石湖矿50采区设计说明设计

..;;山西大同大学继续教育学院毕业论文（设计）题目：石湖矿510采区设计说明书级别专业矿山开采技术函授站点班级姓名崔兴锐指导教师2013年4月20日山西大同大学继续教育学院毕业论文开题报告姓名班级题目课题背景（参考资料、撰写意义）课题计划（撰写步骤、过程、时序安排）完成初稿时间最后定稿时间指导教师意见指导教师签字：年月日山西大同大学继续教育学院毕业论文（设计）指导意见书论文题目：姓名：级别及专业：指导教师姓名：指导老师电话：指导教师指导意见：指导教师签名：张宏涛2013年7月7日交修改稿时间：2011、7、10备注：山西大同大学继续教育学院毕业论文（设计）评审意见书论文（设计）题目：姓名：班级：评审教师姓名：职称：评审教师评语：签名：年月日建议成绩：山西大同大学继续教育学院毕业论文答辩卡答辩人答辩时间系、班答辩题目答辩内容评价评委:山西大同大学继续教育学院函授学员毕业论文成绩评定表毕业论文题目学员姓名系、班指导教师论文摘要：答辩内容：指导教师意见及建议成绩：（以百分计占40%）指导教师：年月日答辩小组评定建议成绩：（以百分计占60%）答辩组长：年月日答辩小组意见及总成绩：（以百分计）答辩组长：年月日前言毕业设计是培养学生达到专业培养目标的最后一个重要的实践教学环节，是学生全面运用所学基础理论、专业知识和基本技能对实际问题进行设计或研究的综合性训练。本次设计目的；为了使自己掌握工程设计的一般程序和方法，能正确编写工程设计说明书和绘制工程图纸，完成工程技术员必备的基本技能训练；增强自己综合运用所学基础理论与专业知识独立分析和解决矿井生产中实际问题的能力；培养自己严谨的工作作风和认真的科学态度，提高自己调查研究和科技创新的能力。本次设计的主要内容：了解井田与采区地理概况及地质特征；熟悉矿井开拓部署；掌握采煤方法及采区巷道布置情况；根据采煤方法和工作面条件，选择采区运输方式及排水、供电设备；熟悉采区通风系统，了解采区通风方式；了解采区巷道支护方式；采区设备的选型与计算；编写采区主要技术经济指标。在设计中，由于本人能力有限，还存在很多不足之处，敬请各位指导老师指出宝贵意见。石湖矿510采区设计说明书第一章矿井概况一、井田地质特征井田地处吕梁山北段管涔山脚下，地形总体趋势为东北高，西南低，最高点位于井田东北边界，海拨1740.5m；最低点位于井田中西部河谷中，海拨1441.9m，相对高差298.6m。区内沟谷山梁发育，多为黄土覆盖，黄土厚度5-15m，植被差，分布有灌木丛。该井田属海河流域，恢河水系。区内主要河流为石湖河，位于井田中部，平时水量甚小，洪汛期水量较大。石湖井田位于宁武县城东北，东侧为云中山脉北段，西侧为芦芽山脉与管涔山脉的交汇处，北侧则为平坦开阔的朔州平原－丘陵区。区域地表河流主要为恢河，由南向北经阳方口流入朔州平原，属桑干河上游支流。本区处于宁武马家湾向斜构造的东翼，区域深层地下水属神头泉域的南部补给径流区。神头泉在本井田东北的朔州平原排泄，出露标高为1058.2－1063.4m。据1956年以来观测，多年平均流量为7.648m3/s。本区岩溶地下水的水位标高，由西南部的1100m左右向东北部的1058m流动变化。本区奥灰岩溶普遍发育，富水性由弱至极强，水质优良。其中上马家沟组厚度较薄，富水性极不均匀，下马家沟组和下奥陶统为主要岩溶含水层，含水性普遍较强。井田内无长年地表水体，各河谷为季节性河流及雨季排洪通道。井田属大陆性半干旱气候，最高气温达34.8℃，最低气温零下27.2℃，年平均气温6.2℃，春冬季多西北风，年平均风速3.1m/s。降雨主要集中在6、7、8月份，最大年降水量710.5mm，最小年降水量342.7mm，平均年降水量468.1mm，年平均蒸发量1902.3mm。霜冻期为11月至次年3月份中旬，最大冻土深度1.50m左右。井田总体构造形态为走向NW转NNE，倾向SW转NWW的单斜构造。地层倾角一般在5°—10°之间变化，西北部受F1断层影响局部可达15°－20°。井田西部和东部边界附近发育两条走向北东—南西向的正断层。现叙述如下：F1正断层（贾家堡断层）：位于井田西部，断层面向南东倾斜，倾角57°—60°，落差30—40m，在区内呈反“S”型延展，延长度约为2100m。