煤矿开采课程设计孙三沟煤矿某采区设计

1、各专业全套优秀毕业设计图纸摘要孙三沟煤矿煤层一采区资源可靠，低瓦斯、承压开采。4#煤层平均厚度4.0m，平均倾角为20度。矿区面积150 ，可采储量主采1597.9万吨，用单一长壁综合机械化开采，回采率为0.9。整个矿区分为三个开采水平，分为10区段，工作面长200米，每天推进8米，日产煤0.33万吨，服务年限为10年。矿井工作制度采用“三八”制，矿井设计年工作日3600d，“三八”制，每天三班作业，其中两班生产，一班准备，每天净提升时间16h，工作面采用u型通风。本采区严格按照安全规程要求操作。关键词：单一长壁采煤法、综合机械化开采、三个开采水平、“三八”制、u型通风 目录目 录1第一章 矿

2、井概况21.1交通位置21.2地形地貌21.3河流分布及范围21.4气象及地震31.4.1气象31.4.2地震31.5水源、电源条件31.5.1电源条件31.5.2水源条件31.5.3周边煤矿4第二章 采区生产能力及服务年限42.1采区储量与服务年限42.2 方案比较82.3.1采区概况92.3.2采区内地质构造92.3.3煤层要素及顶底板特征92.3.4采区储量102.3.5采煤方法102.3.6采区巷道布置102.3.7方案比较11第三章 巷道断面设计123.1选择巷道断面形状133.2确定巷道断面尺寸133.2.1确定巷道净宽度b133.2.2确定巷道拱高133.2.3确定巷道壁高133

3、.2.4确定巷道净断面面积s和净周长p143.2.5用风速校核巷道净断面面积153.3选择支护参数153.3.1选择道床参数153.3.2确定巷道掘进断面尺寸153.3.3布置巷道内水沟和管线16第四章 采煤工艺设计184.1采煤工艺方式的确定194.2 工作面合理长度确定224.2.1煤层地质条件224.2.3运输设备234.2.4顶板管理234.2.5经济合理的工作面长度234.3 采煤工作面循环作业图表的编制23课程设计总结25参考文献26附 图261孙三沟煤矿某采区设计一、目的 1.初步应用采矿学课程所学的知识，通过课程设计加深对采矿学课程的理解。2.培养煤矿开采方法专业的动手能力，对

4、编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。二、设计题目1.设计题目的一般条件2.瓦斯等级-低瓦斯矿井；水文地质条件简单；顶底板中等稳定；煤层自然发火期3-6个月。a、b、c三层煤，层间距分别为30m/8m，煤层倾角15-25，煤层底板等高线自定，运输大巷回风大巷位置自定，双翼采区，采区长度1500-2500m，倾斜长400-600m，采区生产能力120万t/a。 3.煤层倾角条件1：煤层平均倾角为15-25第一章矿井概况1.1交通位置孙三沟煤矿（整合）位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗境内，行政区划隶属准格尔旗乌兰哈达乡。具体位置在东胜煤田铜匠川详查区第2328勘探线之间

5、。孙三沟煤矿位于鄂尔多斯市准格尔旗西部，距准格尔旗政府所在地薛家湾镇约150km。煤矿向北约11km可至109国道，其间有运煤的砂石土路相通，经109国道向东139km达薛家湾镇，向东30km可达鄂尔多斯市东胜区。东胜区是内蒙古自治区西部重要的城镇和交通枢纽，109国道、210国道、包府二级公路和包神铁路均在此交汇，交通网络四通八达。1.2地形地貌本区位于鄂尔多斯高原东北部，地貌特征属高原侵蚀性丘陵地貌，其特点是峁梁散布，沟谷纵横。井田总体位于峁梁之上，四周被沟谷切割和环绕。矿区最高点位于矿区西部的10号拐点附近，海拔标高1451.5m；最低点位于井田北端的2号拐点附近，海拔标高1369.8m

