采矿工程毕业设计（论文）-潘家窑14号煤层开采设计

1、山西大同大学本科生毕业设计中文题目： 潘佳窑14#煤层毕业设计 英文题目：The 14#Coal Seam Mining Design of PanJiayao Coal Mine(0.9Mt/a) 学 院： 煤炭工程学院 姓 名： 学 号： 专 业： 采矿工程 班 级： 16采矿专升本二班 指导教师： 职 称： 完成日期： 2018 年 5 月 28 日摘 要全套图纸加扣 3346389411或3012250582本次设计是开采潘家窑煤矿14#煤层，设计图纸共4张，说明书共八章。根据矿井原始资料，计算出矿区面积为10566648m2，矿井的地质储量为51.53Mt，矿井的设计可采储量为44.

2、92Mt。矿井设计工作制度为四六制，即三采一准。矿井生产能力为0.9Mt/a，服务年限为55年。根据煤层埋藏深度确定井田开拓方式为斜井开拓，只划分为单水平。整个矿井划分为4个盘区，主副斜井各一个，风井布置一个。该矿井可采煤层14#煤平均厚度为3.33米、容重为1.45t/m3，井型初步定位0.9Mt/a。据井田调查结果，该矿井为低瓦斯矿井。瓦斯涌出量1.16m3/t。采煤方法选为一次采全厚综采采煤方法，工作面长150米，推进长度为1346米，采煤机型号MG250/600系列电牵引采煤机为型的双滚筒采煤机，工作面回采率为95%，采掘比为1:2。井下运输均采用皮带运输，实现连续运输出煤，矿井通风系

3、统为中央并列式，通风方式为抽出.关键词：瓦斯；双滚筒采煤机；综采放顶煤AbstractThe design is the exploitation of coal minePanJiayao14 # coal seam, a total of seven design drawings, ten chapters Manual. Mining engineering in accordance with the needs and characteristics, underground transport and lifting equipment selection generally o

4、nly do the calculation. According to raw data, an area of10.56square kilometers,geological reserves of 142.59Mt, recoverable reserves of51.53 Mt is calculated for mining. The designed working system for the mine is 46 system, that is, three for production，one for preparation. Mine production capacit

5、y of 0.9Mt / a, length of service is 55 years. The deapth of coal buried underground decided that slope is adopted and the mine is divided into single-level only. The entire mine is divided into four mining area, three subshafts are chosen ，providing two intakes one layout. The mine is located in Ta

6、iyuan coal seam, a total of two seams. The design is for 14 # coal seam , and their average thickness of 3.33 meters, the density of 1.45. Two seams is parting for 3.33 meters.Both seams are stable. Roof and floor conditions were better, easier to support. Well-type initial positioning 0.9M / a. Acc

7、ording to the findings ,the mineis of low gas. Gas emission 1.16m3 / t. Tully-mechanized top-coal caving mining method selected as the integrated mining, 150 meters long face, and promote a length of 1346 meters, Shearer model MG250/600WD type double drum shearer, face extraction rate of 95%, the ex

8、traction ratio of 1: 2. Underground transport are the transport belt, the realization of a continuous transport of coal, Finally, the economic part of the cost of construction of the mine the initial budget, so that a more reasonable design specification. Key words: mine development, mining methods,

9、 mechanized mining.目 录1 井田概况及地质特征11.1井田概况11.1.1井田位置及范围11.1.2交通位置21.1.3水系21.1.4气象与地震31.1.5电源条件31.1.6水源条件31.2矿井建设的资源条件31.2.1构造31.2.2煤层41.3水文地质51.3.1矿井水文地质51.3.2矿井涌水量预测51.4煤层顶底板条件51.4.1煤层顶、底板岩性及力学性质51.4.2瓦斯、煤尘、煤层自燃性及地温62 井田储量及服务年限72.1 矿井工业储量72.1.1储量计算方法72.1.2储量主要参数的确定72.2 矿井可采储量72.2.1矿井设计储量计算72.2.2矿井设计