石湖矿副井在开拓至98m时遇该断层破碎带，该处断层落差35m。由于本区为基岩大面积裸露区，断层在地表显露明显。该断层对煤层的开采会造成一定影响。F2正断层：位于井田东南边界外，断层走向为北东－南西向，断层面向西北方向倾斜，倾角60°，落差30m，断层沿矿界延伸约2000m，断层在地面显露较为明显。该断层对本矿井生产不会造成影响。井田内无陷落柱，无岩浆岩侵入，总之，本井田地质构造简单为一类。二、煤层的埋藏特征1、含煤性本井田含煤地层为石炭系上统太原组，共含煤6层，编号为2号、3号、4号、5上号、5号、6号，其中2、3、5号煤层稳定可采，其余煤层不稳定不可采，太原组厚度98.75m，煤层总厚24.49m，含煤系数24.8%。2、可采煤层井田可采煤层为2号、3号、5号三层，其基本情况见表4-1，现自上而下叙述如下：1．2号煤层位于太原组顶部，伏于K2砂岩之下。该煤层为全井田稳定可采的中厚—厚煤层，厚度为1.90—5.40m，平均为4.15m，含0—2层泥岩夹石，结构简单。在本区中东部煤层厚度较薄，向南北均变厚，为井田现采煤层。井田已有采空区及小窑破坏区面积约253.50k（m2）。直接顶板为中粗粒砂岩，局部相变为细砂岩，顶板平均厚度11.50m，岩石坚硬容易支护。底板为泥岩，局部相变为细砂岩，平均厚度7.34m，节理、裂隙不发育。2．3号煤层位于太原组上部，上距2号煤层7.34m左右。该煤层为一全井田可采的厚煤层，厚度变化不大，一般为1.53—2.39m，平均为2.23m，含0—2层泥岩夹矸，结构简单。煤层直接顶板为砂质泥岩、细砂岩，厚度5.80－9.00m，属半坚硬－坚硬岩石，节理裂隙不发育。底板为泥岩、中细砂岩，厚度6.20－8.70m。3.5号煤层位于太原组下部，上距3号煤层46.50m左右，为全井田稳定可采的巨厚煤层，煤层厚度12.90－19.65m，平均16.89m，煤层结构复杂，含3－7层夹矸。煤层直接顶板为中细砂岩，局部相变为泥岩，平均厚度10.50m，岩石坚硬较易支护，底板为泥岩，炭质泥岩，平均厚度1.50m，节理，裂隙不发育。该矿现正开采此煤层，已分布采空区面积228.61K（m2）。煤层特征表表1-2-24、瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发【2009】33号文件《关于大同煤矿集团公司2008年度矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，山西省阳方口矿业（集团）有限责任公司石湖联营煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量为1.49m3/t,绝对涌出量为0.9m3/min，二氧化碳相对涌出量为5.19m3/t，绝对涌出量为3.31m3/min，属低瓦斯矿井，属低瓦斯矿井。该矿虽为低瓦斯矿井，但仍应做好井下通风工作，以防瓦斯局部聚集引发瓦斯事故。5、煤尘爆炸倾向性据2007年5月31日由山西省煤炭工业局综合测试中心分析试验成果（表6—1）该井田2、5号煤层均有煤尘爆炸性。煤尘爆炸性试验结果表表1-2-4煤层编号火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性2号12060有5号>40070有6、自燃发火2007年5月31日山西省煤炭工业局综合测试中心进行采样测试，试验结果2、5号煤自燃等级均为Ⅱ，自燃倾向性均为自燃。煤自燃倾向性试验成果表表1-2-5煤层吸氧量（cm3/g）自燃倾向性等级自燃倾向性20.6748Ⅱ自燃50.6770Ⅱ自燃三、井田境界与储量根据山西省国土资源厅2008年2月颁发的石湖联营煤矿《采矿许可证》（证号为1400000830039），石湖煤矿井田由下列拐点坐标连线闭合构成。