采煤课程设计.doc

1 学号：200605050120 河北理工大学 采煤课程设计采煤课程设计 2010年 3月 学 院： 资源与环境学院 专 业： 采矿工程 班 级： 06煤安1班 学生姓名： 指导教师： 2 目录 第第一一章章 井井田田概概况况 3 1矿矿井井煤煤层层赋赋存存条条件件3 2瓦瓦斯斯和和水水文文条条件件3 3开开拓拓方方式式 4 第第二二章章 井井田田开开拓拓 4 1 井井田田准准备备方方式式选选择择的的原原则则4 2 井井田田准准备备方方式式的的选选择择：.4 第第三三章章 采采煤煤方方法法 5 1 采采煤煤方方法法的的选选择择 5 2 采采煤煤工工艺艺 5 3、工工作作面面设设备备选选型型与与配配套套.6 4.工工作作面面回回采采工工艺艺 8 5.工工作作面面劳劳动动组组织织 8 6、确确定定采采区区内内工工作作面面数数目目及及接接替替顺顺序序9 第第四四章章 井井底底车车场场 .10 1 选选择择井井底底车车场场形形式式的的原原则则.10 2 设设计计依依据据 10 3 井井底底车车场场线线路路布布置置.11 4 存存车车线线长长度度的的计计算算.12 5 井井底底车车场场线线路路的的坡坡度度及及闭闭合合计计算算13 6 、通通过过能能力力计计算算 .13 五五章章 采采区区的的井井巷巷布布置置 .16 1 采采区区多多煤煤层层联联合合准准备备方方式式.16 2 煤煤层层群群区区段段集集中中平平巷巷的的布布置置.17 3 采采区区车车场场布布置置 18 4 采采区区煤煤仓仓形形式式 .18 5 采采区区回回采采和和准准备备巷巷道道断断面面选选型型18 备备注注：参参考考资资料料 23 3 第第一一章章 井井田田概概况况 1矿矿井井煤煤层层赋赋存存条条件件 拟设计矿井井田可采煤层总计 3 层，煤层倾角 20，根据煤层埋藏深度自上而 下分别为 ml、m2 和 m3 煤层， 煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。设 计采（带）区走向东西，长度 3000m，倾斜长度 900m，采（带）区内各煤层赋存稳 定，地质构造简单，无断层，m1 煤层属简单结构煤层，普氏系数 f=2，m2 和 m3 煤层属中硬煤层。 设计矿井生产能力为 120 万 t/a，生产布局为一井一面高产高效格局。 设计采（带）区综合柱状图设计采（带）区综合柱状图 岩性柱状 厚度(m) 最小最大 一般 8.6 7.210.8 8.4 6.113.4 0.2 0.11.1 6.9 5.18.4 4.2 2.26.8 7.8 4.110.4 3.0 1.93.4 4.6 2.25.1 3.2 1.16.8 2.2 1.52.8 3.2 1.15.8 24.68 15.430.8 岩性描述 灰色泥质页岩，砂页岩互层 泥质细砂岩，碳质页岩互层 碳质页岩，松软 m1煤层，=1.30tm3 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 灰色砂质泥岩 m2煤层，=1.30tm3 薄层泥质细砂岩，稳定 灰色细砂岩，中硬、稳定 m3煤层，煤质中硬,=1.30tm3 灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080mpa 灰色中、细砂岩互层 4 2瓦瓦斯斯和和水水文文条条件件 矿井相对瓦斯涌出量较 8.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为 26.50m3/min，有自然发火 倾向性（发火期为 1a） 。 开采水平正常涌水量为 118.8m3/h，最大涌水量为 142.6m3/h。 3开开拓拓方方式式 矿井采用立井开拓，通风方式为中央分列机械抽出式通风，主井采用箕斗提升， 副井采用罐笼提升，井下大巷煤炭采用 3t 底卸式矿车运煤，辅助运输为 1.5t 固定式 矿车，10t 架线式电机车牵引，矸石量占矿井产量的 5，掘进煤量占 10。 