煤校毕业设计

1、目 录第一章 矿井概况-1第二章 采区地质特征-9第三章 采区储量与生产能力-11第四章 采区方案设计-14第五章 回采工艺-25第六章 采区生产系统-45第七章 采区施工设计-59第八章 安全技术措施-59第九章 采区技术指标-64图纸部分1、采区巷道布置图及剖面图2、巷道断面图册3、采区上部车场图4、采区中部车场图5、采区下部车场图6、交岔点设计图7、采区煤仓图8、采区变电所布置图9、采区绞车房图10、采区泵房图11、采煤方法图第一章 矿井概况1.1 矿井交通位置及自然地理、矿井地理位置 、及交通情况本井田位于铜川市西北41公里处，行政区划属于太安镇马坊村以北。部分伸入铜川市境内，此部财神

2、梁与黄陵县建庄乡接壤。地理坐标东经108°5530，北纬35°180035°2230。公路由矿区直通烈柴公路，前河火车站位于矿区西南部，约6公里，交通便利。柴家沟井田位于黄土高原南部，由于长期风化剥蚀，基岩裸露、沟谷纵横、清峰翠峦、松柏葱郁、幽谷瀑布、山谷溪水时而可见。柴家沟为长年流水小溪，长约5公里，自北向南流入玉华川。该川自西向东经黄陵汇入泔水河。玉华川最大流量7416m/小时，一般在200m/小时。本区属大陆性半干旱气候，四季特征分明。雪雨均不丰富。据国家地震局兰州地质大队资料，本区地震基本烈度应定为7级。本井田内无开采过的矿井。井田范围内无人居住。在庙沟里

3、打两眼大口井，用地表渗水作为生活用水，工业用水使用沉淀后的井下水，据调查可满足使用。柴家沟不仅有两处电源，即马坊变电站和焦坪变电站。依供电实际情况确定马坊变电站为主供电源，焦坪变电站为备用电源。1.2 井田地质特征1.2.1 地质构造本井田地质构造简单，柴家沟煤矿位于焦坪矿区东北部，区内地层平缓，倾角一般为3-10，呈南陡北缓，主要有龙-玉向斜横贯其中，向斜轴呈北东、西南向，延伸至本井田不足3公里，宽约1公里，幅度约50米，两翼不对称，东南翼较西南翼陡且边部呈波状起伏，幅度仅5-10米。1.2.2水文地质地表山沟长年流水，流量都不大。据194队实测一般流量4.82 m/小时-15.82m/小时

4、。1.2.3 煤层赋存情况延安组中4-2煤层为本井田唯一可采煤层。位于延安组底部，分布普遍，层位稳定，一般厚5-8m，最厚达10.7m，结构1-3层，夹矸岩性多为炭质泥岩、泥岩及粉砂岩，厚度为0.1-0.35m。属煤层较稳定型。1.2.4 瓦斯等级、煤炭自燃2003年10月份，陕西省煤炭工业局对柴家沟煤矿的瓦斯等级进行了鉴定，全矿井绝对瓦斯涌出量为3.30m/min，相对瓦斯涌出量为5.64m/t；全矿井CO绝对涌出量为2.91m/min，CO相对涌出量为4.97m/t,鉴定结论为：属低瓦斯矿井。1.2.5 煤尘爆炸性和煤层自燃性煤尘具有爆炸性，属于自燃煤层。1.3 井田开拓1.3.1井田边界

5、依据1982年陕西省煤炭局发（82）538号文指令，本井田西部边界以龙王-玉华井田第一勘探线（O、K两孔连线）为界，北、东、南三面皆以4-2煤层可采边界线为界。全井田受龙-玉向斜控制，其东南翼走向长约2.0km，倾斜长1.6km；西北翼走向长1.1km，倾斜长1.1km，两翼走向大体与向斜轴平行亦呈北东、西南向，四邻无小窑开采。1.3.2 煤炭储量 工业储量、可采储量、工作制度、服务年限：工业储量：2157万吨；可采储量：1504.4万吨；1.3.3 矿井工作制度柴家沟煤矿工作制度现实行“三八”制。一班检修，两班生产。1.3.4 生产能力柴家沟煤矿设计年生产能力为60万吨。1.3.5 矿井服务

6、年限柴家沟煤矿1993年开工建设，已于1997年投产，原设计30万吨，至今已经回采煤量300万吨。剩余可采储量1204.4万吨。按年产60万吨，剩余服务年限为1204.4÷60=20年。1.3.6 井田开拓方式本井田开拓方式为斜井开拓，一条主斜井，一条副斜井，一条风井。矿井为单一煤层近水平开采，故设计划分为2个盘区，进行单一水平盘区式开采。1.3.6.1 井筒主斜井采用大倾角胶带输送机提煤，井筒倾角23°，斜长768m，净断面5.7m2，设计掘进断面7.8m2。副斜井为单轨串车提升（设置人车）。井筒倾角23°，斜长682.443m，净断面8.2m2，设计掘进10.