井田境界拐点坐标表表2-1-1矿井拐点编号国家6度带坐标纬距（x）经距（y）石湖井田14321150196180002432283019618940343231001961857044323980196192105432429619618900643232601961750074323150196174108432315019616900943224501961692010432177519616900石湖煤矿西北为七厘洼煤矿，东部为贾家堡煤矿，东南为七厘洼煤矿新井区，西部和后庄旺煤矿毗邻。石湖矿井田南北长1.5～3.2km，东西宽1.45～2.10km，井田面积3.8047km2。1、储量（一）矿井地质资源量井田内批准开采2、5号煤层，本次工作对2、5号可采煤层予以资源/储量估算。其2号煤层估算范围为井田边界和煤层风氧化边界圈定的范围；5号煤层为井田边界所圈定的范围。本井田2、5号煤层累计查明资源储量10831.5万t。经本次估算共获得井田内2、5号煤层保有资源储量（111b+333）9738万t，其中探明的经济基础储量（111b）6622.6万t，推断的内蕴经济资源量（333）3115.1万t。探明的经济基础储量占总资源储量的69.6％。上述保有资源储量中，含2号煤层蹬空储量100.3万t。另经估算，2007年地质报告编制以前井田2、5号煤层共计采空动用储量599.1万t，其中2号煤层178.4万t，5号煤层420.7万t。2006年后2、5号煤层共计采空动用储量494.4万t，其中2号煤层285.8万t，5号煤层208.6万t。资源储量估算汇总表表2-1-2煤层资源储量（万t）111b111b＋122b＋333(%)111b+122b111b＋122b＋333(%)采空（万t）累计探明储量（万t）备注111b122b333111b＋122b111b＋122b＋333历史采空近期采空21346.8497.31346.81844.173.076.7178.4285.82308.3QM55276.12617.85276.17893.967.766.8420.7208.68523.21/3JM合计6622.93115.16622.9973869.668.0599.1494.410831.51/3JMQM（二）矿井工业资源/储量本井田计算储量的煤层为2、5#煤层。井田内可采煤层煤类为气煤和1/3焦煤，煤层倾角<15°，根据《煤、泥炭地质勘查规范》，资源/储量估算指标，煤层厚度为0.70m，最高灰分40%，最高硫分3%。全井田煤层倾角大多小于15°，大多为6～8°。采用地质块段法进行储量计算，计算公式为：Q=s.m.d其中：Q—储量，单位万t。S—面积，m2，根据电脑边界拐点求得，为水平投影面积。M—平均厚度，单位m，为块段内及邻近块段的见煤点纯煤厚度的算术平均值。矿井工业资源/储量＝111b（剔除蹬空煤）＋122b＋333k＝6522.6＋0＋3115.1×0.9＝9326.2万t矿井工业资源/储量表煤层地质资源量工业资源储量111b122b333K值333K探明蹬空剩余21844.11346.8100.31246.50497.30.9447.61694.157893.95276.15276.102617.80.923567622.1合计97386622.96522.603115.12803.69326.2（三）矿井设计资源/储量及设计可采储量各煤层的可采储量按下式计算：可采储量=工业储量-永久煤柱损失式中：工业储量为井田范围内能利用的储量，永久煤柱包括下列煤柱：井田边界煤柱、断层煤柱、公路、河流保护煤柱、村庄保安煤柱等安全保护煤柱。采区回采率：中厚煤层取80%，厚煤层取75%。2、安全煤柱留设井田内各类保安煤柱的留设标准如下：（1）井田边界和采区间的煤柱的留设按照《煤矿安全规程》的要求，井田边界留设20m煤柱。采区界线两侧各留10m煤柱。（2）地面建筑物保安煤柱的留设根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215—94）和《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的规定，确定井田内各类地面建筑物、公路和河床保安煤柱按下表2-1-2标准进行留设：地面建筑物保安煤柱留设标准表2-1-2村庄Ⅲ10工业场地Ⅱ15公路Ⅱ15河流Ⅱ15井筒、铁路Ⅰ20（3）矿井主要大巷煤柱的留设根据本矿井的煤层赋存和顶底板围岩情况、矿井主要大巷开拓布置方式和大巷维护服务年限，确定各煤柱的留设情况如下：大巷间煤柱25m，大巷两侧各留设20m煤柱。