属于低瓦斯带区。二2煤层属于无煤尘爆炸危险性煤层，且属不自燃发火煤层。煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩(厚度一般大于5m),局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm²,岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。本井田新生界下部含水层、二叠系砂岩裂隙含水层和石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层(组)对井下开采影响较大。但因新生界下部含水层(组)与可采煤层露头接触很少或不接触，本区在留设防水(砂)煤柱条件下，为间接充水含水层，而三煤层分布范围最大涌水量为230m³/h。层和褶曲构造，故属于地质条件简单的区域。带区内对应地面有少数几个的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，所以采取全部搬迁措施，井田内部无河流。(1)巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快； (2)运输系统简单，占用设备少，运输费用少；(3)由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。(4)通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。(5)对某些地质条件的适应性较强。(6)技术经济效果显著。(7)在煤层倾角不大于12°时技术经济效果显著,国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高且吨煤成本低。首采带区为北一带区，北以井田边界线为界，东南以人为划分的带区边界为界，西南以大巷煤柱为界。其东西长约为3250m,南北长约为1680m。(1)带区煤柱带区内的煤柱主要是带区边界煤柱和分带间煤柱。带区北部边界煤柱与井田边界煤柱重合，西南部边界煤柱与大巷煤柱重合，带区东南留设10m的带区分界隔离煤柱。因煤层较厚，分带较长，本矿井设计采用双巷，本阶段行人进风斜巷作为下阶段回风运料斜巷使用，行人进风斜巷与运煤斜巷之间留10m宽煤柱，两巷道间留设联络巷。(2)分带要素中央带区东西长约为3250m,南北长约为1680m。带区内划分8个分带，工作面长230m,分带斜巷均为5m宽，则分带宽为250m,分带斜长为850～2460m。(3)开采顺序带区采用双巷布置与掘进，首采工作面为位于带区北侧的33101工作面，倾斜长壁俯斜开采，西北侧相邻布置接替工作面。(4)带区通风带区内各工作面采用U形后退式通风，风流系统简单，漏风小。带区生产时，新鲜风流从副立井经轨道大巷，通过分带轨道行人进风斜巷进入工作面，污风经分带回风运料斜巷、回风斜巷进入胶带运输大巷，再经中央风井排出地面(5)带区运输带区内分带运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭经带区煤仓到大巷胶带运输机，运输到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面：带区内辅助运输采用SQ系列无极绳连续牵引车牵引矿车运输，材料车从井底车场出来，经轨道大巷、带区材料车场，然后到回采工作面的轨道斜巷，再到工作面。带区巷道布置如图5-1所示。图5-1带区巷道布置图1.胶带机运输大巷2.轨道大巷3.行人进风平巷4.带区行人进风斜巷5.带区运煤斜巷6.联络巷7.采煤工作面8.采空区9.带区运料回风斜巷10.回风斜巷11.材料车场(1)运煤系统工作面→分带运输斜巷→带区煤仓→胶带运输大巷→井底煤仓→主井→地面。(2)辅助运输系统地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区材料车场→分带回风运料斜巷→工作面。(3)通风系统新鲜风流→主、副井→井底车场→轨道大巷→行人进风斜巷→行人进风斜巷→工作面；污风→回风运料斜巷→回风斜巷→胶带机大巷→回风石门→中央风井。工作面通风系统路线图如图5-1所示。(4)排矸系统工作面→分带回风运料斜巷→带区材料车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面。(5)工作面供电系统地面变电站→副井→中央变电所→轨道大巷→分带回风运料斜巷→工作面。(6)排水系统排水路线：工作面→分带回风运料斜巷(分带运输斜巷)→轨道大巷(胶带大巷)→井底水仓→副井→地面。带区内所有工作面分带斜巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，使用EBZ132悬臂式掘进机，机载锚杆钻机，轻型支腿式气动锚杆钻机，FD-NO6.7/2×30型对旋式局部通风单体锚杆机等。掘进通风方式为压入式局扇通风。岩巷综掘配备EBZ318H综掘机。利用轨道和矿车完成材料设备的运送。煤巷综掘利用机载锚杆钻机临时超前支护，利用气腿式锚杆机进行巷道顶、帮锚杆、5.2.6带区生产能力及采出率(1)带区生产能力带区生产能力是指单位时间内带区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及带区本矿井设计生产能力为2.4Mt/a,采用工艺，由于一次采全高产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例计算：●工作面生产能力计算工作面长度230m,首带区煤层厚度4.98m,采煤机截深0.8m,工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m,往返一次割两刀，即两个循环，每日共完成6个循环。