6、；两者比高81.70m。一般地形标高14101430m之间，相对高差20m左右。1.3河流分布及范围井田位于东胜煤田区域性地表分水岭“东胜梁”南侧的勃牛川流域。井田西侧为石灰川的支沟，石灰川的下游称束会川，是勃牛川的主要支流之一，水流方向由北至南；井田北侧为圐圙沟，水流方向由西向东汇入四道柳川；井田东侧的树枝状沟谷为乌兰哈达沟的上游支沟，水流方向也由西向东汇入四道柳川，四道柳川是勃牛川主要支流之一。以上所述沟谷均为间歇性的河谷，旱季枯水，丰雨时形成短暂的洪流，通过勃牛川向南流入陕西省境内的窟野河，最终注入黄河。1.4气象及地震1.4.1气象井田内气候特征是夏季炎热，冬季寒冷，春季干旱多风，秋季

7、凉爽多雨。全年降水量少且集中，每年7、8、9三个月为雨季，年蒸发量大于年降水量的710倍。无霜期较短，结冻期较长，属于干旱的半沙漠高原大陆性气候。区内最高气温40.2（1975年7月16日），最低气温-34.5（1971年1月22日），年平均气温为5.57.3；年平均日照时间为30443186小时；历年平均年降水量281.2401.6，年平均蒸发量2082.22535.0；最大风速20m/s（1974年4月29日），平均风速3.6m/s，一般多为西北风；最大冻土深度1.50m（1977年3月），一般冻土深度1.24m，结冻期一般为本年10月初至次年4月底，无霜期165天左右。最大沙尘暴日为40

8、d/a。1.4.2地震据中科院地震局资料及中国地震动参数区划图(gb-18306-2001)划分，井田所在区域地震动峰值加速度（g）为0.05，对照烈度为6度，为地震微弱区。据了解本区历史上无破坏性地震发生的记载。1.5水源、电源条件1.5.1电源条件距本矿井7km有四道柳10kv变电所， 10kv有出线间隔并有富裕容量。距本矿井2km有高西沟10kv变电所， 10kv也有出线间隔和富裕容量。根据当地的电源条件和矿井的电力负荷，确定矿井的供电电源引自上述两个10kv变电所。1.5.2水源条件井田内碎屑岩类含水岩组的富水性均较弱，地下水十分贫乏，可开采量极小，再加上气候干燥、蒸发量远大于降水量之

9、故，造成水中溶解性总固体与ph值普遍偏高，多为微咸的弱碱性水，水质较差，故井田周边的碎屑岩类中的地下水一般无供水意义。井田北侧的圐圙沟及西南侧的石灰川中的第四系冲洪积砂砾石潜水含水层的富水性相对较强，水质良好。本工程供水水源为井田范围内新建水源井及本矿井井下涌水。1.5.3周边煤矿煤矿北部为供销煤矿、西部为高西沟煤矿、南部为宏测煤矿、东部为山鼎石煤矿，目前与各矿之间无越界开采情况发生。第二章采区生产能力及服务年限2.1采区储量与服务年限表2.1：采区综合柱状图瓦斯等级-低瓦斯矿井；水文地质条件简单；顶底板中等稳定；煤层自然发火期3-6个月。a、b、c三层煤，层间距分别为30m/8m，煤层倾角1

10、5-25，煤层底板等高线自定，运输大巷回风大巷位置自定，双翼采区，采区长度1500-2500m，倾斜长400-600m，采区生产能力120万t/a。表2.1序 号岩 柱厚度（m）岩 性 描 述138.60灰色泥质页岩，砂页岩互层12-8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层11-0.20碳质页岩，松软96.9k1煤层，=1.30t/m3818.0灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7-12.0灰色砂质泥岩63.0k2煤层5-4.60薄层泥质细砂岩，稳定43.20灰色细砂岩，中硬、稳定32.20k3煤层，煤质中硬，=1.30t/m32。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080mps1。24.68灰色中、细

11、砂岩互层1、设计生产能力120万t/年。2、采区工业储量、设计可采储计算（1）采区工业储量zg=hl(m1+m2+m3) (公式1-1)式中： zg- 采区工业储量，万t；h- 采区倾斜长度，600m；l- 采区走向长度，2500m；- 煤的容重 ，1.30t/m3；m1- k1煤层煤的厚度，为6.9米；m2- k2煤层煤的厚度，为3.0米；m3- k3煤层煤的厚度，为2.2米；zg1=60025006.91.3=1345.5万tzg2=60025003.01.3=585.0万tzg3=60025002.21.3=429.0万t 5m30m5m60m30m图2.1 采区留煤柱示意图zg=600