（4）断层煤柱的留设断层煤柱的留设主要是为了预防顶板、沼气、水等自然灾害。根据地质报告中提供的断层情况，落差8~15m的断层留设5m的煤柱，落差大于15m的断层留设煤柱20m。如在生产过程中发现断层情况与地质报告不符时，可根据实际情况适当调整煤柱留设尺寸。3、可采储量计算结果矿井2#、5#煤层剩余工业资源/储量为9326.2万t，2#煤层资源/储量为1694.1万t；5#煤层资源/储量为7622.1万t，设计可采资源总量5167.8万t，设计可采储量各煤层储量的计算结果详见储量汇总表2-2-1。井可采储量表单位：万t表煤层工业资源储量永久煤柱设计资源储量保护煤柱开采损失设计可采储量断层井田境界公路村庄河流小计工业场地小计回采率75%2#1694.1105.10137.10500.01194.161.8109170.825%895.65#7622.1255.20205.2013546268.1134.9437571.925%4272.2合计9326.2360.3342.31151.418547472.2196.7546581.95167.8矿四、矿井开拓1、开拓方式的确定石湖煤矿为改扩建矿井，尽量利用现有井巷工程及现有设备，满足矿井扩大生产能力、形成生产系统的需要，结合井田内煤层地质条件，综合考虑，提出以下两种开拓方案。方案一新开主斜井，井底落于2#煤库下方，将现2#煤库延深，与新开的主斜井连通，斜井内安装皮带运输机，担负煤炭提升；将原主斜井断面扩大，加固支护，用作副斜井，担负5#层辅助提升及大件设备提升；利用原回风斜井扩大断面后仍用作回风井。原2#斜井封闭。方案二将现有的2#斜井扩大断面，延深至5#煤层底板下，用作矿井的主提升斜井，新开拓井底煤库；将原主斜井断面扩大，加固支护，用作副斜井，担负辅助提升；利用原回风井扩大断面后作回风井。方案比较（1）、方案一的优、缺点优点是煤库直接与主斜井搭接，减小煤库和运输大巷工程量；生产系统简单，环节少，效率高。缺点是新开主斜井，工程量较大；（2）、方案二的优、缺点优点是利用现有2#井进行刷大、延深开拓，工程量稍小。缺点是井下需开拓运输大巷，并铺设皮带运输机，环节多，生产系统复杂；2#井地面场地窄小，布置地面生产系统困难。经比较确定选用方案—作为石湖矿井改扩建井田开拓方案。开拓方案比较见表2-3-1。井筒开拓方案技术经济比较表表2-3-1项目方案一方案二方案内容新开主斜井方案：位于大运公路北500m。场地内布置主斜井、地面筛分系统、供暖系统，旧主斜井断面扩大，用于辅助提升。利用原回风井扩大断面后仍用作回风井。利用2#井方案：将现2#井扩大断面，延深至5#煤层底板下，用作主提升斜井，将原主斜井断面扩大，加固支护，用作副斜井，担负辅助提升；利用原回风井扩大断面后仍用作回风井。优点1、主斜井与煤库直接搭接，生产系统集中、简单。2、减小煤库和运输大巷工程量。3、新开主斜井，开拓工程与正常生产影响较小。1、利用2#井开拓，井筒工程量较小。缺点1、新开主斜井，井筒工程量较大。1、需开拓皮带运输大巷。2、生产环节多，系统复杂。3、2#井地面场地窄小，布置地面生产系统困难。井巷工程量(m)72368160投资1626.82180425.8687999.81217±01031.6表中概算定额执行原国家煤炭工业局煤规字[2000]第48号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额（99统一基价）》、《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额（99统一基价）》。