设计割煤高度4.98m,每年生产330天。带区生产能力按下式计算：(2)带区采出率●边界煤柱损失●分带边角煤损失根据《煤炭工业矿井设计规范》(2005年版)规定：厚煤层带区采出率不低于0.75,中厚煤层带区采出率不低于0.8,薄煤层带区采出率不低于0.85。设计首采带区采出率为0.8534,符合规定。带区下部车场如图5-2所示，回风运料斜巷通过带区下部车场与轨道大巷相连接，通1—胶带大巷；2—轨道大巷；3—材料车场；4—绞车房；5—回风运料斜巷；6回风斜巷带区主要硐室有：带区煤仓，带区绞车房，带区变电所(1)带区煤仓本带区分带运输平巷和胶带机运输大巷有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。高度10m,用混凝土砌碹支护，壁厚300mm,其容量为：C防空仓漏风留煤量，取10t;中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第46页L——割煤机半小时运行距离，90m(按采煤机割煤速度3m/min计算);B——进刀深度，0.8m;煤仓的断面半径：根据计算得煤仓的断面半径为3.1m,故带区煤仓断面直径取7m,此时煤仓容量为538.7t。(2)绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设矿取2.5m;二是通风巷道，宽度一般为1.2~2.5m,本矿取2.0m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为3~4.5m,本矿取4m。(3)带区变电所井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，故首采带区不布置带区变电所。带区所采煤层为三3煤层，三3煤层以亮煤、镜煤为主，暗煤次之，丝炭少量。镜煤呈薄层状或小透镜状与亮煤及暗煤组成条带状结构，属半亮及光亮型煤。煤质稳定，硬度中硬，普氏硬度为2～3,属无烟煤，为低硫低磷低灰分。首采带区煤层平均厚度为4.98m,煤层平均倾角为6°,煤的密度为1.4t/m³。井田中各煤层瓦斯含量一般小于0.5cm³/g,属低瓦斯矿井。三3煤层首采块段煤层沼气相对涌出量为0.5m³/t,该带区属于低瓦斯带区。三3煤层属于无煤尘爆炸危险性煤层，且本矿井正常涌水量180m³/h,最大涌水量为230m³/h。三3煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩(厚度一般大于5m),局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm²,岩石的完整性，稳定性较好，顶板根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家采出率高，可达到93~97%以上。分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对(2)缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以(1)优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率低；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，本矿井煤质较硬，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚接近5m,赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优(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，倾向俯斜推进；工作面长度平均为为230m,区段长平均为1780m;煤厚4.98m。(2)工作面斜巷参数根据准备中悬臂式掘进机及其配套设备的尺寸，以及辅助运输设备的尺寸，确定工作面两分带斜巷断面为矩形断面，净宽4.6m,净高3.0m,断面面积为13.8m²。断面具体的工作面配套设备见表6-1。表6-1工作面配套设备序号设备型号备注1采煤机选用一次采全高成套设备2液压支架3刮板输送机6.1.4回采工艺及工作面设备选型(1)割煤方式：双向往返割煤。(2)进刀方式：端部斜切进刀割三角煤(3)进刀过程：①端部斜切进刀：采煤机割煤至机头(机尾)后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在直至后滚筒全部进入煤壁为止。机组进刀总长度控制在35m左右。②推移输送机机头(机尾):将输送机机头(机尾)推近煤壁。③回刀：再次调换两个滚筒的上下位置，向机头(机尾)方向割三角煤直至输送机机头(机尾)。④下行(上行)割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关以机头处进刀为例，其进刀过程如图6-1所示。图6-1端部斜切进刀割三角煤进刀2.装运煤机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片自动把煤装入刮板输送机，余煤由铲煤板随推移输送机装入。