7、6m2。砼轨枕，轨型24kg/m，轨距600mm。主要任务是上、下人员、提矸等并兼作进风井，内设台阶、水沟等。另外，设置通讯、信号电缆。主要担负矿井提煤任务并兼作进风井。主副井筒之间设联络道，便于下放物料与主斜井皮带机的维护。斜风井倾角25°，斜长491.003m，净断面5.6m2，设计掘进断面7.4m2。内设台阶、水沟等。主要担负矿井前期回风任务并兼作矿井安全出口。井筒特征如表3-1所示。表3-1 井筒特征表井筒名称副斜井主斜井斜风井井口坐标X3914922.4783914895.4103914804.280Y36586251.30536586212.46436586755.840

8、井口标高（m）+1252.183+1249.66+1234.564井底标高（m）+986+986+1027.057水平标高（m）+986+986井筒倾角（°）232325井筒斜长（m）682.443768.056491.003井筒（提升）方位角(°)94°235594°2355106°3422断 面（m2）净8.25.75.6设计10.67.87.41.3.7 井底车场井底车场形式采用直立式且设有高、低道线路的井底车场形式。井底车场巷道均采用半圆拱断面、料石砌碹支护形式。1.4 矿井生产系统1.4.1 运输系统1.4.1.1 煤炭运输煤炭运输采

9、用胶带输送机，从皮带下山受煤后运至主井井底，直接装入主井胶带输送机，经主井提升带式输送机提升至地面后，卸载至地面转载带式输送机，由地面转载带式输送机送到筛分楼圆振动筛进行筛分分级，筛分后的成品煤由块煤储煤带式输送机和末煤储煤带式输送机分别运至储煤场储存。主井胶带输送机选用DJL100/50/2×355型胶带输送机，大巷及下山胶带输送选用STJ1000/200型胶带输送机，回采工作面选用STJ1000/200型胶带输送机。1.4.1.2 辅助运输下山和大巷采用绞车牵引，运材料采用1t矿车，运支架等大型设备采用重型平板车。副井提升机选用JK-2/20A提升机，采用单滚筒提升机串车提升。在

10、运输超过10t的重型设备时，可增设动滑轮，使提升机下放的终端载荷达20t。下山提升选用JTB2×1.820型单滚筒矿用防爆提升绞车；1.4.2 通风系统矿井采用中央分列式通风，即主、副斜井进风，斜风井回风。通风方法采用抽出式通风，本设计采用对旋防爆轴流式通风机选择型号为FBCDZ-6-No16A的通风机。表4-1 FBCDZ-6-No16A风机性能参数表型号功率（kW）风量范围（m3/s）风压范围（Pa）配用电动机型号BDK54-6-No1555×22155981970YBFe280M-61.4.3 排水系统矿井正常涌水量46m³/d，最大涌水量82m³

11、/d，选用3台水泵，三趟管路，水泵型号为100D45×8两台，200D43×8一台，排水管为D140×5的无缝钢管，控制设备为JJ1B-160-380-2型自耦减压启动器，井下排水系统可以满足生产要求。排水路线：采面运输（回风）顺槽水仓轨道下山水仓轨道大巷水仓井底中央水仓地面污水处理站。1.4.4 供电系统矿工业广场内建有10KV配电室一座，配电室内安装GG-1（A）高压开关12台；安装S7-31510/0.4KV 315KVA变压器两台，负责地面低压负荷的供电；安装S7-31510/6.3KV 630KVA变压器两台，负责井下负荷的供电；矿井双回10KV架空进线

12、分别引自马坊110KV变电站、段母线，正常时一回电源工作（另一回热供）。采用10KV配电室向井下中央变电所、主斜井胶带机、选煤场等二级以上负荷提供双回路电源。井下供配电：井下用电设备的电压等级为：1.14KV、0.66KV、0.127KV。井下10KV双回路供电电源引自矿井地面10KV配电室。井下设井底中央变电所、采区变电所和若干高压配电点，中央变电所安装KYGC-Z10KV手车式矿用一般型高压开关柜12台、KBSG-T-500/10/0.69 500KVA矿用干式变压器2台、KYDZ-1-0.66矿用一般型低压开关柜5台。变电所高低压均采用单母线分段，采用放射式向综放工作面、综掘工作面、采区