2、大巷布置及水平划分 矿井开拓方式为斜井单水平开拓，根据现有开拓部署，井田划分为一个主水平及一个辅助水平，主水平布置在5#煤层中，水平标高1380m，辅助水平布置在2#煤层中，水平标高1455m，辅助运输大巷采用5#层轨道运输大巷，由于采煤方法的改变，原有巷道断面不能满足进出综采设备的要求，需对轨道运输大巷进行改造扩大，运输大巷断面刷大后净宽3.0m，净高2.9m，净断面积7.73m2，三心拱断面，锚喷支护，喷砼厚度100mm；原有架线电机车运输改为绞车牵引矿车运输，大巷铺设30kg/m的木枕石碴道床。通过轨道上山或轨道暗斜井通至各煤层的上、下山巷道；采区皮带运输上、下山通过煤库直接与主斜井相连，通过主斜井将原煤提出地面，形成主运输系统；采区回风上、下山通过原有巷道直接与回风斜井相连；各采区均采用三巷布置，其中轨道、皮带下山沿底掘进、回风下山沿顶掘进。3、盘区划分及开采顺序（1）、采区划分及首采面确定根据井田内煤层赋存及井田开拓方式，全井田划分为六个采区，即5#煤北翼上山部分512采区；下山部分：510采区和511采区。五、煤炭运输方式及设备选择矿井开拓方式为煤仓直搭主斜井，采区运输下山与煤仓搭接，该运输方式系统简单、环节少、用人少、运输潜力大，有利于实现矿井高产高效。根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓布置，结合目前国内外井下煤炭运输技术，装备发展趋势和使用经验，设计确定大巷煤炭运输采用带式输送机。其理由如下：（一）胶带输送机运输具有运输能力大、潜力大、运输连续、效率高、操作简单、容易实现自动化控制和集中管理等特点，对矿井实现高产、高效和现代化管理有力。（二）胶带输送机具有系统简单、环节少、用人少、维修工作量小。（三）其安全生产性好，据统计其事故率为0.00023，仅是矿车运输事故的6.4%。（四）井下大巷目前全部沿煤层布置，具有一定的坡度和波状起伏，要求煤炭运输设备与之相适应。带式输送机具有适应煤层变化能力强、井巷工程量省，可多做媒巷，少做岩巷等优点，对矿井环保工作和采掘接替有利。（五）从矿井规模而言，及采煤方法的选择，大巷煤炭运输采用带式输送机比较配套，并且符合我国煤炭工业的发展趋势。因此，大巷煤炭运输方式选用带式输送机。第二章采区地质特征一、采区范围设计采区位于井田南翼下山部分，南以井田境界为界，西以采区F7断层为界，东为井田边界，北以大运公路保护煤柱为界。走向长度1.4km，倾斜长度0.6km，面积1.23平方公里，地面无任何建筑物和其它设施，只有部分农田，所以回采对地面无影响。（煤层底板等高线图参考P）二、采区地质构造本采区所处构造位置为一宽缓假倾伏向斜轴部，向斜轴为东西走向，向东倾伏，南靠F7大断层，受其牵引，次一级的小断层比较发育，走向与F7大断层斜交，煤层及顶底板横张裂隙发育，煤层倾角6~-16度，采区内有一较大断层，对回采影响不大。本采区所采5#煤层位于石炭系上石炭统太原组，煤层编号5号，伪顶为0.03m厚的碳质泥岩，硬度小，随采随落，煤层结构复杂，有四层夹石，平均总厚度0.8m,煤层平均总厚度12.1m，赋存相对稳定。5#煤主要由暗淡型煤组成，油脂光泽，硬度中等，大部分为粒状结构，少部分为线理状结构。矿物含量较高，以粘土矿物最多，其中有粘土，高岭石，属原生沉积矿物，大部分和有机质结合。变质程度较高，属第Ⅱ变质阶段。煤层顶板由中砂岩、碳质泥岩、泥岩构成。其中直接顶为灰黑色碳质泥岩，含碳量较小，局部变为粉砂岩，厚度3.6m，老顶为白灰色中砂岩，主要成份为石英，次为长石，钙质胶结，厚度15m。煤层直接底板为灰黑色碳质泥岩，含碳量大，裂隙发育，硬度较大，厚度0.5m。老底为白色细砂岩，主要成分为石英，次为长石，钙质胶结，厚度7m。水文地质情况及防治水措施本工作面水文地质条件简单，煤层上部主要含水层为砂岩裂隙含水层，水源补给为大气降水，地面水常年干涸，冲沟均为雨季排洪通道，掘进过程中，随着爆破震动，工作面可能有滴水现象，但对回采构不成影响。最大涌水量0.01m3/min正常涌水量0.005m3/min影响回采的其它地质情况瓦斯瓦斯相对涌出量0.8m3/t，绝对涌出量0.61m3/min，属低瓦斯矿井。煤尘煤尘爆炸下限浓度0-10g/m3，爆炸指数为39.87Mpam/s,具有爆炸性。煤的自燃易自燃，发火期3-6个月，最短58天，吸氧量0.7059cm3/g，自燃等级Ⅰ级，属自燃煤层。