分带运输斜巷后段铺设一部转载机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩(1)采煤机的选型Qy—设计的工作面年产量，t/a;D—年生产天数，取330天；T—每日采煤机生产时间，取18h;H—采高，取5m;采煤机装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5~1倍。滚筒直径按最大采高的0.56倍来选择，并且滚筒直径应符合标准系列。根据最大可采高为5.2m,滚筒直径为应为2.9m。根据煤层的开采技术条件、煤的硬度、采高及以上计算的指标值，选择德国艾克夫公司生产的SL500型采煤机。其主要技术特征见表6-2。单位型号制造厂家德国艾克夫公司采高m截深m滚筒直径m滚筒中心距m截割功率牵引速度机面高度m卧底量m生产能力(2)刮板输送机选型工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应并留有一定的备用能力；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度Ke—采煤机割煤速度不均衡系数，取1.2;Ky—考虑运输方向及倾角对刮板输送机能力的影响系数，取1.05;因采煤机电动机功率为750kW,故刮板输送机的装机功率应大于等于750kW。工作面的长度为230m,故刮板输送机的设计长度应大于220m。250m,出厂长度为230m,功率为2×400kW,输送量为1500t/h,可以满足生产的需要。其表6-3工作面刮板输送机技术特征表单位数据型号制造厂家中煤张家口煤矿机械有限责任公司输送能力运输机长度m电压等级V功率链速中部槽尺寸转载机、破碎机及胶带输送机选型详见第7章井下运输部分。并参照矿上实际使用情况，选用德国DBT公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架126架，端头架3架，共计132(2)最小高度Hmin=4.8-0.2-0.05-0.0支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶最大采高的4~8倍进行计算，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。本矿井顶板周期来压不明显且顶板中等稳定，故可以取最大采高6倍进行计算。上覆岩层所需的支护强度按下式计算。经演算，P不大于支架额定工作阻力的80%,所以该支架能够满足支护要求。根据《综采生产管理手册》规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的50%~80%,取70%,初撑力P₀:由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为6088kN,符合控顶设计对支架初撑力表6-4液压支架技术特征单位型号型式二柱支撑掩护式支撑高度m支架宽度m中心距m初撑力工作阻力支护强度泵站压力支架重量t支护面积支架最大长度m制造厂家德国DBT公司工作面液压支架供液由RB125/31.5型乳化液泵站提供，其技术特征见表6-5。单位技术特征型号流量柱塞数量个3中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第53页电动机功率电压等级V质量泵总成尺寸储液箱L(1)支架可实现的四种移架方式：邻架自动顺序移主采煤层顶底板较稳定，条件较好，为了提高移架速度，采用成组顺序式移架，每3架支架分为一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移；推移刮板输送机采用双向成组推移，每组设置为12架。拉架滞后底滚筒2-3架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架(滞后上滚筒2-3架),以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头液压支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型端头支架，其技术特征见表6-6。表6-6端头支架主要技术特征单位数据型号工作阻力初撑力最小支撑高度m最大支撑高度m支护强度中心距m底板比压重量t2.超前支护(1)超前支护的范围及方法从煤壁线向外30m超前支护，柱距800mm。②分带运输斜巷的超前支护从煤壁线向外30m超前支护，柱距800mm。④当各横川进入超前支护范围内，必须在各横川口加强支护。在横川口靠煤柱打一排柱距为800mm的戴帽点柱(用单体柱)。(2)超前支护管理①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。要上好保险绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。②超前支护处满足高不低于1.8m,宽不低于0.8m的安全出口和运送物料通道。③当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。④在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长、安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50m回收，备品备件必须码放在工作面70m以外。割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过1m,最突出部分不超过150mm;长度在1m以下，最突出部分不超过200mm)。