第第二二章章 井井田田开开拓拓 1 井井田田准准备备方方式式选选择择 的的原原则则 准备方式是否适当，直接关系到工作面和矿井的生产效率，正确合理的准备方 式应遵循以下几个原则： 1）有利于矿井合理集中生产，使采准巷道系统有合理的生产能力和增产潜力； 2）保证具备完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技 术、发展综合机械化和自动化创造条件； 3）力求在技术和经济上合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进及维护工程 量，减少设备占用台数和生产费用，便于采掘衔接； 4）煤炭损失少，有利于提高采出率； 5）安全生产条件好符合煤矿安全规程 。 2 井井田田准准备备方方式式的的选选择择： 除近水平煤层以外，井田一般按一定标高划分成若干个阶段。阶段内可有采区 式、盘曲式以及带区式三种准备方式。目前，我国大多数采用采区式准备，即在阶 段内沿走向划分成若干个生产系统相互独立的采区；倾角在 12以下的煤层也可不 划分采区，采用在大巷两侧直接布置工作面的带区式准备。 当煤层倾角较小时（一般小于 16）时，可利用开采水平大巷来分别开采上、 下山采区。开采水平标高以下的采区称下山采区，采区内布置采区下山等准备巷道， 采用的煤通过下山由下往上运至开采水平反之则为上山采区。当煤层倾角较大时， 采用下山开采，掘进、运输、通风、排水等困难较大，一般只开采上山采区。 根据煤层赋存条件即相关地质资料可选择上山采区式准备方式。 由于 3 个煤层间距较小（5-15m） ，走向长度 3000m，倾斜长度 900m，符合集 5 中开采的条件。故采用联合准备方式。其特点有： 1）生产集中，采面回采数目多，有利于炮采和普采采区提高产量； 2）改善了巷道维护条件，维护费少； 3）改善了运输条件，简化了运输系统，利于发挥设备效能； 4）采出率高，煤损少； 5）岩巷工程量大，初期工程量大，准备时间长。 综上所述，设计采用上山采区集中上山联合准备方式，采区式准备采用采区多 煤层联合准备方式。 第第三三章章 采采煤煤方方法法 1 采采煤煤方方法法的的选选择择 1.1 采煤方法的选择原则 采煤方法必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。 1.2 影响采煤方法选择的主要因素 1）煤层倾角； 2）煤层厚度； 3）煤层的地质构造情况； 4）煤层及围岩特征； 5）煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况。 1.3 采煤方法的选择 本矿井煤层有自燃发火倾向性（1a） ，煤尘无爆炸性危险，煤层赋存稳定，地质 构造简单，无断层，m1 煤层构造简单，矿井相对瓦斯涌出量较 8.49m3/t，绝对瓦斯 涌出量为 26.50m3/min，属低瓦斯矿井。 走向长壁采煤法适用于缓倾斜煤层，在我国适用广泛，积累了大量的经验，技 术比较成熟，而且具有布置简单，管理方便等优点。根据以上条件及采煤方法的选 择原则，现决定采用走向长壁采煤法。 2 采采煤煤工工艺艺 2.1 工艺选择 本矿井煤层倾角为 20，属于缓倾斜煤层，第一煤层厚度为 6.9m，属于中硬煤 层，故可用综合机械化采煤一次采全厚放顶煤工艺。 2.2、工作面走向推进长度 对于综放工作面，为了延长工作面寿命，减少搬家次数，应尽量加大工作面的 6 推进长度，加大推进长度有力于高产高效综放工作面的能力发挥和降低成本。国内 其它矿区的高产综放工作面一般都在 1000m 以上。根据移交采区的布置，首采工作 面的走向长度为 1500m。 2.3、工作面割煤高度与放煤高度 工作面割煤高度除应满足通风行人的要求外，还应考虑设备投入和机道上方顶 煤和煤壁的稳定性，采高越大，煤壁越高易发生片帮，同时支架的高度增加初期投 入大。综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为 2.4m。首采煤层工作面厚度为 6.9m，则放顶煤高度为 4.5m，采放比为 1：1.875。 2.4、采煤机截深与放煤步距 根据放顶煤工作面的实际统计，也可用下面经验公式估算放煤步距： d=(0.150.2)h d-放煤步距；h-放煤高度 采煤机截深为 0.6m 时，为提高资源回收率并降低混矸率，采用 2 刀 1 放循环作 业方式，则放煤步距为 1.2 m。 