地温根据地质资料提供及开采实际表明，无地温异常现象。地压根据地质资料提供及开采实际表明，无地压异常现象。普氏硬度煤层类矸直接顶直接底三、采区储量和生产能力1、采区储量采区工业储量=∑块段面积×煤层有益厚度×煤层容重=1100000×12.1×1.4=1863.4（万t）采区可采储量=1863.4×75%=1397.55（万t）2、采区生产能力取工作面长度为120m，年推进度500m，计算出采煤工作面生产能力A0A0=LlmγK=500×120×12.1×1.4×0.85=86.39（万t/a）按下式计算出采区生产能力AA=nA0BK=1×86.39×1.1×1=95万t/a）取A=90万t/a进行设计3、采区服务年限T==15.5（a）第三章采煤方法及采区巷道布置一、采煤方法的选择1、煤层赋存条件矿井批采的可采煤层有2层，分别为石炭系上统太原组的2#、5#煤层，全区发育，平均厚度分别为4.15m、16.89m，煤层倾角一般在5～15°，煤质中硬，煤层顶底板较稳定，局部节理发育，易发生破碎冒落。其中5号煤层厚度较大，煤层夹矸2～5层。井田内地质构造简单。矿井为低瓦斯矿井，有煤尘爆炸危险，2、5#煤层为自燃煤层。2、可选的主要采煤方法（1）（2）普通综合机械化采煤方法是上世纪70年代初在我国发展起来的一种新型采煤方法，是集团公司目前各矿井的主要采煤方法，在工作面开采、顶板管理、设备修理、工作面搬家、过断层、处理漏顶等方面已经积累了很多经验。产量一般为50～80万t，少数综采队年产量突破100万t，采高一般在1.5～3.5m之间。（3）3、采煤方法的确定5#煤层煤厚12.90－19.65m，平均16.89m，如采用分层分为5层进行开采，如采用5#煤层采用分层5#煤层，改扩建首采采区布置在5#层下山510采区。二、矿压观测情况本矿井至建矿以来未设立矿压观测组，2006年上综采后顺之设立矿压观测组，定期进行对工作面压力进行观测，并向有关单位上报。三、采区巷道布置1、采区巷道布置的原则根据所选的采煤方法及地质条件布置采区巷道；为减少巷道岩石工程量，采区巷道布置在煤层内；本着采区生产系统简单，运输环节少；通风系统合理、可靠，采区布置专用回风巷；巷道断面规格能够满足运输综采设备的需要。采区内布置采区上、下山巷道，采区皮带运输机与2#煤库搭接，通过主斜井将原煤提出地面。按照所选择的采煤方法，采用综合机械化放顶煤开采。2、采区巷道布置5#层下山510采区布置三条采区巷道，分别为510皮带运输下山、510轨道下山和510回风下山，下山巷道间距20m。510皮带运输下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿底板布置，巷内铺设皮带运输机，担负采区的煤炭运输和进风任务；510轨道下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿底板布置，担负运料、行人、进风任务；510回风下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿顶板布置，担负回风任务，兼作采区的安全避灾通道。四、回采工艺与劳动组织本采区共布置10个工作面，走向长度一般在500米，工作面长120米，采区工作面巷道保护煤柱为25米，边界保护煤柱20米，大运公路保护煤柱经计算为56米。1、工作面长度及日循环数综放工作面长度越大，工作面两端不放煤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，但工作面过长不利管理。工作面过长，受运输机强度限制的事故率明显增加，且目前国产的工作面运输机成型设备的极限长度在300m～350m。根据移交采区的地质情况，将首采工作面长度确定为120m，工作面的日循环数可用下列式计算：式中：Qr——工作面日产量，按年产0.9Mt， 年生产330d计算，Qr=2727t。