13、下山胶带机提供10KV电源；向井底主排水泵、大巷胶带机及井底周围0.66KV低压负荷供电。井下高压配电点均采用KBSGZY-T型隔爆移动变电站向就近低压负荷供电。供电线路：马坊110KV变电站、段母线矿工业场地内10KV配电室井底中央110KV变电所采区变电所KBSGZY-T型隔爆移动变电站综放工作面、综掘工作面、采区下山胶带机。1.4.5 压风系统地面设固定压风站，通过敷设于副斜井的压风管路供给井下各个用风点。1.4.6 注浆系统在斜风井口附近设有地面黄泥灌浆站，通过敷设在斜风井、总回风巷、轨道下山、回风顺槽的108mm的无缝钢管管路灌入工作面采空区。1.4.7 排矸系统通过矿车排至地面，倒

14、入矸石场。煤流中矸石通过选矸皮带进入地面矸场。1.5 采掘情况矿井现有采区形式为盘区式布置，单翼开采。采用一个盘区开采，一个综放开采工作面进行回采，属一井一面生产。采区生产能力为60万t/a。工作面采用走向倾斜长壁综放一次采全厚全部垮落后退式采煤工艺。工作面配备有采煤机、液压支架、前后溜子等设备，采用端头斜切进刀，双向割煤，两刀一放，其回采工艺流程为：割煤（自机头）移架推前部运输机拉后部运输机割煤（自机尾）移架推前部运输机放顶煤拉后部运输机割煤（下一循环）。矿井现有两个综掘队掘进，配备有EBZ(G)-90型掘进机，溜子，皮带等设备。第二章 采区地质特征2.1 采区概况本设计一盘区位于井田下山右

15、侧，单翼开采，为矿井的首采盘区，共5个工作面。本盘区西部以轨道下山为界，北、东、南部皆以4-2煤层可采边界线为界。盘区内工作面布置采用前进式，42101综放工作面位于一盘区的上部，为该盘区的第一个首采工作面，工作面东接轨道大巷煤柱，西邻42102工作面实煤田，北面为煤田自然边界，南面为下山煤柱。地面无建筑物，属于山区，无较大水体，煤层埋深较大开采不会造成地表沉陷破坏。2.2 地层和煤层延安组中4-2煤层为本井田唯一可采煤层。位于延安组底部，分布普遍，层位稳定，一般厚5-8m，走厚可达10.70m，结构1-3层，夹矸岩性多为炭质泥岩、泥岩及粉砂岩，厚度为0.10-0.35m。属煤层较稳定性。4-

16、2煤层厚度在向斜轴部增厚，向两翼变薄尖灭，呈规律性变化。4-2煤层在本井田内赋存类似“B”字形，受龙玉向斜控制，其轴呈北东、西南向，两翼走向大体与向斜轴平行，亦称北东、西南向。4-2煤层顶板多为粉、细砂岩，局部为泥岩及砂质泥岩。粉、细砂岩互层分布在向斜两翼边部，厚度增大，一般厚度3m左右，最大厚度15.08m，属不坚实至中等坚实顶板。4-2煤层直接底板多为炭质泥岩及泥岩，少量钻孔为粉砂之根土岩，厚度为0.5-3.3m，最大厚度为6.9m，而根土岩较厚时遇水膨胀较为严重。属不坚实至极不坚实底板。2.3 地质构造和水文地质本采区地质构造简单，在向斜的东南部。东南高，西北低，坡度3-5度。本采区煤层

17、含水较小，不影响开采。2.4 开采技术条件本采区属低瓦斯，煤尘具有爆炸性，煤层自燃，煤与瓦斯均没有突出危险性。第三章 采区储量和生产能力3.1采区储量一盘区地质储量为479万吨。地质储量为：L×B×H×=1/2×(1392×876.282)×5.61×1.4=479万吨式中：工作面地质储量，t； L盘区可采走向长度，m； B盘区倾斜长度，m； H煤层的平均厚度，m； 煤的容重，tm。注：1/2一盘区储量以近似于三角形进行计算。表3-1 储量计算表工业储量（万吨）损失量可采储量（万吨）回采率（）合计煤柱（万吨）厚度损失（万吨）

18、煤损失（万吨）名称数量名称或地点小计小计479下山煤柱14区段煤柱0隔离煤柱8构造煤柱0其他煤柱44528.2396.880合计264528.2396.880 落煤损失 （万吨）3.2采区生产能力本矿井为单采区开采，“一井一面”生产格局，故综放工作面的生产能力即为采区和矿井的生产能力。采区生产能力为60万吨/年。工作面生产能力如下：综放工作面产量由循环割煤量和循环放煤量构成。在0.6m截深的条件下，采煤机割2刀煤放一次顶称为一个生产循环。当工作面长度90米、采高2.5m、放煤高度3.11m的条件下，工作面每循环进2刀的割煤量为：Qg=HBLCg=2×2.5×0.6×