10、可采储量82.3 矿井设计生产能力及服务年限82.3.1 矿井的工作制度82.3.2矿井设计生产能力确定82.3.3同时生产的水平数目的确定82.3.4矿井及水平服务年限的计算93矿井开拓103.1 矿井开拓方式的确定103.1.1井田开拓方案103.1.2井田开拓方案的确定103.1.3. 工业场地的置103.2方案比较143.2.1.技术比较144 盘区巷道布置及装备174.1 带区巷道布置及生产系统174.1.1带区数目和位置174.1.2.带区运煤、辅助运输、通风及排水系统(附图如下)174.2盘区生产能力及采出率184.2.1.采区生产能力184.2.2.准备掘进和端头生产能力194

11、.2.3带区采出率195 大巷运输及设备的选择195.1采煤方法选择195.1.1工作面长度的确定205.1.2大巷运输方式的选择205.1.3辅助运输方式的选择215.1.4工作面运输方式215.1.5采煤机割煤方式215.1.6采煤机型号215.1.7采煤机进刀方式235.1.8拉移支架255.1.9工作面支护选型及顶板管理255.2工作面循环方式和循环作业图表的编制315.2.1工作面循环方式315.3回采巷道布置325.3.1回采巷道布置方式325.3.2回采巷道支护方式355.3.3.端头支护及安全出口顶板管理:36 6 矿井通风及安全技术386.1 风量的计算386.2 矿井通风系

12、统和风量分配426.2.1矿井通风系统426.2.2风量分配436.3 计算负压及等积孔446.3.1计算原则446.3.2计算方法456.4 选取扇风机496.4.1选择主扇506.4.2选择电动机516.4.3反风措施：516.5 安全生产技术措施516.5.1预防瓦斯爆炸的措施526.5.2预防煤尘爆炸的措施536.5.3预防火灾的措施536.5.4预防水灾的措施546.5.5预防顶板事故的措施546.5.6煤及瓦斯突出的预防措施556.5.7避灾路线556.5.8矿山救护557 设计矿井基本技术指标55参考文献58致 谢591 井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1井田位置及范围山

13、西煤炭运销集团潘家窑煤业有限责任公司位于位于大同市左云县城14km，马道头乡东段. 。北5km,行政区划隶属左云县马道头乡管辖,其地理坐标为:北纬39度530239 55 5521。东经：11246171125032西安80坐标系（国家6带）坐标拐点编号XY拐点编号XY14419959.4919653716.6384420260.4919656712.6424419976.4919654716.6394421709.5019656688.6434418476.4819654741.64104421694.5019655780.6344418501.4919656241.64114422495.

14、5019655767.6354418254.4919656996.65124422468.5019654174.6264419594.4919657563.65134421468.4919654189.6374420274.5019657552.64144421460.4919653691.62北京54坐标系（国家6带）坐标拐点编号XY拐点编号XY14420006196537888442030719656784244200231965478894421756196567603441852319654813104421741196558524441854819656313114422542196

15、558395441830119657068124422515196542466441964119657635134421515196542617442032119657624144421507196537631.1.2交通位置铁路：东距大同至乔村运煤专线12km，大（同）乔（村）线全长45 km，大同市枢纽站在South北通浦线、大秦线、太原至东、秦皇岛、济宁、湖北、大连和东大北京通过大同市北部交汇。公路：北距109国道大（同）左（云）公路段17 km，向东12 km可接大同至乔村矿区公路，该区有大(塘)-云(市)高速公路。交通十分便利。地形特征: 最高点位于井田东北边界的西侧,高海拔1835

16、m,最低点位于井田南界,高1560m,最大相对高度差为27.5m。1.1.3水系 这一地区属于海河永定河系,艾达境内没有大峡谷。老毛窑沟、花园窑洞、牛斗沟、老马家沟。每条沟都是一个多雨的汛期沟沟,通常没有水,只有雨季汛期洪水排放,南水北调地表水进入十里河,十里河由西向东通过北侧进入马钧村东南部,进入萨南河。气象与地震该区属中温带半干旱大陆性季风气候,有四个不同的季节。 1.1.4气象与地震本区属中温带半干早大陆性季风气候，四季分明，温差显著为本地区气候特点。1.1.5电源条件本矿周边有左云县马道头35kV变电站,供电距离650K m,满足矿井生产需要。1.1.6水源条件依据地质报告，该井田范围