12、2500（6.9+3.0+2.2）1.3=2359.5万t（2）设计可采储量zk=（zg-p）c (公式1-2)式中：zk- 设计可采储量, 万t；zg- 工业储量，万t；p- 永久煤柱损失量，万t；c- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。p1=30225006.91.3+152(600-302)6.91.3+60(600-302) 1.36.9=178.1万tp2=30225003.01.3+152(600-302)3.01.3+60(600-302) 1.33.0=77.5万tp3=30225002.21.3+152(600-302)2.21.3+60(600-

13、302) 1.32.2=56.8万tzk1=( zg1-p1)c1=(1345.5-178.1)0.75=875.5万tzk2=( zg2-p2)c2=(585.0-77.5)0.80=406万tzk3=( zg3-p3)c3=(429-56.8)0.85=316.4万tzk= zk3 +zk3 +zk3=875.5+406+316.4=1597.9万t（3）采区服务年限t= zk/(ak) (公式1-3)式中： t-采区服务年限，a;a-生产能力，120万t；zk-设计可采储量；k-储量备用系数，取1.3。t= zk/(ak) =1597.9 /（1201.3）=10.2a取t=10年。（4

14、）验算采区采出率 （公式1-4） 式中：n-区段数目，个；-煤的容重，t/m3; l1-工作面的长度，m; b1-区段单翼走向长度，m；h1-采煤机割煤高度，m；h2-放顶煤厚度，m；-放出系数，可取0.8；-工作面采出率，对于厚煤层，=0.93；对于中厚煤层，=0.95；对于薄煤层，=0.97；l2-区段平巷宽度，m；b2-区段平巷高，m；s-区段平巷双翼走向长度，m；zg-采区工业储量，万t；m1煤层： =78.3%75%故m1煤层满足要求。m2煤层： =88.74%80% 故m2煤层满足要求。m3煤层： =90.78%80% 故m2煤层满足要求。综上所述： m1,m2,m3 均满足规程采

15、出率要求。2.2 方案比较采区设计方案要求以技术上先进，经济上合理，安全上可靠为原则。采区设计方案比较主要从技术和经济两个方面进行全面比较，通过比较确定最优方案。技术比较：主要从采区的通风、运输、供电、排水等生产系统方面进行比较，既考虑生产，又兼顾安全，立足当前，着眼长远。经济比较：主要从开拓掘进工程量和费用、充分利用现有系统节约的费用以及采区供电、排水、运输及巷道维护等方面的费用进行比较。要有相应的计算过程。1. 采区设计方案技术比较的内容：（1） 巷道工程量、巷道布置系统的复杂程度及工期；（2） 巷道维护状态及难易程度；（3） 采区运煤、运料、排矸、通风、排水、供电、行人、通讯等生产系统及

16、设备；（4） 生产集中化及生产过程机械化、自动化程度、工艺技术的先进性、可靠性及安全性；（5） 生产管理及劳动定员；（6） 煤炭产量及回采率；（7） 材料、设备供应条件，原有固定资产利用程度等。2. 技术分析比较的方法（1） 绘出各保留设计方案的巷道布置平、剖面图；（2） 对各方案的基本特点做简要的说明，仔细分析其不同之处；（3） 按矛盾主次详细编列和核对比较项目，分析论证其技术优劣，如表2.2所列。表2.2比较项目第一方案第二方案掘进工作量大小煤柱损失大小采区安全生产较安全不安全区段平巷维护容易困难综采设备搬家路程短长通风距离短长准备时间长短2.3 采取方案设计比较2.3.1采区概况该采区以