19、;90×1.4×0.97=367t式中：Qg-工作面每循环割煤产量，t;H-工作面采高，2.5m;L-工作面长度，90m;B-采煤机截深，0.6m;Cg-工作面割煤回采率，97%；-煤体容重，1.4t/m3。工作面采煤机每割2刀煤放一次顶煤，放煤步距为1.2m,顶煤回收率按75%计算，则循环放煤量计算为：Qf =Hf s L Cf=3.11×1.2×90×1.4×0.75=353t式中：Qf -循环放煤量， t;Hf -放顶煤高度，3.11m;S-放煤步距，1.2m;Cf-顶煤回收率，75%；工作面循环产量为：Qs= QgQf =36

20、7+353=720t考虑到工作面采用“三八”作业方式，2班生产，1班检修，每个生产班可完成2个循环，则工作面的日产量为：Qr =4×0.85×720=2448t式中：0.85-正规循环率。工作面最大年生产能力，按300天计算，则矿井工作面最大年产量为74.64万t,可以保证矿井达到年产60万t。3.3 服务年限按年产60万t计（每年生产日为300天），采区服务年限为：T= =396.8÷60= 6.6年式中 T服务年限； 采可采储量，万t； A年产量，万ty。第四章 采区方案设计4.1 采煤方法采用综合机械化放顶煤采煤法。我国煤炭生产以井工开采为主，其采出的煤炭占

21、总产量的96以上，其中厚度大于3.5m的厚煤层及特厚煤层产量比重占原煤产量的41%左右；由于放顶煤开采是一种高产、高效、安全、低耗、经济效益好的采煤方法，已成为中国厚煤层开采的首选采煤方法，以遍及中国的厚煤层矿区，成为厚煤层矿区实现高效集约化生产的重要途径。柴家沟煤矿4-2煤层厚度大，满足放顶煤开采对煤层厚度的要求，且顶煤冒放性较好。放顶煤开采可以一次采全高，与分层开采相比，放顶煤开采具有以下技术优势：（1）适应性强，对于煤层厚度变化较大的厚及特厚煤层，综放开采由于沿煤层底板割煤，支架上方煤体通过放煤口回收，工作面推进受煤层厚度变化影响小；（2）降低吨煤生产成本，提高工作面生产率。由于综放开采

22、降低了巷道掘进量，减少了采煤机割煤量，材料和电力消耗减少，吨煤生产成本大幅降低，生产效率提高，实现高效集约化生产；（3）改变了自然发火煤层的管理。与分层开采中、下分层煤层自燃防治相比，由于综放开采一次采全高，有利于煤层自燃发火的防治；（4）顶板控制问题减少。由于分层开采过程中，中、下分层顶板是人工假顶（一般在上分层开采是铺设铁丝网），受人工假顶质量的影响，工作面顶板控制问题增多；（5）有利于设备的维护和保养，延长设备使用寿命。放顶煤开采工作面，由于煤炭产量的大部分由垮落顶煤构成，支架、采煤机和前部刮板输送机等设备与相同产量的普通综采面设备相比，使用时间短，过煤量小，设备使用寿命延长。4.2 采

23、区巷道布置4.2.1 采区巷道布置方案比较根据前述各项矿井概况，本井田在技术上可行的采区巷道布置方案有两种。、方案一：本方案设计盘区采用三条下山布置方式，分别为皮带下山，轨道下山和回风下山。皮带下山作为采区煤炭运输巷道与进风巷道；轨道下山作为采区材料运输巷道与进风巷道；回风下山作为采区回风巷道。下山之间留24m煤柱。井田下山右侧为一盘区，下山左侧为二盘区。一盘区为单翼开采，二盘区为双翼开采。如图41所示。图4-1 采区巷道布置方案一方案二：本方案设计盘区采用三条下山布置方式，分别为皮带下山，轨道下山和回风下山。皮带下山作为采区煤炭运输巷道与进风巷道；轨道下山作为采区材料运输巷道与进风巷道；回风

24、下山作为采区回风巷道。下山之间留24m煤柱。井田下山两侧为一盘区，下山延伸段左侧为二盘区。一盘区为双翼开采，二盘区为单翼开采。如图42所示。图4-2 采区巷道布置方案二方案一和方案二的区别在这两种巷道和工作面的布置方式中。工作面倾斜长度约为90120m，工作面走向长度为6001500 m。方案一的一盘区为单翼开采，采区巷道布置简单，生产、运输和通风等系统简单，有利于矿井的初采。工作面走向长度较长，延长了工作面寿命，减少了工作面搬家次数，有利于实现矿井的高产高效，集约化生产，及首采工作面的布置。方案二的一盘区为双翼开采，生产系统较复杂，在矿井生产技术管理力量薄弱的情况下，不利于矿井的初采。且采煤