2.5、工作面设计生产能力 采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于 煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算： a0= l 采v0mc 式中：a0 工作面生产能力，万 t/a ； l 采 工作面长度；150m； v0 工作面推进度.综采面年推进度可达 10002000m，取 1300m； m煤层厚度，6.9m； 煤容重，1.30t /m ； 3 c工作面采出率，一般为 0.930.97，取 0.93。 a0= l 采v0mc =15010806.91.30.93=135.2 万 t/a 工作面最大年生产能力，按年 300d 计算，日完成 3 个生产循环，则矿井工作面 年产量可达 135.2wt，可以保证矿井一期 120wt/a 的生产能力。 7 3、工工作作面面设设备备选选型型与与配配套套 3.1、工作面设备选型基本要求 （1）适应第一煤层的地质条件； （2）单面年生产能力达到 120wt 及以上； （3）装备水平达到国内先进，设备实现智能化管理； 3.2、设备选型 （1）架型选择 放顶煤支架 根据综放支架选型原则与当今我国综放开采液压支架发展现状，并结合 6 号煤 层的开采条件，采用双输送机大插板式低位放顶煤支架。这种支架又可分为正四连 杆和反四连杆放顶煤支架。设计采用正四连杆双输送机大插板式低位放顶煤支架。 将工作面基本支架确定为 zfsb4200/18/28 型低位放顶煤液压支架，工作阻力 4200kn。 工作面过渡支架 由于综放工作面前、后部输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作 面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配 套要求。为此，在综放工作面上、下两端的机头、机尾处分别布置 2 组过渡支架。 过渡支架支护强度与工作面中部基本支架相同，可选择。zfsg4800/17/28 过渡支架 型，工作阻力 4800kn。 (2) 采煤机 经计算，采煤机选用 mg-360/b 型采煤机，截深 800mm。 （3）工作面输送机 工作面前后部输送机采用平行布置方式。 前部输送机能力核算 按照输送机应满足的采煤机的生产能力并以其配套，可选用 sgz-764/264 型刮 板输送机，装机功率为 2132kw（双速）. 后部输送机能力核算 要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平 行作业，按照输送机应满足的后部放煤能力要求，并考虑到割煤和放煤步距为 0.8m，及前后输送机同一型号便于设备管理等因素，则选用与前部输送机同型号 8 sgz-764/264 型刮板输送机，装机功率为 2315kw（双速） 。 （4）转载机 按照转载机的运输能力要求，可选用 sgw-150 型箱式刮板转载机，装机功率 为 315kw（双速） 。 （5）胶带输送机 根据工作面生产能力，选用 ssj-1200/2200 型胶带输送机，功率为 2200kw （6）乳化液泵及喷雾泵站 采用 wrb200/31.5 乳化液泵及 rs200 泵箱，两泵一箱。 4.工工作作面面回回采采工工艺艺 工作面采煤机截深 0.6m,双向割煤，一刀一放循环作业，放煤步距 1.2m,割 煤与放煤平行作业。 5.工工作作面面劳劳动动组组织织 工作面采用“三八”作业制，三采三准。