17、内风化带水量较为丰富，可满足矿井生产和生活用水，另外北部十里河两岸水量丰富，亦可做为永久性水源。 1.2矿井建设的资源条件1.2.1构造1、褶曲(1)S1背斜:位于井田北部,轴为南北向,两翼相对平缓,倾角一般在26度之间,背斜轴约为3000米Ida Chinobunobu长度。(2)S2向斜:位于井田南部,靠近轴线。两翼地层产状不对称,北翼地层产状总体东南方向趋向于西北方向,倾角一般为413度。南翼地层总体呈北东、西向,向东南方向发展。倾角平缓,一般在2-4度。向斜轴长度约为39 62m,长度为3662m。2。故障矿区的断层构造发育良好,序列号为F1、F2,断层特征为表1-2-1。编号走向倾向

18、倾角落差性质位置F1N32WS58W8280m正断层北东部F2N59WN31E8510m正断层中南部1）F1断层，为一正断层，走向北西，倾向南西，倾角82落差为80m，延伸长度1782m。（2）、F2断层，为一正断层，走向北西，倾向北东，倾角85落差为10m，延伸长度5705m。3、岩溶、陷落柱和岩浆岩地表及开采过程中未发现陷落柱，也未发现岩桨岩侵入体。综上所述，本井田地层产状平缓，为一背向斜相间的褶曲构造，断层较发育，构造复杂程度总体上属中等类型。1.2.2煤层14号煤层：位于大同组下部，为侏罗系大同组最下一层可采煤层，上距11-3号煤层4.71m。煤层厚2.10-4.35m，平均3.33m

19、，结构较简单，局部含1-2层夹石，为全井田稳定的最主要可采煤层。顶板为细粒砂岩，底板为砂质泥岩，井田内部分采空煤层编号煤层厚度（m） 煤层间距（m）煤层结构（夹矸）稳定性可采范围顶底板岩性最小-最大平均最小-最大平均顶板底板1.65-7.454.71142.10-4.353.33较简单0-1稳定全井田可采细砂岩砂质泥岩1.3水文地质1.3.1矿井水文地质地表水 该矿位于大同市煤田西北部。它属于低矮的丘陵和丘陵。大部分地区被黄土覆盖,沟壑更发达。没有地表水和多年生河流2、含水层含有少量孔隙水。3、隔水层井田内隔水层主要为煤系层砂岩之间的泥岩、砂质泥岩，是侏罗系各煤层之间良好的隔水层。1.3.2矿

20、井涌水量预测根据各生产矿井涌水量统计与各自的原煤产量比较，最大涌水系数为0.066m3/dt，一般为0.036 m3/dt。Q最大=0.661818=1200m3/dQ一般=0.361818=654m3/d。1.4煤层顶底板条件1.4.1煤层顶、底板岩性及力学性质14号煤层一般不存在假顶,顶部为灰色细砂岩,厚度为7米。老顶为灰中砂岩,密实坚硬,不易掉落；底板为泥岩，含黄铁矿结核，稳定性好，不易底鼓。报告编号来样编号抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa）2010-095814号顶(22.4-31.2)27.2(0.51-1.73)1.12(2.11-2.63)2.332010-0

21、95914号底(30.8-56.0)46.1(0.81-2.35)1.48(2.86-5.11)3.741.4.2瓦斯、煤尘、煤层自燃性及地温瓦斯该矿瓦斯品位属于低瓦斯矿井,但瓦斯变化规律与变质程度、埋深、围岩类型、构造、水文地质条件、采矿方法等因素有关。一般说来,煤变质程度越高,埋藏深度越大,围岩孔隙和裂隙的数量越大,向斜轴和近断层的大部分气体也就越大。煤尘爆炸山西煤业综合测试中心对HONIDA煤层的煤样进行了测试,均为爆炸性样品。 （二）煤炭自燃倾向性根据山西煤炭工业综合试验中心的试验结果,各煤层自燃倾向度为I级,自燃倾向易自燃(三)地温和地压 1、地温 本区处于地温正常区,所以在开采过程