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循有明显错差(不超过顶梁侧护板高的1/3),支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350~550mm之间；移架过程刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移困难时，不应强推硬过，必工作面没有超过100mm的炭块。清煤工必须滞后推移刮板输送机10个架，距采煤机大于50m,清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。工作面上/下端头布置3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，沿空留巷采用单体支柱加铰接顶梁支护，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。(1)端头支架必须达到初撑力。(2)端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在(3)当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗6、采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m²而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关(1)在各转载点落煤处加设缓冲装置。(2)在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在3m/min左右。(3)破碎机锤头高度保持在150~200mm之间。(4)机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。(5)停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。(6)在顺槽皮带机头处加设除铁器。(7)各级运输机司机严格把关，禁止杂物(板皮、木料)进入运煤系统。工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效矿压监测由班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工种追班检修),均执行现场交接班制，每班有效工时为6h。劳动组织方式为分段追机作业。循环方式为生产班每班进两个采煤循环，日进六个循环。24h正规循环作业图表见工作面层表6-7劳动组织配备表工种班次定员生产一班生产二班生产三班检修班班长22228采煤机司机22228支移架工3336刮板机司机11114转载机司机11114泵站司机11114胶带机司机22228端头维护工22228清煤工22217电工11147运料工2224验收员11114其他人员11125矿干部11114合计L—工作面长度，230m;S—循环进尺，0.8m;H—采煤机割煤高度，4.98m;C—工作面采出率，取0.95;3、工作面吨煤成本(1)工作面工人效率=工作面日产量/在册人数(2)工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组设备折旧费C1=(固定资产原值总和-设备残值)(使用年限)各种设备的年折旧费取1.5元/t。b、工资C2工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工300元，工效为76.17t/工，c、材料费C3材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用、坑袋费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为8.0元/t。电费单价为1.0元/Kwh。工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4工作面主要技术经济指标见表6-1-9。工作面主要技术经济指标见表6-8。表6-8工作面主要经济技术指标序号单位数量1工作面推进长度m2工作面长度m3工作面平均倾角o64设计采高m8煤的密度9循环进尺m循环产量t日循环数个6日产量t月推进度m坑木消耗m³/万t8乳化液消耗kg/万t回采工效t/工回采率%吨煤成本元/t1、布置方式工作面相对瓦斯涌出量0.5m³/td,属低瓦斯矿井，生产能力为2.4Mt/a,根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置带式输送机，运煤兼进风，区段区段平巷采用双巷掘进，双巷间距10m,采区两侧边界各留10m的采区边界保护煤柱分带运输、轨道斜巷断面尺寸均为4.6m×3.0m,矩形断面。采用胶带输送机运煤，无级绳绞车牵引矿车辅助运输，胶带机巷布置1200(1)顶板锚杆①规格和数量：规格φ22-M24-2800mm,共6根，间排距800×800mm。③网：8#铁丝网，规格为5200×1000mm,网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12#铁丝按150mm间隔有效连接。⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑦药卷：采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。