17、矿井边界为界，西与七采区相邻，南以0等高线为界，走向平均长度2000m，采区平均倾斜长500m（北+108m以上为煤层风化带），采区面如图所示。采区内有m1 m2 m3三层可采煤层，煤层赋存稳定。煤层倾角15-25，东部边界附近的煤层倾角略有变化。2.3.2采区内地质构造本采区根据勘探和领进采区揭露的资料看。构造尚属简单。2.3.3煤层要素及顶底板特征m1煤层：平均厚度6.9m，煤的体积质量为1.30t/m，为稳定煤层，煤质中硬，节理较为发育，低瓦斯。m1煤层伪顶厚度0.1m,为泥岩；直接顶厚度4m，为砂质泥岩；基本顶为碳质页岩；底板为粉砂岩，底板上有0.3m厚碳质页岩，较松软。m2煤层：平均

18、厚度3.0m，煤的体积质量为1.30t/m，为稳定煤层，构造简单。煤质中硬，节理发育，低瓦斯。m2煤层伪顶厚度0.2m，为泥页岩；直接顶为灰色砂质泥岩，底板为灰色砂质泥岩。 m3煤层：平均厚度2.2m，煤的体积质量为1.30t/m，为稳定煤层，构造简单。煤质中硬，节理发育，低瓦斯。m3煤层伪顶厚度2.2m，为泥页岩；直接顶为灰白色粗砂岩，底板为灰色细沙岩互层。m1煤层距m2煤层30m。m2煤层距m3煤层8m2.3.4采区储量采区地质储量为2359.5万t2.3.5采煤方法根据煤层赋存条件，在m1、m2和m3煤层中均采用走向长壁综合机械化采煤法同时开采，年产量120万t，服务年限10a。2.3.

19、6采区巷道布置 采区形式。由于三煤层相距较近。采用联合布置，双翼采区。每翼走向长度1250m。 采区上山。根据采区煤层赋存情况和采区地质构造简单等条件，采区上山可以提出三种布置方案。第一方案：双岩上山。在距m2煤层12m的底板岩层中布置两条上山，上山位于采区走向中央。轨道上山通过石门与煤层联系。两条上山间距20m。第二方案：双煤上山。在m2煤层中布置两条上山，间距20m；上山位于采区走向中央，第三方案：一煤一岩上山。其中一条布置在采区中央的m2煤层中；另一条布置在m2煤层底板岩层中，距m2煤层12。煤层上山为输送机上山，岩层上山为轨道上山。 区段巷道。因m1和m2煤层均为中厚煤层，可一次采全高

20、；根据本采区煤层的条件们m3是薄煤层采用单一走向长璧采煤，决定采用留2m的小煤柱的岩空掘巷，区段巷道单巷布置方式。 联络巷到。由于本采区采用上山联合布置，在联络巷到的布置上，采用区段石门溜煤眼结合的联系方式。第一方案中的溜煤眼分煤层设置，即m1、m2煤层均在本煤层中，故仅m1煤层区段运输平巷用溜煤眼与运输上山联系。各方案的轨道上山均用石门与煤层区段轨道平巷相联系。各方案如图所示（见附图）2.3.7方案比较根据已提出的方案及方案比较的原则，三个方案中相同的部分可不参加比较，故区段巷道布置不参加比较，仅就采区上山及联络巷到进行比较。方案见表表2.3.7方案 项目第一方案双岩上山方案第二方案双煤上山

21、方案第三方案一煤一岩上山方案1.掘进工程量工程量大。因两上山均在岩层中，故要多掘进石门距离和60m溜煤眼。工程量小工程量较大比第二方案多掘进160m石门2.工程难度困难。一是岩巷施工，二是巷道连接复杂。较容易困难3.通风距离长。每区段要增加120m的通风距离短较长。没区段增加60m通风距离4.管理环节管理环节多。一是溜煤眼多；二是漏风地点多。少多（同第一方案）5.巷道维护维护工作量少，维护费用低煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高。第一条煤层上山，维护工程量较大，费用较大。6.支架回收无法回收可以回收，70%可以复用煤层上山支架可以回收复用7.工程期采石上山掘进速度慢，约要

22、14个月才能投产煤层上山掘进快，约10个月可投产同第一方案第一方案双岩上山方案第二方案双煤上山方案1.上山 长度/m 掘进单价/元 费用/元530x2800848000.0530x2750795000.02.联络巷石门：长度/m 单价/元 单条费用/元 总费用（4条）两煤层间30m，上山到煤层60m 700 70000.0280000.0 两煤层间距8m 700 28000.0 112000.0溜煤眼：长度/m 单价/元 每区段费用/元 总费用（3条） 60 200 12000.0 36000.0 03.维护巷道 长度/m 单价/元(ma) 维护时间/a 费用/元 530x2+60x2 20