22、中不会受到热害影响。 2、地压 根据对大同矿区顶板大面积来压的调查和研究,总结出以下规律:1)厚煤层开采煤柱面积比30%,开采中厚煤层25%,一般不会有大面积压力,而煤柱面积比20%,采空区面积大面积压力大。2)当煤柱的宽高比大于34时,通常没有大面积的压力。3）煤柱的平面分布状况影响大面积来压的范围。煤柱尺寸大，分布密集的区域往往是塌陷区的边缘。4）本矿历年开采未发现有冲击地压现象，周边矿井也未发现冲积地压现象。6山西大同大学煤炭工程学院2018届本科毕业设计 2 井田储量及服务年限2.1 矿井工业储量2.1.1储量计算方法213，平均7.5，最大13。：（万吨）（m2）（m）（t/m 3）

23、2.1.2储量主要参数的确定1.面积的确定 CAD2.煤层厚度的确定各见煤点储量CAD： S= 10566648m2：Zg= Sh /cos7.5 (2-1) Zg=105666483.331.45/10000/0.99=51.53Mt 2.2 矿井可采储量2.2.1矿井设计储量计算Z=Zg-8%Zg51.53Mt，详见表2-1。煤层工业储量煤柱损失设计储量井田边界断层风井35153.642 661.6194492.0232.2.2矿井设计可采储量： （2-2）：，万t； ，万t； ，万t； C=85%；C=80%；厚煤层取 C=75%。35.93Mt，见下表2-2 14#5153.64244

24、92.023 3593.6182.3 矿井设计生产能力及服务年限2.3.1 矿井的工作制度。“四六”制作业，即三个班生产，一个检修班，每班工作六小时。2.3.2矿井设计生产能力确定0.9Mt/a。2.3.3同时生产的水平数目的确定本井田可采煤层为14#煤层，同时生产一个水平面并有工作面,保证1.08MT设置2.3.4矿用及使用寿命计算。2.3.4矿井及水平服务年限的计算： T=Z/(AK) （3-1）其中字母含义：T服务年限； Z设计可采储量，万t； A设计生产能力，万t/a； K储量备用系数，取1.4；所以，矿井及水平服务年限=3593.618/901.455年一定的，部合适的服务9山西大同

25、大学煤炭工程学院2018届本科毕业设计 3矿井开拓3.1 矿井开拓方式的确定3.1.1井田开拓方案1影响矿井开拓部署的因素1工业广场及井筒形式的选择： 2井田面积较小，南北向最长接近4000米，矿井通风路线短。3地质构造简单，煤层赋存平缓，煤层倾角2-13度。4本矿井属中厚煤层。3.1.2井田开拓方案的确定1井田开拓的原则 (1)实施与煤炭工业有关的技术政策,创造更多的煤炭、早期的煤炭生产、良好的煤炭生产、低成本和高效率的条件。生产系统完善、高效、可靠,最大限度地减少了岩巷工程量,增加了煤巷。在保证安全可靠生产的条件下,应减少开发量,尤其是初期建设量,节约资金投入,加快矿山建设。 (2)必须贯

26、彻煤矿安全生产的有关规定。建立完善的通风系统,创造良好的生产条件,减少巷道维护,保持主要巷道完好(3)合理集中和部署,简化生产系统,避免分散生产。 (4)适应国家的技术水平和设备的供给,创造条件,采用新技术、新技术、机械化采煤、综合机械化和自动化。 (5)减少煤炭损失。3.1.3. 工业场地的置 (1)有利于矿山的开发和部署,为矿山尽快达到生产创造条件。(2)为了减少地表土方量,井口和工业场地的选择应充分考虑地形条件,并应选择平坦的地形。(3)充分考虑煤层赋存条件。第四,充分利用现有的工业场地和设施,减少矿山投资。5。充分考虑供电、供水、输煤等外部条件。根据前三章存在的条件,本着合理集中、方便

27、生产、有序继承的原则,减少巷道工程量,多加煤巷,少巷,并考虑初采。重点介绍了该矿,并对煤层的赋存情况和IDA的特点进行了分析,并提出了两种发展方案:方案例1:方案一：1.筒的、形式、数目及矿井通风方式该行业建立在井田东北方向。由于该井煤层平均埋深大于200米,在选定的工业广场中,可以利用斜井打开主斜井、副斜井和早回轴。井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井坐标54坐标纬距X54坐标经距Y标高(m)井口1209.51207.71242.3井底935.8962.7993.0井筒倾角（）172290提升方位角（）263263井筒长（深）度(m)914.15656.0249.3井筒用途煤炭提升、进风安全出