25、工作面的推进长度较小，巷道掘进率高，工作面搬家频繁，不利于实现矿井的集约化生产管理。具体技术、工程量及管理等方面的比较如表4-1所示；经济费用比较如表4-2所示。表4-1 采区方案技术比较表项 目方案一方案二1、布置形式三条下山布置在煤层中三条下山布置在煤层中2、掘进工程量皮带下山1865m回风下山1818m轨道下山1886m皮带下山1980m回风下山2101m轨道下山2070m3、工程难度容易容易4、通风距离短较长5、管理环节简单较复杂6、巷道维护容易容易7、工程期短较长表4-2 采区方案经济比较表第一方案第二方案1、三条下山掘进费用5569×2000.00=1113.8万元615

26、1×2000.00=1230.2万元；2、初期投资比较100%110%总费用1113.8万元1230.2万元；4.2.2 巷道布置及断面 回风下山、皮带下山和轨道下山均布置在4-2煤层中，矩形断面，采用锚网支护，另加锚索进行复合支护。回风下山断面为4.2×3.1m2（宽×高），皮带下山断面为4.4×3.1m2（宽×高），轨道下山断面为4.2×3.1m2（宽×高）。 由于柴家沟煤矿工作面生产能力较小，根据对通风断面的验算，工作面采用双巷布置方式，沿走向方向布置，运、回顺槽均为北偏东13°40。运输顺槽直接联通轨道下山

27、和皮带下山，回风顺槽通过风桥与回风下山联通。如图4-1所示。根据瓦斯涌出量对风量的要求以及工作面顺槽设备布置对巷道断面的要求，确定工作面回风巷断面为3.6×3.1m2（宽×高），运输巷断面为4.4×2.8m2（宽×高）。运输顺槽布置在煤层中，巷道为矩形锚网支护，另加锚索进行复合支护，全长1020m。运输顺槽断面净高2.8m,净宽4.2m，净断面积11.76m。顶部锚杆采用182400M20mm的左旋高强螺纹钢锚杆，两帮锚杆采用162000M18mm的左旋高强螺纹钢锚杆，顶锚杆间排距1000±50mm；帮锚杆排距1000±50mm；锚索

28、规格为15.24×6300mm一排一根，间距3.0m。顶托梁采用128041805，排距1000±50mm；帮托梁采用128023803，排距1000±50mm，如图4-3所示。该顺槽是机轨合一巷，为本面进风、煤炭运输以及安设电站、泵站之用。运输顺槽内布置有75的防尘管路一趟、40的注氮管路一趟、束管监测管路等管线，并在靠顺槽下帮设置转载机和胶带输送机。回风顺槽布置在煤层中，巷道为矩形锚网支护，另加锚索进行复合支护，全长1080m，净宽3.6m，净高2.8m，净断面10.08m。支护形式同运输顺槽。如图4-4所示。该顺槽为本面回风及材料运输之用。回风顺槽内布置有5

29、0的防尘管路一趟、114的灌浆管路一趟、束管监测管路等管线。切眼高度2600mm，宽度7000mm，长度9000mm，支护采用锚网支护，锚索补强。如图4-5所示。4.2.3 风桥本面回风通过风桥由回风顺槽回到回风下山，该风桥为半圆拱形巷道，净宽3.0m，净高3.0m，钢筋混凝土结构。4.2.4 泵站硐室在运输顺槽距工作面切眼540m处靠工作面侧布置泵站硐室，用来安装泵站和移动变电站。巷道为矩形锚网支护，另加锚索进行复合支护，全长48m，净宽2.3m，净高2.8m。支护参数同运输顺槽。4.2.5 停采线位于工作面推进方向，运顺1080m，即ZF42101运顺绕道口向北20m处。图4-3 运输顺槽

30、的巷道支护布置图图4-4 回风顺槽巷道支护布置图图4-5 切眼的巷道支护布置图4.3 采区参数本矿井为单采区开采，“一井一面”生产格局，故综放工作面的生产能力即为采区和矿井的生产能力。采区生产能力确定计算见3.2。采区走向长度：对于综采工作面，为了延长工作面寿命，减少搬家次数，应尽量加大工作面的推进长度，国内其它矿区的综采工作面一般都在1000m以上。高产高效综放工作面达到2000m以上。为了减少初期巷道掘进量及投资，尽量早出煤，矿井长壁综放工作面布置在井田中部的北翼，工作面走向长度为1080m。回采工作面长度：柴家沟煤矿属近年投产的矿井，为确保综放工作面设备配套能力满足矿井实现一井一面、达到