放煤步距为“一采一放”工作 面作业循环图见下图 工作面劳动组织表 序号 班数 工种 一二三合计 1 班长 1113 2 采煤机司机 3339 3 输送机司机 44412 4 接车工 1113 5 电工 2226 6 移架工 2226 7 放煤工 44412 8 打大块工 2226 9 超前维护工 44412 10 探眼工 22 11 运料工 55 12 皮带司机 44513 13 清架工 55515 9 综放工作面主要设备组成表综放工作面主要设备组成表 序号名 称数 量备 注 1zfsb4200/18/28型放顶煤支架100按面长150m 2zfsg4800/17/28型过渡放顶煤支架4 3mg-360/b型11140v 4sgz-764/264刮板输送机21140v 5sgw-150型转载机.11140v 6pcm160型破碎机11140v 7ssj1200/2200型可伸缩带式输送机11140v 8wrb200/31.5型乳化液泵11140v 9rs200型乳化液箱2 首采工作面主要技术经济指标首采工作面主要技术经济指标 序号项目单位指标备注 1工作面长度m150 2推进长度m1500 3煤层厚度m6.9回采率 93% 4煤层倾角度20 5割煤高度m2.4 6截深m0.6 7年推进度m1080 6、确确定定采采区区内内工工作作面面数数目目及及接接替替顺顺序序 采煤工作面参数：采煤工作面设计为综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺， 采煤方法为走向长壁采煤法，煤层倾角平均为 20。工作面长度初选为 150m，上、 下平巷留设 8m 煤柱，工作面煤厚平均 6.9m，煤层容重 1.30t/m3； 由于采区生产能力为 120 万 t/a,且初步概算工作面生产能力为 135.2 万 t,对于 m1 煤层布置一个工作面便可满足生产要求。而对于 m2，m3 煤层可采取综合机械化 采煤工艺，两个工作面同时回采，以满足生产要求。具体回采顺序如：表 1.1 所示： 14 送饭工 1113 15 油泵工 1113 16 检修工 55 合计 343447115 10 表 1.1 回采顺序表 1010210101 10202102011030210301 1010410103 10204102031030410303 1010610105 10206102051030610305 1010810107 10208102071030810307 1011010109 10210102091031010309 m1 煤层m2 煤层m3 煤层 m1 煤层开采顺序： 1010110102101031010410105101061010710108101910110 m2 煤层开采顺序：（10201，10202）（10203，10204）（10205，10206） （10207，10208）（10209，10210） m3 煤层开采顺序：（10301，10302）（10302，10303）（10305，10306） （10307，10308）（10309，10310） 说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。 综上所述，同一煤层的开采顺序在倾斜方向由上往下开采，采区的开采顺序为 前进式，区内工作面的开采方式为后退式。 第第四四章章 井井底底车车场场 1 选选择择井井底底车车场场形形式式的的原原则则 井底车场必须满足下列要求“ (1) 车场的通过能力，应比矿井生产能力有 30以上的富余系数，有增产的可能 性； (2) 调车简单。管理方便，弯道及交叉点少； (3) 操作安全，符合有关规程、规范要求； (4) 井巷工程量小、建设投资省、便于维护、生产成本低； (5)施工方便，各井筒间、井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建设时 间。 2 设设计计依依据据 11 （1） 矿井设计能力 120mt/a；，年工作日 300d，两班生产，一班准备，每日 净提升时间 16h。 （2）立井开拓，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升； （3）大巷煤炭采用 3t 底卸式矿车运煤，每列车由 20 辆矿车组成，由两台 10t 架线式电机车一前一后牵引。辅助运输和掘进煤采用 1.5t 固定式矿车，煤矸列 车由 18 辆矿车租车，一台 10t 架线式电机车牵引； （4）矸石量占矿井产量的 5，掘进煤量占 10 （5）该矿井属于低瓦斯矿井，采用中央分列机械抽出式通风。 