28、口辅助提升、进风、行人、安全出口回风、安全出口2. 阶段垂高及开采水平的规划、位置与数目，以及各开采水平的服务年限由于本井田采用联合布置，所以只设置一个开采水平，水平标高为981.6m，开采水平的服务年限为矿井的服务年限55a。3. 运输大巷、主要石门及暗井的位置、形状及数目大巷间距为30m。三条大巷均为煤巷,回风井布置在井田的中部。4. 采（盘）区划分及开采程序根据选定的开拓方案， 全井田14号煤层布置四个采区，矿井初期投产采区为一采区，然后再依次开采二、三、四采区。方案二：1.筒的、形式、数目及矿井通风方式这个行业是在矿区南部建立的。在选定的工业广场中,选择斜井、主斜井、副斜井和预回风井。

29、在艾达开挖期间,回采井负责回采期间艾达的回风。井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井坐标54坐标纬距X54坐标经距Y标高(m)井口1215.61215.61231.2井底935.3965.8990.8井筒倾角（）162290提升方位角（）180180井筒长（深）度(m)1016.15656.0222.4井筒用途煤炭提升、进风安全出口辅助提升、进风、行人、安全出口回风、安全出口2. 阶段垂高及开采水平的规划、位置与数目，以及各开采水平的服务年限由于本井田采用联合布置，所以只设置一个开采水平，水平标高为981.6m，开采水平的服务年限为矿井的服务年限55a。3. 运输大巷、主要石门及暗井的位置、形状及

30、数目大巷间距为30m。三条大巷均为煤巷，回风井布置在井田的中部。 4. 采（盘）区划分及开采程序根据选定的开拓方案， 全井田14号煤层布置四个盘区，矿井初期投产采区为一采区，然后再依次开采二、三、四盘区。3.2方案比较3.2.1.技术比较由于煤层赋存条件比较简单,煤层是浅埋煤层,因此选择斜井开拓是合理的。方案一和方案两种形式的轴选择是一致的,不同的是两个工业场地的位置和主要车道的布局。项目1的工业场地布置在雷区东北部，工业场地布置在此处的好处是：1、此处地势平坦，便于工业场地内布置，减少地面土方工程量。2、有利于煤炭运输，且供水供电条件良好。3、见煤快，缺点是：此处地势较低，周围地势较高，需加

31、强防水工作。同时，井筒落底位置并不在储量中央，加大了煤柱损失。该处面积较小，不利于矿井改扩建增加工业场地面积的要求。方案二的工业场地布置在井田南面，工业场地布置在此处的好处是：该处地面面积达，可满足矿井改扩建增加工业场地面积的要求，缺点是煤炭外运不如方案一方便，且在此次布置工业场地会增加土石方工程量。方案一与方案二最显著的区别在于井筒的方位与大巷的布置。方案一井筒的方位角为263度，大巷为南北布置，方案二井筒的方位角为180度，小巷是为事物安排的。主要巷道基本沿煤层方向发展,巷道波状起伏较小。该方案的两个主巷基本沿煤层倾角布置,主巷道呈波浪形。方案一的优点是：大巷南北布置，井田范围内不规则块段

32、少，资源回收率高。大巷起伏小，有利于煤炭运输和辅助运输，采区工作面推进距离适中，有利于防止煤炭自燃。缺点是搬家次数多，采掘接替紧张，运输环节多，占用设备多，运营费略高，巷道工程量略大，投资略高。方案二的优点是：工作面推进长度长，搬家次数少，可保证采掘接替正常，运输环节少，占用设备少，运营费略低 ，巷道工程量略小，投资略低。缺点是大巷起伏大，不利于煤炭运输和辅助运输，采区工作面推进距离长，不利于防止煤炭自燃。大巷东西布置，井田范围内不规则块段多，资源回收率低。开拓方案技术比较见表4-1-3如下。优点缺点方案一1、大巷南北布置，井田范围内不规则块段少，资源回收率高；2、大巷起伏小，有利于煤炭运输和