⑨钻孔规格：钻孔直径28mm,钻头直径27mm,孔深2750mm。⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN,锚固力不低于120kN,锚杆预紧力矩不小于300N·m。(2)顶板锚索梁施工，如图6-2所示。②钢带：16#槽钢，长2m,两孔，孔中心距1.5m。⑥药卷：采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型(里端),另三支为Z2360。⑦锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。⑧钻孔规格：钻孔直径28mm,钻头直径27mm,孔深6000mm。⑨预紧及锚固力：预紧力80~100kN,锚固力不低于200kN。(3)帮部锚杆①规格和数量：规格φ22-M24-2500mm,共4根，间排距800×800mm。用12#铁丝按150mm间隔有效连接。中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第59页⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。⑨钻孔规格：钻孔直径28mm,钻头直径27mm,孔深2450mm。⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN,锚固力不低于80kN,锚杆预紧力矩不小于300N·m。(4)个别地段根据需要可增设预警点柱。(5)巷道帮顶肩角处锚杆适当垂直煤岩面，也可带一定角度。帮顶锚杆扭矩不低于(6)严格控制锚杆排距，确保锚杆排距不得超过850mm。中国矿业大学2012届本科生毕业设计(论文)第60页(1)顶板锚杆①规格和数量：规格φ22-M24-2800mm,共6根，间排距800×800mm。块),钢塑网的规格为5400×1000mm。⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。⑨钻孔规格：钻孔直径28mm,钻头直径27mm,孔深2750mm。⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN,锚固力不低于120kN,锚杆预紧力矩不小于300N·m。(2)顶板锚索梁头施工，如图6-3所示。②钢带：16#槽钢，长2m,两孔，孔中心距1.5m。型(里端),另三支为Z2360。⑦锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。⑧钻孔规格：钻孔直径28mm,钻头直径27mm,孔深6000mm。⑨预紧及锚固力：预紧力80~100kN,锚固力不低于200kN。(3)帮部锚杆①规格和数量：规格φ22-M24-2500mm,共4根，间排距800×800mm。并用12#铁丝按150mm间隔有效连接。⑤螺母及垫圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。⑧锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。⑨钻孔规格：钻孔直径28mm,钻头直径27mm,孔深2450mm。⑩预紧及锚固力：锚杆预紧力不低于60~80kN,锚固力不低于80kN,锚杆预紧力矩不小于300N·m。(4)高帮(非回采侧)锚索梁①规格和数量：规格φ21.8-5300mm,在巷帮中部布置一本科生毕业设计(论文)第66页距1.6mm,锚索梁在迎头后根据矿压观测，及时补充施工，最终形成如图6-3所示；②钢带：16#槽钢，长2m,两孔，孔中心距1.5m。⑥药卷：采用三支树脂药卷，规格为Z2360。⑦锚固方式：树脂加长锚固，锚固长度为2275mm。⑧钻孔规格：钻孔直径28mm,钻头直径27mm,孔深5000mm。⑨预紧及锚固力：预紧力80~100kN,锚固力不低于200kN。φ22.8212500楼料φ22.8212500楼料422<106祖素井下运输分为主要运输和辅助运输。主要运输就是指对煤的运输；辅助运输是指运输矸石、材料、设备和人员。井下运输设计是对井下主要运输和辅助运输作统筹安排，运输方式与设备的选型，应根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、瓦斯情况、采煤方7.1.1井下运输设计的原始条件与数据井下运输设计的原始条件和数据见表7-1。表7-1井下运输设计的原始条件与数据序号单位参数1设计生产能力2工作制度四六制3日净提升时间h4年工作日d5煤层平均厚度m6煤层倾角O7煤的密度8相对瓦斯涌出量9最大绝对瓦斯涌出量矿井瓦斯等级低煤尘爆炸性无爆炸危险性首采带区分带运输斜巷到胶带运输大巷平均运距为1780m,大巷运距为1722m,故从工作面到井底车场的最大运距为3502m。首采带区布置一个采煤工作面、一个掘进工作面即可保产，综采工作面日产量7312.24t,掘进面日产量220t,运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。1)运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助运输：为实现自动化控制和连续集装运输，适应矿井底板差的条件，结合矿井煤层倾角、岩石工程量等因素，并按照《煤矿安全规程》第三百六十五条：人员上下的主要倾斜井巷，垂深超过50m时应采用机械运输人员，确定采用DLZ110F防爆柴油机2)运输系统本科生毕业设计(论文)第68页井下运输