23、5.6 132160.0 530x2 100 5.6 296800.0第一方案第二方案1.初期投资/元 （包括上山、石门各一组及溜煤眼）1000000.0851000.0初期投资比较%117.51002.总费用/元总投资总费用1296160.01293160.01203800.01078800.0总费用比较119.87100第三章巷道断面设计第3章 年产设计能力为120万吨，矿井属于低瓦斯矿井，中央分列式通风，井下最大涌水量为320m 3/h。通过该矿井第一水平东翼运输大巷的流水量为160 m 3/h，采用zk106/250架线式电机车牵引1.5t矿车运输。该大巷穿过中等稳定的岩石，岩石坚固性

24、系数f=46,大巷需通过的风量为28 m 3/s。巷道年内敷设一趟直径为200的风压管和一趟直径为100的水管。试设计运输大巷直线段的断面，及施工组织设计。设计内容：（1）巷道断面的形状选择及尺寸的确定（2）巷道施工（3）施工组织管理（4）安全技术措施3.1选择巷道断面形状 年产120万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在10年以上，采用600轨距双轨运输大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护，巷道为半圆拱形断面。3.2确定巷道断面尺寸3.2.1确定巷道净宽度b 查煤矿开采学表3-1可知zk106/250电机车宽a1=1060mm、高h=1550m

25、m；1.5t矿车宽1050mm、高1150mm。 根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽c=840mm，非人行过一侧宽a=400mm。又查煤矿开采学表3-2知本巷双轨中线距b=1300mm，则两电机车之间的距离为1300（1060/2+1060/2）=240mm故巷道净宽度b=+b+=(400+1060/2)+1300+(1060/2+840）=930+1300+1370=3600mm。3.2.2确定巷道拱高半圆拱形巷道的拱高=b/2=3600/2=1800mm。半圆拱半径r=h=1800mm。3.2.3确定巷道壁高1.按架线电机车导电弓子要求确定由煤矿开采学表3-8中半圆拱形巷道拱高公式得+ 式中

26、，为轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取=2000mm；hc为道床总高度。查表3-5选24kg/m钢轨，再查表3-7得hc=360mm,道渣高度=200mm；n为导电弓子距拱壁安全间距，取n=300mm;k为导电弓子宽度之半，k=718/2=359，取k=360mm；b为轨道中线与巷道中线间距，b=b/2a=3600/2930=870mm。 故2000+360=1502mm2.按管道装设要求确定h3+ 式中，h5为渣面至管子底高度，按煤矿安全规程取h5=1800mm；为管子悬吊件总高度，取=900mm；m为导电弓子距管子间距，取m=300mm；d为压气管法兰盘直径，d=335mm；b2为轨道

27、中线与巷道中线间距，b=b/2c=3600/21370=430mm。故1800+900+200=1613mm。3.按人行高度要求确定1800+hb 式中，j为距巷道壁的距离。距壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。j=100mm，一般取j=200mm。故1800+200=1175mm。 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1800mm。则巷道高度h=+=1800200+1800=3400mm。3.2.4确定巷道净断面面积s和净周长p由煤矿开采学表3-8得净断面积 s=b(0.39b+)式中，为道渣面以上巷道壁高，=1800200=1600mm。故s=3600(0.393600+

28、1600)=10814400mm2=10.8净周长p=2.57b+2=2.573600+21600=12500mm=12.5m3.2.5用风速校核巷道净断面面积用煤矿开采学式（3-9）校核巷道净断面面积值。查煤矿开采学表3-4，知v=8m/s，已知通过大巷风量q=28/s，代入式(3-6)得v=q/s=28/10.8=2.568m/s设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。3.3选择支护参数 本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽3.6m、穿过中等稳定岩层即属类围岩、服务年限大于10a等条件，得锚喷支护参数：锚杆长1.8m，间距a=0.780.8m，排距a=0.8m，锚杆直径d=18mm，喷射