33、辅助运输；3、采区工作面推进距离适中，有利于防止煤炭自燃；1、搬家次数多，采掘接替紧张；2、运输环节多，占用设备多，运营费略高；3、，巷道工程量略大，投资略高。方案二1、工作面推进长度长，搬家次数少，可保证采掘接替正常；2、运输环节少，占用设备少，运营费略低；3、巷道工程量略小，投资略低。1、大巷起伏大，不利于煤炭运输和辅助运输；2、采区工作面推进距离长，不利于防止煤炭自燃；3、大巷东西布置，井田范围内不规则块段多，资源回收率低。方案一与方案二相比，井筒形式、数目、水平标高、井口标高、井筒工程量等相差不大，因此,基本建设成本与生产成本之间的差异不大。因此,这两个计划需要与经济进行比较,以确定其

34、优缺点。 综上所述:方案一和方案二在总费用方面不相上下,然而,该方案的初期成本低,减少了初期建设工程的数量,节约了基础设施投资,加快了煤矿建设,保证了早期煤炭生产。就技术而言,方案一资源回收率高,大巷起伏小,有利于煤炭运输和辅助运输,采区工作面推进距离适中,有利于防止煤炭自燃。所以采用方案一。 备注:本矿除工业场地和井田中的四个村庄没有其他的地面建筑、水体和铁路。工业区有安全支柱,支护带宽度20m,表土剖面移动角为45度,基岩带移动72度。通风井区域有安全柱,护带宽度为20米,表土剖面移动角为45度。基岩带移动度72°。村庄留设煤柱按三下采煤理论计算。 4 盘区巷道布置及装备4.1 盘

35、区巷道布置及生产系统4.1.1盘区数目和位置 和工作面装备水平，矿井达到设计首采区选择在煤层的1401采区， 稳定，有利于矿井达产4.1.2.盘区运煤、辅助运输、通风及排水系统1）运煤系统工作面：分带胶带顺槽运输石门井底车场主井地面2）辅助运输系统工作面：副井轨道运输大巷分带运料巷工作面3）通风系统工作面：副井运输大巷（轨道大巷）分带运输进风巷道大巷分带运料回风巷回风石门风井地面4）排水系统工作面：分带运料回风巷井底水仓副井地面井下水处理站。4.2盘区生产能力及采出率4.2.1.盘区生产能力 0.9Mt，采高为3.33m的综合机械化采煤方法，只布置一1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算： （

36、5-1）式中字母含义：工作面采煤机生产能力，Mt/a； 采煤机割煤高度，m； 煤层容重，t/m3； 工作面长度，m； 采煤机截深，m； 工作面昼夜进刀次数，取7； 工作面割煤回采率，取0.95； N正规循环率，取0.8；已知H1=3.33 m,=1.45 t/m3,L=150 m,a=0.8m,n=6,c0=0.95,n=0.8代替公式(5-1)中的每个值。可得：A0=3303.331.451500.870.9510-6=1.27（Mt/a）A0=1.27（Mt/a）4.2.2.准备掘进和端头生产能力10%计算0.9Mt/a，采区生产能力1.27Mt/a，能满足矿井的产量4.2.3盘区采出率矿

37、区实际生产的煤的比例和矿区的工业储量称为矿区的提取率。矿区采收率=矿区实际煤/矿区工业储量100% 采区内工业储量为：51Mt盘区内实际采出煤量：45Mt则：盘区采出率 = 45/50100% = 80%根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中采出率为80%，符合煤炭工业设计规范。5.3大巷运输及设备的选择5.3.1采煤方法选择本井田设计煤层为14号煤层，14号煤层平均厚度3.33m，属中厚煤层，煤层倾角较大，属缓倾斜煤层。大采高一次采全厚单一长壁采煤法；三种方法各有优缺点，分别叙述如下：1.倾斜分层下行跨落采煤法，有利于在此类煤层条件下实现安全生产，技术经济指标。