K1——工作面正规循环率，取K1=0.98l——工作面长度，首采工作面长度为120mn——日循环数；H——煤层厚度，8.4mB——循环进尺，采煤机截深0.6m，2采1放，则B=1.2mC——工作面回采率，采煤机割煤部分取95%，顶煤回收率取75%，加权计算首采工作面为83%;γ——煤体容量，1.47t/m3=2根据上述计算，工作面采煤机割煤一个往返为一个循环，工作面循环进度1.2m，首采工作面需日完成2个生产循环，考虑到掘进煤产量，矿井生产能力按0.9Mt/a设计是比较可靠的。2、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造成初期投入大。综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为2.8m。5#煤层首采工作面煤层厚度为8.4m，则放顶煤高度为5.6m，采放比为1:2。3、采煤机截深与放煤步距采煤机截深为0.6m时，采用2采1放循环作业方式，则放煤步距为1.2m。综放工作面主要设备组成表表4-2-1设备名称型号数量电机功率（kw）生产能力（t/h）支架ZFS4600/19/3276ZFG50004ZT69002采煤机MG-150/375-WD1375刮板运输机SGB-764/264（前）12×132600SGZ-764/264（后）12×132600转载机SZB-764/1321132700破碎机PCM-11011101000皮带运输机SSJ1000/1601160乳化液泵WRB-200/31.5A1160回柱车JH-172调度绞车JD-254首采工作面主要技术经济指标表4-2-2序号项目单位指标备注1工作面长度m1202推进长度m5003煤层厚度m8.4回采率85%4煤层倾角度85割煤高度m2.46截深m0.67循环进尺m1.28年推进度m792五、采区准备1、巷道断面及支护形式井筒表土段及井下硐室采用混凝土砌碹支护，断面形状均为矩形，井筒岩石段、运输大巷及采区下山巷道采用锚喷支护，断面形状均为直墙拱形。回采工作面巷道为锚杆支护，断面为矩形。2、巷道掘进进度指标根据本矿井的实际情况，参照《矿井建设工期定额》及《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定1、普掘平均成巷进度指标确定如下：（1）煤巷日进8m，月进240m；（2）半煤岩巷：日进5m，月进150m；（3）岩巷：日进4m，月进120m（包括峒室）；2、机掘平均成巷进度指标确定如下：（1）煤巷日进17m，月进500m；（2）半煤岩巷：日进12m，月进350m；根据各掘进队组掘进速度及工作面接替关系，采掘比为1：2。第四章采区运输、防排水与供电一、采区运输1、辅助运输方式矿井5＃层辅助运输通过副斜井经5＃层轨道大巷、5＃层510运输下山、5＃层各采掘工作面实现。根据矿井布置方式，矿井辅助运输大巷道短且曲折多，5＃层510轨道下山沿煤层布置，坡度起伏变化较大。井下布置一个综采放顶煤工作面、一个机掘工作面和一个普掘工作面，掘进煤进入主运输系统，所以辅助运输运输量不大，但品种多，主要是材料、设备、少量矸石。根据上述巷道布置及运输特点，本着既能降低初期投资，又使用便捷可靠的原则，辅助运输采用液压防爆绞车及调度绞车牵引的运输方式。5＃层510轨道下山绞车及5＃层轨道巷绞车设计选型如下：2、辅助运输设备选型（一）5＃层510轨道下山绞车1、设计依据：（1）510轨道下山斜长：L=570m（2）510轨道下山倾角：α=6°（3）一次运输设备最大重量为16t（4）上车场运行距离：L1=25m（5）上车场运行距离：L2=20m（6）Q最大=16t（7）Q平板车=1.5t（8）Q钩头车=0.5t2、设计计算（1）提升斜长：Lt=Lh+L1=570+25+20=625m（2）绳端荷重：Qd=(16000+1500+500)×(sin+f1cos)=(16000+1500+500)×()=2060(㎏)（3）选择钢丝绳钢丝绳单重：Pk¹===0.93㎏/m选用钢丝绳：18NTA6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)全部钢丝破断力总和Qs=16800×1.134=19051(㎏)PK=1.14㎏/md=18㎜安全系数m===7.4＞6.5（4）提升机的选择滚筒直径：Dg=80d=80×18=1440㎜选用JTYB-1.6×1.2XP单滚筒液压防爆绞车Dg=1600㎜，B=1200㎜，Fje=Fce=4500㎏，滚筒缠绳宽度：B===2728㎜＜1200×3符合要求最大静拉力：Fj=Qd1+LtPk(sinα+f2sosα)=2060+1425×1.14×(sin6°+0.2cos6°）=2276㎏＜4500㎏选用提升机合适。