主要参数的确定 车场形式初步确定为立式环形，矿车经石门进入井底车场 3 井井底底车车场场线线路路布布置置 3.1. 单开道岔非平行线路连接 选用 15135624dk 参数如下：，,，. mma3258mmb4142615211 mmr20000 45 查表可得： ， mmm11218mmn8884mmh6282mmt6034 。 mmkp11731 选用 12164624dk 参数如下：，,， mma3496mmb34045114mmr20000 60 查表可得：， mmm13292mmn11804mmh10223mmt8438 。 mmkp15970 3.2. 单开道岔平行线路联结 选用, 15165624dk 参数如下： ， ,， mma3258mmb4142615211 mmr20000 。 mms1600 查表可得： ， mml13178mmc1938mmn6068mmd11703 3.3渡线道岔线路联接 选用 12164624dx 参数如下：,，。 5114mma3496mmb3404mms1600 60 查表可得：, mmc1700mml13292 3.4对称道岔线路连接 选用 204930dc 参数如下：，,。 012014 mma2300mmb4858mml7122 12 存车线有效长度的确定 确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。根据我国煤矿多年的实践经验， 各类存车线可以选用下列长度： （1）大中型矿井的主井空、重车线长度各为 1.52.0 列车长； （2）副井空、重车线长度， 大中型矿井按 1.01.5 列车长； （3）材料车线长度，大中型矿井应能容纳 1520 个材料车； （4）调车线长度通常为 1.0 列车和电机车长度之和。 4 存存车车线线长长度度的的计计算算 (1) 主井空、重车线，副井进、出车线 l=mnlk+nlj+lf （4-5-1） 式中 m列车数目,1.5 列； n每列车的矿车数，20 辆； lk每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； n机车数,2 台； lj每台机车的长数，4.5m； lf附加长度，取 10m。 经过计算，得 l=1.5203.45+24.5+10=122.5m ，取 124m （2）副井进、出车线 l=mnlk+nlj+lf （4-5-1） 式中 m列车数目,1.0 列； n每列车的矿车数，19 辆； lk每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； n机车数,2 台； lj每台机车的长数，4.5m； lf附加长度，取 10m。 经过计算，得 l=1.0193.45+14.5+10=80.1m ，取 85m 13 (3) 材料车线有效长度 l=nclc+nsls （4-5-2） 式中 nc材料车数，10 辆； lc每辆材料车带缓冲器的长度，2.4m； ns设备车数，台；1 ls每辆设备车带缓冲器的长度，2.5m； l=102.4+12.5=26.5m 取材料车线长 30m。 根据副井出车线布置要求 a 点距副井 110m。副井出车线轨道中线至主井空车 线轨道中线间距离为 b 点与主井中线间距离为 161.3m 5 井井底底车车场场线线路路的的坡坡度度及及闭闭合合计计算算 井底车场线路的坡度按表 541 选取（采矿工程设计手册中 ） ，具体数值见下 表： 矿车类型线路名 称 线路区段距离（m）坡度（）高差 （m） 机车摘钩点至复式 阻车器段 853 0.255 复式阻车器至单式 阻车器 100 0 副井 进车 线 单式阻车器至罐笼 入口段 1510 0.150 罐笼出口至罐笼出 口后 1020m 加速 段 2015 0.300 罐笼出口后 1020m 至机车挂 钩点前 1520m 中 间等速段 854 0.340 副井 出车 线 机车挂钩点前 1520m 至机车挂 钩点减速段 352 0.07 1.5t 固 定 式 矿 车 回车线 2205 - 0.880 14 b 点到 主井中 线 161.35 0.806 卸载站 0 0 空车线 1244 0.496 3t 底卸 式矿车 回车线 3305 - 1.650 线路坡度闭合计算 副井进车线高差 + 副井出车线高差 + 回车线高差 = 0.235 主井环线高差 = - 0.348 6 、通通过过能能力力计计算算 6.1.