38、缺点：在开采易燃煤层时， 优点：与分层开采比较，缺点：既增加了设备投资及搬迁难度，3.一次采全厚综采放顶煤采煤方法优点：有显著地经济效益。缺点：缺点:(约低于采矿水平10%),工作面粉的粉尘大,自燃和瓦斯积聚更隐蔽。 后退式综合机械化采煤方法。这种方法即经济又合理，方便可行。5.3.2工作面长度的确定一个更好的现代化矿井。因此,我们选择一个较长的工作面。综采工作面长度为150250m,各区段长度相同。因此,设计面长度为150米。5.3.3大巷运输方式的选择结合煤矿机械化设备和矿井运输方式的改进,巷道煤的主要优点如下1.2.5.3.4辅助运输方式的选择其优点是技术工艺简单，5.3.5工作面运输方

39、式1401的刮板输送机型号为 SGZ730 型刮板输送机。5.3.6采煤机割煤方式沿牵引方向，5.3.7采煤机型号MG250/600系列电牵引采煤机与单(双)电机驱动结构的纵向布置相比,传动系统简单可靠,效率高,便于安装和维修部件。采用框架结构,将机身设计成左中右三部分,三段与高强度液压栓对连接。解决了采煤机在冲击振动环境下的主要部件。联结松动问题。所有的反作用力、高圆柱支撑反作用力和牵引反作用力都由牵引箱支撑。电动控制箱、调速箱、升降泵站均安装在框架内,无外力,体积小,可靠性高,维修方便。 截割电机装有弹性扭矩轴,可大大减少了切削电机和整个切削传动系统对冲击载荷的影响,延长了其使用寿命。当切

40、削部分严重过载时,扭矩轴被切断,以保护整个传动系统。采用高效耐磨辊和截齿,消除了切削力的不平衡,降低了功耗和选煤消耗,提高了块煤率。 采用专用交流变频调速装置调速范围广,牵引和牵引速度大,适用于高产高效工作面。除薄煤层采煤机外,还采用机载变频调速系统,避免了牵引电缆故障引起变频器损坏。能量回馈式四象限运行变频调速电牵引采煤机可应用于倾角(045)煤层。交流变频电力牵引系统可采用“一拖一”或“一拖二”的方式。“一拖”模式由两个变频器牵引电机控制,两个牵引电机和牵引单元的负载通过外部控制系统自动平衡。“一拖二”模式使用变频器来控制两个牵引电机。系统简单、经济。电气控制系统采用PLC,可以提示操作步

41、骤,显示和存储故障,并显示所有的汉字。电控系统有多种控制方式,如电控箱、变频器、末端控制站的随机运行和远程控制。 瓦斯断电、截割电机恒功率自动控制及过载、水路系统监控、温度监控等保护功能。电子控制系统能在发生保护故障时自动跟踪采煤机的异常参数和采煤机的工作参数。在故障发生前,可以记忆和显示最近50个时间点的工作参数。便于分析和处理。截割高度(m),煤层倾角():2.03.6,18总功率(kW):598.5截割功率(kW):2250牵引功率(kW):240泵站功率(kW):18.5电压等级（V）:1140最大截割高度(mm):3320,3420,3520下切深度(mm):268.5,368.5,

42、468.5滚筒直径(mm):1600,1800,2000滚筒转速(r/min):42.86,37.64,32.87截深(mm):630,800摇臂长度(mm):1982机面高度(mm):1445(配SGZ764输送机)1380(配SGZ730输送机)摇臂摆动中心距(mm):7020调速方式:机载交流变频调速牵引方式:齿轮销轨式牵引力(kN):698412，535/320牵引速度(m/min):06/10，07.85/13.12重量(t):43配套工作面输送机:SGZ730，SGZ764，SGZ8305.3.8采煤机进刀方式其进刀过程如下：1.；2.直至滚筒完全切入煤壁,运输机斜切段大约25m；

43、3.20m25m范围三角；4.将三角段浮煤扫清，。 图5-1 采煤机进刀方式示意图5.3.9拉移支架。不得多降架。支架升起后，必须接顶严密，直到达到初撑力，同时，要将支架移成一直线，其偏差不得超过50毫米，以保证工作面支护采用端头支架支护当提升千斤顶位移合适时,偏差不能大于150mm,铲煤板前端距煤壁100150mm,机宽1.60m,推后1.70m。当向前移动(尾部)时,顶部支撑绞车的顶部或拉动方式向前移动。1-3距离牵引工作面液压支架,前采煤机前滚轮采用5-10支托梁,与后采煤机后滚轮距离20m以上。5.3.10工作面支护选型及顶板管理：1、合理支护强度计算 q1=h* *k （5-1） =