31、年产60万t的要求，综放工作面长度越大，工作面两端不放煤所造成的煤损占工作面总储量的比例越小，有利于提高综放工作面的资源回收率。由于柴家沟煤矿可采储量小，为减少工作面设备投资且便于综放工作面的管理，首采工作面长度确定为90m。4.4 煤层群各煤层开采顺序本矿井为单一煤层（4-2煤层）开采，且采用综合机械化放顶煤开采，无煤层群开采顺序问题。4.5 采区上、中、下车场布置形式上部车场、下部车场设为平车场，中部车场设为单侧甩车场。表4-3 采区工程量及投产准备时间表名 称工程量（m）施工工期安排备注计岩巷半煤岩巷煤巷年 月 日 月 日回风顺槽1080运输顺槽1020切眼90皮带下山115.38轨道下

32、山115.38回风下山115.38轨道下山风桥30皮带下山风桥30变电硐室30风机硐室30材料硐室3042103回顺与42102运顺联络巷304.6 准备4.6.1 巷道断面见断面图册。4.6.2 掘进方法及设备三条下山、工作面两顺槽采用综掘，配备EBZ(G)-90型掘进机；SGB630-40T刮板输送机；MQT-85J风动锚杆锚索钻机；ZMS12T风动帮锚杆钻机；移动式空气压缩机。下山间联络巷采用炮掘。掘进通风采用58-2-6.3型轴流对旋防爆风机压入式通风，额定风量为350-540m3 /min。4.6.3 采区总工程量表4-4 采区总掘进量、投产工程量及采区准备时间巷道名称长度（m）掘进

33、时间掘进方法运输顺槽10203个月综掘回风顺槽10803.5个月综掘切眼901个月综掘皮带下山115.380.6个月综掘轨道下山115.380.6个月综掘回风下山115.380.6个月综掘轨道下山风桥300.5个月炮掘皮带下山风桥300.5个月炮掘变电硐室300.5个月炮掘风机硐室300.5个月炮掘材料硐室300.5个月炮掘42103回顺与42102运顺联络巷300.5个月合计271512.3个月有两个掘进队掘进约需要6.5个月。4.6.4 回采工作面接续计划三条下山超前掘进，盘区内工作面前进式开采。设有一个综采面，两个掘进工作面，实行两掘一采法，采掘关系配置合理，确保采掘平衡。第五章 回采工

34、艺5.1 回采工艺方式的选择、综采工作面设备布置的选择42101工作面采用走向倾斜长壁综放一次采全厚全部垮落后退式采煤工艺。5.2 割煤5.2.1 采煤机型号及技术特征采煤机型号为鸡西煤矿机械有限公司的MG200/475液压牵引采煤机，其主要参数如下：采高范围： 1.83.2m机面高度： 1.2m适应煤层倾角： 35°煤质硬度： f4供电电压： 1140V装机总工率： 475KW(200KW×2+75KW)滚筒直径： 1800mm牵引方式： 齿轮销轨无链牵引牵引速度： 05.7m/min牵引力： 500KN采煤机整机重量： 36t5.2.2 回采工艺流程割煤采用端头斜切进刀

35、，双向割煤，两刀一放。其回采工艺流程为：割煤（自机头）移架推前部运输机拉后部运输机割煤（自机尾）移架推前部运输机放顶煤拉后部运输机割煤（下一循环）。双滚筒采煤机割煤，采高2.6m±100mm，割煤深度0.6m。液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放顶煤高度为3.1m，采放比为1：1.19。灭尘设施为内外喷雾。放煤采用两刀一放单轮间隔放煤方法，放煤步距1.2m。距停采线15m时停止放顶煤工作，进入本工作面末采阶段。双滚筒采煤机一次沿底采高2.5m，最高不能超过2.7m，最低不能低于2.3m，最低采高设置的目的是使支架后部有足够的过煤空间。采煤机自开缺口，采用端头斜切进刀双向割煤，其工艺流

36、程如图5-1所示，工序如下：采煤机从工作面下端向另一端正常割煤时，随着移架工序的完成，推移前部输送机（图5-1，a）；到达工作面上端割透煤壁后，立即反向，先割剩余15m的底煤，而后进入斜切进刀段（图5-1，b）；斜切进刀完成后将机尾推向煤壁，采煤机反向将上端煤壁割透（图5-1，c），而后反向割剩余15m的底煤，并开始向下端正常割煤，与此同时，将前部输送机机尾和机身顺序推向煤壁（图5-1，d）；到达下端后，与在上端一样采煤机反向进入斜切进刀段进行斜切割煤（图5-1，e）；完成斜切进刀后将前部输送机机头推向煤壁，采煤机反向将下端煤壁割透（图5-1，f），而后反向割剩余的底煤，并开始向上端正常割煤，