调车作业程序及时间 3 吨底卸式煤列车调车作业程序及时间 区段区段运行状况运行状况运行距离运行距离 （m m） 运行速运行速 度度 （m/sm/s） 运行时间运行时间 （s s） 机车牵引列车至 2#道岔 922.046 牵引列车 161.32.081 列车过卸载坑 60 牵引空车至道岔 1# 1242.062 机车牵引空车运行 3301.5220 机车牵引列车运行 922.046 总计 515 1.5 吨煤矸混合列车调车作业程序及时间 15 挂钩、启动 20 机车顶列车运行 921.561 机车换向 10 机车牵引矸石车运行 481.532 机车牵引矸石车运行 321.522 摘钩换向启动 20 单机运行 412.021 机车换向 10 单机运行 192.010 单机运行 2202.0110 挂钩，换向启动 20 机车牵引空列车运行 2202.0110 机车牵引空列车运行 722.036 机车牵引空列车运行 922.046 合计 691 6.2.调度图表 每一调度循环进入井底车场的列车数比可用两种方法计算： 1）按运量和净载重计算： 矿井工作面日产原煤 3744t； 掘进煤占矿井产量，日产掘进煤为 %10 37448.5=440t；矸石占产量的,为 220t 。3t 底卸式矿车列车数为 3744/（320） %5 =63 列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例（(5%)/(10%)=1/2） ，确定 1.5 吨煤矸石混 合列车由 4 辆矸石与 15 辆煤车组成，每列矸石车与煤车载重之比为（2.74） /（1.315）=0.55，故符合要求，每日混合列车数为（220+440） /（2.74+1.315）=22（列） 。每日进入井底车场的 3t 底卸式矿车数与 1.5 吨混合 列车数之比为 63/22 3/1 2）按运量比和净载重计算： 列车数比=3/1 7 . 243 . 115 10 . 0 05 . 0 203 85 . 0 每一调度循环时间=2.88+2.90+2.90+15.00=23.68；列车进入井底车场的平均 16 时间隔时间为 23.68/4=5.92；列车在井底车场平均运行时间=（3515+691） /4=559s10min 6.3. 核算通过能力 当采用电机车运输时，井底车场通过能力可按下式计算： g = g kt gn ag 115 . 1 6016300 式中，g 井底车场的通过能力； g n每一列车的矿车数，20 辆； g每辆矿车的实际载重量，2.50t； 330年工作日数； 16每日工作小时数； 60每小时分钟数； 1.15运输不均衡系数； k矿井矸石系数，一般情况可取煤产量的（以车计） 。 %2510 t列车进入井底车场的平均时间间隔，根据运行图表确定，取其平 ag 均值；t按下式求出： ag n=20，g=2.5，k=0.15 所以 g = g kt gn ag 115 . 1 6016300 =t 15 . 0 192 . 5 15 . 1 6016300205 . 2 183.9mt/a 故有，通过能力富裕系数=183.9/120=1.53，满足规范要求。 井底线路布置见附图 五五章章 采采区区的的井井巷巷布布置置 17 1 采采区区多多煤煤层层联联合合准准备备方方式式 根据煤层赋存条件可知：采区工业储量 由公式 zg=h*s*(m1+m3)*r 式中 zg- 采区工业储量，万 t h- 采区倾斜长度，900m s- 采区走向长度，3000m r- 煤的容重 ，1.30t/m 3 mi- 第 i 层煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m zg=900*3000*12.1*1.3 =4247.1(万 t) 设计可采储量 设计可采储量 zk=（zg-p）*c 式中：zk- 设计可采储量,万 t zg- 工业储量,万 t p- 永久煤柱损失,万 t c- 采区采出率，厚煤层可取 75%，中厚煤层取 80%，薄 煤层 85%。 