44、3.332.65*7*9.5/1000 =0.58MP式中：采高3.33m； 岩石容重取2.65t/m3； 支架支撑载荷相当于采高岩石的倍数取7；2.实际支撑能力计算 （5-2） =0.990.950.91.01.06400 =5417.3KN式中：工作系数，取0.99； 增阻系数，取0.95； 不均匀系数，取0.9； 采高系数，取1.0； 倾角系数，取1.0； 支架工作阻力，6400KN；每支承能力计算 q=Rt/F=5417.3/10.4=520.9KN/m2 (5-3） ：支架最大支护面积：10.4m2由以上计算的选择ZZ6400/17/35液压支架符合要求。 表5-1 ZZ6400/1

45、7/35液压支架参数 ZZ6400/17/35液压支架 型式掩护式排头支架高度17003500mm中心距1500mm宽度14301600mm初撑力 4653KN28MPa工作阻力6400KN38.5MPa支护强度0.99MPa底板比压1.96-1.99MPa平均值运输尺寸 6.561.431.7m推移步距900mm泵站压力31.5MPa操纵方式 本架手动控制支架重量16000kg立柱型式 液压双伸缩两个缸径 320/230mm柱径 290/210mm行程 1735（898+855）mm工作阻力3200KN39.8MPa 推移千斤顶型式普通双作用一个缸径 160mm杆径 105mm行程 900m

46、m推力 633KN拉力 279KN侧推千斤顶型式普通双作用四个缸径/杆径80/60mm行程170mm推力/拉力158/69KN 抬底千斤顶型式普通双作用一个缸径/杆径125/90mm行程 250mm推力/拉力386/186KN平衡千斤顶型式普通双作用一个缸径200mm杆径140mm行程520mm（推）工作阻力1328KN42.3MPa（拉）工作阻力677KN42.3MPa护帮千斤顶型式普通双作用一个缸径/杆径80/60mm行程340mm推力/拉力158/69KN31.5MPa工作阻力（推）190KN38MPa前梁千斤顶型式普通双作用二个缸径/杆径 160/105mm行程 240mm工作阻力80

47、0/455KN39.8MPa伸缩千斤顶型式普通双作用二个缸径/杆径80/60mm行程 800mm工作阻力（推） 190KN38MPa 推力/拉力158/69KN31.5Mpa数量 8组4.选择合理的控顶距工作面长150m，支架中心距1.5m，根据三机配套及顺槽宽度工作面安装100架支架，工作面最大控顶距6.6m，最小控顶距5.8m，最小端面距0.3m，最大端面距1.1m。:为自然。根据25m左右，老顶初次来压步距为52-57m，为10-27m，平均20m。为28m，步距放顶步距为20m。（1）初次放顶在采宽达到28m时，进行人工强制爆破放顶。布置，钻具选取TUX-754#矿用硝铵炸药。具体放顶

48、措施由施工单位负责编制。（2）步距放顶，工作面每推进20m，进行步距放顶。50-100m，按照初次放顶A、B两组孔的布置停止生产进行联放炮，使采空区顶板在头、。（3）局部放顶 古塘悬超过25m2时，停产进行打眼爆破放顶。:乳化液泵站型号LRB400/31.5型，数量2台。RX400/25型，数量1台。 5.4工作面循环方式和循环作业图表的编制5.4.1工作面循环方式，一个班检修的工作制。见表5-1，工人出勤情况见表5-2，5-12主表要经济指标 图5-1 工作面循环作业图表表5-2 劳动组织表生产一班生产二班生产三班检修班合计班长11114采煤机司机22228刮板机司机22228转载机司机11114胶带机司机333312支架工444315泵站工11114端头维护工333211运料工11147清煤工22217验收员11114电工11114其他11114合计2323232392表5-12 主要经济指标表序 号名 称单 位指 标备 注1煤层厚度m3.