29、混凝土层厚=100mm，锚杆外露长度=50mm。故支护厚度t=100mm。3.3.1选择道床参数 根据本巷道通过的运输设备，已选用24kg/m钢轨，其道床参数、分别为360mm和200mm，道渣面至轨面高度=360200=160mm。采用钢筋混凝土轨枕。3.3.2确定巷道掘进断面尺寸由煤矿开采学表3-8计算公式得：巷道设计掘进宽度b1=b+2t=3600+2100=3800mm。巷道计算掘进宽度 b2=b1+2=3800+275=3950mm。巷道设计掘进高度h1=h+h+t=3400+200+100=3700mm。巷道计算掘进高度h2=h1+=3700+75=3775mm。巷道设计掘进断面面

30、积s1=b1(0.39b1+h3)=3800(0.393800+1800)=12471600。取s1=12.5。巷道计算掘进断面积s2=b2(0.39b2+h3)=3950(0.393950+1800)=13194075。取s=13.2。3.3.3布置巷道内水沟和管线 已知通过本巷道的水量为160m3/h，现采用水沟坡度为0.3%，查表3-11得：水沟深400mm、水沟宽400mm，水沟净断面积0.16m2；水沟掘进断面面积0.203，每米水沟盖板用钢筋1.633kg、混凝土0.0276，水沟用混凝土0.133。 管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方.3.3.4

31、计算巷道掘进工程量和材料消耗量每米巷道拱与墙计算掘进体积v1=s21=13.21=13.2 每米巷道墙脚计算掘进体积v1=0.2(t+)1=0.2(0.1+0.075)1=0.04 每米巷道拱与墙喷射材料消耗v2=1.57(b2t1)t1+2h3t11=1.57(3.950.10)0.10+21.800.101=0.96每米巷道墙脚喷射材料消耗v4=0.2t11=0.20.101=0.02每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）v=v2+v4=0.96+0.02=0.98每米巷道锚杆消耗（仅拱部打锚杆） n= 式中，p1为计算锚杆消耗周长，p1=1.57b=1.57 3.95=6.2m；m、m为锚

32、杆间距、排距，a=a=0.8m。故 折合重量为11.3(l+0.05)（d/2）2=11.3(1.80+0.05) 3.14(0.018/2)27850=41.74kg。其中，l为锚杆深度，l=1.8m，0,05m为露出长度；d为锚杆直径，d=18mm；为锚杆材料密度，=7850kg/。每排锚杆数为n0.8=11.30.89根。 每米巷道锚杆注孔砂浆消耗v0=(sksm），其中sk、sm分别为锚杆孔和锚杆的断面积。则vo=(sksm)11.31.83.141/4（0.04220.0182）=0.023。 每米巷道粉刷面积sn=1.57b3+2h2，其中b3为计算净宽，b3=b22t=3.952

33、0.10=3.75m。故sn=1.573.75+21.60=9.1。3.3.5绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗量表 根据以上计算结果，按1：50比例绘制出巷道断面图，并附上工程量及材料消耗量表，如下表。这些施工图表发至施工单位，作为指导施工的设计依据。表3.3.5-1 运输大巷特征表3.3.5-2 运输大巷每米工程量及材料消耗量表3.3.5-1运输大巷特征围岩类别断面面积/m2设计掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净面积设计掘进宽高型式外露长度排列方式间、排距锚杆长直径10.812.538003700100钢筋砂浆50方形80018001812.5

34、表3.3.5-2运输大巷每米工程量及材料消耗围岩类别计算掘进工程量/m3锚杆数量材料消耗/mm粉刷面积/m2 巷道墙脚 锚喷射材/m3 锚杆钢筋/kg注砂浆/m313.20.0411.30.9841.740.0239.1井巷断面附图(如下)图3.3.5第四章 采煤工艺设计4.1采煤工艺方式的确定选取第一煤层，既k1煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于k1煤层厚度为6.9米，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，故可用综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。 (1)确定落煤方式 采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。(2)确定截深 (公式2-1)