说明：p 可取其为工业储量的 10%来计算，即 p=10%*zg zk=（4247.1-4247.1*10）*80=3057.91 万 t 则采区服务年限 由 t= zk/（a*k） 式中： t 采区服务年限，a; a 采区生产能力，120 万 t； zk 设计可采储量，3057.91 万 t k 储量备用系数，取 1.4 18 t=3057.91 /(120*1.4) = 18.2 a 本矿井为低瓦斯矿井，煤层间距小且上山服务年限长，可选择在煤层底板岩层中布 置两条岩石上山，一为运输上山，一为轨道上山。 2 煤煤层层群群区区段段集集中中平平巷巷的的布布置置 煤层群区段集中平巷的布置方式大致有：机轨分煤岩巷布置、机轨双岩巷布置、 机轨合一巷布置、机轨双煤巷布置。 采区煤层间距小，采用机轨双煤巷布置时受采动影响大且受多次采动影响，加以 集中平巷的服务年限较长，维护工程量大。采用双岩巷布置时巷道压力小维护费用 低，能长期处于良好状态，但岩石巷道掘进工程量大掘进费用高。煤岩巷布置比双 岩巷布置少掘一条岩石平巷，掘进速度快，轨道集中平巷沿煤层超前掘进，可以探 明煤层的变化情况，为绝境岩石运输集中平巷时取直定向创造了条件，在下区段投 产时，还可以利用轨道集中平巷回风。综合以上因素，并考虑到煤层煤质中硬、围 岩稳定、地质构造简单，选用机轨分煤岩巷布置。区段集中巷与超前平巷间的联系 方式采用石门联系 3 采采区区车车场场布布置置 根据采区条件，采区上部车场采用逆向平车场，这种车场摘挂钩方便安全，由 于这种车场车辆需反向运行，故调车时间较长，运量较小，因此，车场采用双轨线 路布置，以增大运输量。 采区中部车场多为甩车场，故此处选用单侧甩车场，这种车场优点是甩车时间 短，操作劳动强度小，车场能自溜，提升能力大，缺点是矿车易掉道，甩车处易磨 钢丝绳，工程量大。 采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，集合本矿实际情况， 本着工程量省，调车方便的原则，采区下部车场形式为卧式车场，底板绕道。 4 采采区区煤煤仓仓形形式式 由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用垂直 式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。 因此，垂直煤仓为圆形断面，自由降落式。 1、支护形式 19 根据各类巷道的不同用途、服务年限、巷道所在位置的岩性及其稳定性而确定其支护 方式。 根据各类巷道的不同用途及服务年限，原有井筒采用砌碹和矿工钢架厢，新掘 井筒采用锚喷支护，运输大巷、采区提升上山、采区回风上山及采区溜煤上山采用 锚喷支护，绞车硐室、变电所、水泵房硐室等大断面巷道采用砼支护。各巷道断面 必须达到设计要求，以满足行人、运输、管线敷设、通风等要求。 5 采采区区回回采采和和准准备备巷巷道道断断面面选选型型 5.1 运输大巷 矿山年产量为 120 万吨。其服务年限为 18.2 年，则在沿下煤层m3煤层走向布置 煤层底板运输大巷， 采用 600mm 轨距双轨运输，其净宽在 3 米以上，选用半圆拱形 巷道。 1） 、确定巷道净断面尺寸 1.1）确定巷道净宽度 b 查表 2.2 知 zk10-600/550 电机车宽 a =1060mm、高 h=1600mm，ycc1.2（6）矿车 1 宽 1050mm、高 1200mm。 根据煤矿安全工程 ，取巷道人行宽度 c=840mm、非人行道一侧宽 a=400mm。查 表 2.3 知该巷双轨中线距 b=1350mm， 则两电机车之间的距离为 1350-（1050/2+1050/2）=300mm 故巷道净宽度：b= a1+b+c1=(400+1060/2)+1350+(1060/2+840)=3650mm，取 b=3700. 1.2）确定巷道拱高 h0 半圆拱形巷道拱高 h = b/2=1850mm。半圆拱半径 r=h =1850mm。 00 1.3）确定巷道壁高 h3 （1）按架线式电机车导电弓子要