37、进入下一个生产循环。工作面装煤方式为：通过双滚筒采煤机双滚筒螺旋叶片自动装入刮板输送机内。（a）采煤机向上割煤（b）采煤机在上端斜切进刀（c）机尾推向煤壁，采煤机向上端割透煤壁（d）采煤机向下端正常割下一刀煤，输送机机尾和机身推向煤壁（e）采煤机在下端进行斜切进刀割煤（f）采煤机向上端正常割下一刀煤，输送机机头和机身推向煤壁图5-1 采煤机端部斜切进刀双向割煤工序图5.2.3 采煤工作面正规循环生产能力工作面每天4个循环，每循环进尺1.2m，每天进尺4.8m，割煤高度2.6m，放煤高度3.1m，割煤时回收率97,放煤时回收率71，则：循环割煤量 86.1×1.2×2.6&#

38、215;1.4×97364吨循环放煤量86.1×1.2×3.1×1.4×75336吨循环产量364+336700吨日产量4×7002800吨月产量2800×2570000吨5.3 运输5.3.1工作面刮板输送机按照输送机应满足的生产能力和采煤机型号，该面前部与后部刮板运输机都选用西北奔牛实业集团有限公司的SGZ730/200型中双链铸焊封底式溜槽刮板输送机，前后各一部。其主要技术参数为：设计长度： 100m 出厂长度： 100m 实际长度120m运 量： 700t/h中部槽规格： 1500×730×260

39、mm中部槽型式： 铸造焊底中部槽间联接形式：哑铃销连接强度： 2500KN刮板链型式： 中双链刮板链速： 0.99m/s刮板间距： 1104mm圆环联规格： 2×2692刮板链破断负荷： 850KN减速机速比： 36.737：1减速机型号： J200冷却型式： 水冷润滑方式： 自循环润滑电动机型号： YBS200电动机转速： 1480r/min电动机电压： 1140V电动机功率： 200KW电动机冷却方式： 水冷紧链方式： 闸盘紧链垂直向弯曲： ±2°水平向弯曲： ±1°电机布置方式： 垂直布置5.3.2 转载机按照转载机的运输能力要求，选用山

40、西煤矿机械制造有限责任公司的SZZ764/160型重双链桥式转载机，输送能力为1000t/h，具体技术参数为：设计长度： 45.5m（含破碎机）运 量： 1000t/h刮板链速： 1.27m/s爬坡角度： 10°电动机：型号： YBS160功率： 160KW 转速： 1470r/min电压： 1140v减速器： 型号： M3RH70EA速比： 25.38冷却形式： 水冷刮板链：形势： 中双链圆环链规格： 26×92C圆环链破断负荷：850KN链间距： 120mm刮板间距： 736mm槽间联接型式： 哑铃销联接紧链装置：紧链方式： 摩擦紧链与伸缩机头辅助紧链伸缩机头有效行程：

41、250mm拉移方式： 自移装置5.3.3破碎机根据能力配套要求，选用与山西煤矿机械制造有限责任公司制造的SZZ764/160型桥式刮板转载机相配套的PCM110型破碎机，其主要技术参数为：破碎能力： 1000t/h最大输入块度（长度不限）：700×700mm最大输出粒度 300（250、200、150）mm转动惯量： 890kg/m电机型号： KBY550/110电机功率： 110KW电动机转速： 1470r/min电动机电压： 1140/660V破碎主轴转速： 370r/min破碎锤头数： 4个破碎锤头冲击速度： 22.7m/s大（小）皮带轮节圆直径： 1118（358）mmV带规

42、格： （GB1171-96）三角胶带C-5000（6根）外形尺寸：（长×宽×高） 4560×2025×1808mm设备总重： 11.55t5.3.4 胶带输送机根据工作面生产能力，选用西北煤矿机械二厂的DSJ1000/200型胶带输送机，输送能力为800t/h，输送距离1000m。主要技术参数为：胶带宽度： 1000mm运 量： 800t/h带 速： 2.5m/s倾 角： 0°机 长： 1200m电机型号： YBS200防爆电机功 率： 200KW转 速： 1488r/min电 压： 660/1140V行星减速器： SSX20025制 动 器：

43、 YWZ400/90(电压127V)偶 合 器： YOX错误！未找到引用源。Z560型带制动轮偶合器张紧形式： 绞车张紧，张紧功率：7.5KW传动滚筒直径： 800mm机尾滚筒形式： 400mm5.3.5 辅助运输该面辅助运输主要采用600mm轨距钢轨，顺槽采用绞车牵引（J D-25型绞车），运材料采用1t矿车，运支架等大型设备采用1.8t重型平板车(承重能力20t)。5.4 工作面支护5.4.1液压支架技术特征根据42103工作面切眼的斜长及运输机与支架的配合尺寸，布置液压支架59架，经计算支架工作阻力为5200KN，选液压支架主要技术参数见表五：表5-1 42103工作面综放液压支架主要技