35、 式中：l-日推进度，m/天； a0-工作面设计生产能力，t/天 ； l1-工作面长度，m； h1-采煤机割煤高度，m； h2-放煤高度，m； -顶煤放出率,取0.8; -工作面采出率,对于厚煤层取0.93; -煤得容重,t/m3; 将数据带入可得:=3.53m 选择滚筒截深800mm,日进六刀,采用“四六制”，三采一准备的工作制度。(3)确定进刀方式 为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式，如图4.1图4.1(4)确定放煤步距 为使放出范围内得顶煤能充分破碎松散，提高采出率，降低含矸率，此工作面放煤步距选用“两刀一放”。(5)确定放煤方式 选用依次顺序放煤方式，放煤和移架速度

36、快(6) 工作面设备选型表4.1-1 序号设备名称数量型号备注1采煤机1mg300w2液压支架137zfs4400/18/283刮板输送机2scec-730/4004转载机1szz-764/1325破碎机1pem10006506胶带运输机1ssj1200/3200m7喷雾站1xp250/558端头支架6zfs4800/20/309乳化液泵站1xrb b-80/35.d10磁力启动器111配电箱液压支架各参数如下：表4.1-2序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号zfs4400/16/288中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸447014301600mm3放煤形式低位放煤10支护强度

37、0.8020.829mpa4运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角255高度1.6-2.8m12供液泵压31.4mpa6工作阻力4315 kn13支架重量13.5t7初撑力3922 kn14设计单位北京开采研究所(7)确定移架方式 因为此采区顶板条件好，结构稳定，所以选用依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用与顶板稳定性好的采煤工作面。(8)确定支护方式 此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。(9)确定端头支架根据工作面条件，选择得端头支架为：zfs4800/20/30。其各项参数如下：表4.1-3序号参数类型参数值

38、序号参数类型参数值1型号zfs4800/20/308中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸457014202030mm3放煤形式开天窗10支护强度0.87mpa4运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角255高度2.03-2.98m12供液泵压31.5mpa6工作阻力4704 kn13支架重量15.57t7初撑力3920 kn14设计单位北京煤机厂(10)确定超前支护方式与距离 超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前工作面25米。(11)支架高度与强度校核 高度校核： 在实际使用中，一般所选用的支架得最大结构高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200-300mm。 已知所选用得支架zfs

39、4400/16/28的最大结构高度为2.8m，采高为2.6m，则有 1=2.8-2.6=200mm200mm，满足要求； 2=1.8-1.6=200mm200mm，满足要求； 故所选支架高度满足工作要求。 强度校核： 强度校核公式如下： p=kh110-3ga/ (公式2-2) 式中：p-顶板对支架得作用力，kn； k-顶板高度系数，一般取48，此采区顶板结构稳定，可取k=6； h1-工作面采高，m； -岩石密度,kg/m3； a-液压支架的有效作用面积，m2； -压力有效作用系数，此处取=0.8； 将各参数值代入则有： p=62.62.5103101.55.1410-3/0.8 =3758.

40、6 kn由于3758.6 kn4225 kn(支架工作阻力)，因此支架选型满足工作要求。(12)确定工作面支架的数量由于端头支架中心距1.5m，巷道宽度4.5m，则所需端头支架数量为： n1=4.52/1.5=6 架即需要6架端头支架。工作面所需支架数量为： n2=197.6/1.5=131.7 架取n2=131架，即工作面所需液压之间数量为131架。则一个工作面共需要液压支架的数量为： n=n1+n2=6+137=137 架(13)采空区处理采用全部垮落法处理采空区，如果较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶处理采空区。4.2 工作面合理长度确定4.2.1煤层地质条件 该采区上山阶段煤层埋藏稳定

41、，地质构造简单，无断层，k1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2；k2和k3煤层属中硬煤层，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，涌水量小，一般综采工作面取180-200m，由于采区的地质条件好，故工作面可适当取长一些，约200m。4.2.2工作面生产能力 工作面设计设计设计生产能力为120万t/年，正规循环采用每天进6刀，两刀一放。每刀进800mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。4.2.3运输设备 采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用200m的刮板输送机能满足工作面的运输要求。4.2.4顶板管理 该采区顶板较稳定，两刀一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。4.2.5经济合理的工作面长度 工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产效率，现在煤矿都向 “一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而且易管理，可以加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采成本，以达到最优的技术经济效益。4.3 采煤工作面循环作