44、术参数型 号ZF5200/18/28型 式四柱支撑掩护式正四连杆低位放顶煤液压支架高 度18002800mm宽 度14301600mm中 心 距1500mm初 撑 力4653KN(P=28Mpa)工作阻力5200KN(P=31.3Mpa)底板比压（前端值）0.91.4Mpa支护强度0.84Mpa泵站压力28Mpa立柱型式单伸缩缸径/杆径230/210mm工作阻力（P31.3Mpa）1300KN行程1000mm推移千斤顶型式普通双作用缸径/杆径160/105mm推力/拉力321/563KN行程700mm配套 截深600mm操纵阀流量200L/min5.4.2 移架工艺工作面实行追机移架，随着采煤

45、机的割煤，要按顺序移架，移架步距0.6m。为了及时支护顶板，当采煤机前滚筒割煤完毕，在保持前滚筒35m的安全距离后，跟机移架。最大控顶距： 6300mm；最小控顶距： 4322mm。5.4.3乳化液及喷雾泵站（1）乳化液泵站：采用BRW315/31.5×4A乳化液泵及XR-WS2500泵箱，两泵一箱，其主要技术参数如下：乳化液泵技术参数：公称压力： 31.5Mpa公称流量： 315L/min柱塞根数： 3曲轴转速： 425r/min电机功率： 200KW工作电压： 1140V/660V配液方式： 自动工作介质： 含35乳化液油的中性水混合物乳化液箱容积： 2500L（2）喷雾泵站根据

46、工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，综放工作面喷雾泵站分别由BPW320/10型喷雾泵、BPW320/6.3型冷却泵及水箱组成，其中前者供采煤机外喷雾、支架前后喷雾；后者供前后输送机、采煤机冷却。设备主要技术特征为：BPW320/10型喷雾泵公称压力： 10Mpa公称流量： 320L/min电动机功率： 75KW工作电压： 1140V/660V（2） BPW320/6.3型冷却泵公称压力： 6.3Mpa公称流量： 320L/min电动机功率： 55KW工作电压： 1140V/660V清水箱容积： 2500L5.5移溜5.5.1推前部输送机（1）推前部运输机的工序是随着采煤机之后跟机进行的，割煤和推

47、运输机平行作业。（2）推前部运输机，必须在采煤机后滚筒割煤后进行操作，并与采煤机后滑靴保持11.5m的直线段，以免影响采煤机在运输机上的正常滑行。（3）推前部运输机的每次进度，除斜切进刀外， 应保持0.6m的距离，并与煤壁平行成一直线，即使运输机的铲煤板与煤壁保持155mm的距离，其直线误差应在±30mm以内。（4）为了减少输送机在弯曲段的磨损， 提高其寿命，在推运输机时，必须要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15m。（5）为了保证在推输送机时操作顺利，不致发生飘底，啃底现象，在推输送机时，应同时使用3个千斤顶一起推。（6）在完成推移输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液

48、压支架之间等处的浮煤，并且把浮煤装入输送机内。5.5.2拉后部输送机（1）拉后部输送机的工序是在移架工序之前进行。（2）后部运输机的中部槽的槽帮上，其前部、后部均安装有挡煤板。在拉后部运输机之前要仔细清扫洒落在溜子与支架间的煤块和矸石。在拉架时要用装在运输机上的铲煤板将煤块和矸石铲入溜槽内。必要时，可以往返操作运输机的推拉千斤顶，将运输机两侧的浮煤铲入溜煤槽内。（3）拉后部运输机的操作及注意事项与推前部输送机要求相同。（4）随时注意后部输送机的运量情况，特别注意在运输机的槽内不得有大于700mm的大块矸石，遇此情况，必须进行人工处理，包括用大锤砸碎或弃至采空区。若遇大块矸石挤卡支架，应停止运输

49、机运行，并进行处理。5.6 综采工作面生产技术管理5.6.1循环作业图表采用“三八”制作业方式。一班检修，两班生产。表5-2 综放工作面劳动力配备图表 班次工种四点班零点班八点班合计采煤机司机33410端头维护工44412电 工1168泵站工1124转载机司机1148刮板运输机司机2248支架工44412放煤工2226班 长1113验收人员1113杂 工44管理5合 计20203683表5-3 主要经济技术指标表序号名称数量1面推进长度946m2面长90m3煤层倾角35°4煤容重1.41t/m5煤硬度中硬6煤层厚度1.810.7m平均5.61m7割煤高度2.6m8放煤高度3.0m9采放比1：1.1910采区工业储量479万吨11采区可采储量396万吨12回采率8213日产量2800 t14月产量70000 t1542103面可采期1.11年16放煤步距1.2m17正规循环率9018日出勤83人19出勤率8520