（5）电动机预选Ns===97(kW)3、选型结果根据上述计算，选用JTYB-1.6×1.5XP单滚筒液压防爆绞车，Dg=1600㎜，B=1500㎜，Fje=Fce=4500㎏，配套电动机功率132kW，电压660V；钢丝绳18NTA6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)（二）5＃层轨道巷绞车矿井井下5＃层辅助运输采用调度绞车对拉方式运输，轨道巷共布置4台调度绞车，最长运输距离400m；巷道多为近水平巷，最大倾角为3°。负责510采区材料设备的运输，具体设计选型如下：1、设计依据：（1）轨道巷长：L=400m（2）轨道巷倾角：α=3°（3）一次运输设备最大重量为16t（4）井底车场运行距离：Lh=30m（5）上车场运行距离：L1=25m（6）Q最大=16t（7）Q平板车=1.5t（8）Q钩头车=0.5t2、设计计算（1）提升斜长：Lt=L+Lh+L1=400+30+25=455m（2）绳端荷重:Qd=(16000+1500+500)×(sin+f1cos)=(16000+1500+500)×()=1122(㎏)（3）选择钢丝绳钢丝绳单重：Pk¹===0.47㎏/m选用钢丝绳：12NTA6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)全部钢丝破断力总和Qs=10200×1.134=11567(㎏)；PK=0.58㎏/m；d=14㎜。安全系数m===9.7＞6.5（4）提升机的选择选用JD-25调度绞车。Fje=Fce=1800㎏，最大静拉力：（提重物时）Fj=Qd1+LtPk(sinα+f2cosα)=1122+455×0.58×(sin3°+0.2cos3°)=1303㎏＜1800㎏选用提升机合适。（5）电动机预选Ns===25(kW) 3、选型结果根据上述计算，选用JD-25调度绞车，Fje=Fce=1800㎏，配套电动机功率25kW，电压660V；钢丝绳12NTA6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)。二、采区防排水和洒水1、采区排水设备石湖矿主采煤层为5＃层，首采工作面布置在510采区，510采区巷道沿下山布置，在510采区510轨道下山最低处设采区泵房。采区涌水经采区泵房水泵水仓由排水管沿510轨道下山排至5#层轨道大巷水沟再自流至设在副斜井底的主水泵房主、副水仓，然后由主排水系统排出地面。（一）设计依据510轨道下山水由10轨道下山最低处排最高处标高：1365m510轨道下山最低处底板标高：1300m正常涌水量：Qr=240×80%=192m3/d（采区正常涌水量按矿井总涌水量的80%计算）最大涌水量：Qmax=420×80%=336m3/d（采区最大涌水量按矿井总涌水量的80%计算）黄泥灌浆涌水量：Qmax=200m3/d510轨道下山管路的长度650m排水高度：Hh=1365-1300=65m（二）排水设备的选择根据采区所需的水泵排水能力要求，本设计考虑了二个方案：方案一选用MD25-30×7型矿用耐磨水泵，配套电机，电机功率30kW，电压660V，扬程210m，流量25m3/h；方案二选用MD46-30×7型矿用耐磨水泵，配套电机，电机功45kW，电压660V。扬程210m，流量46m3/h。方案一与方案二相比，具有如下优点：效率较高，年运行费用低；排水时间适当；水泵硐室工程量小，排水管路直径小，管路便于安装及布置；综合投资较低。经技术经济综合比较，加之方案一所选用水泵与矿井主排水泵同型号，对水泵的日常检修和维护带来了方便。故设计推荐采用方案一，即选用MD25-30×7型矿用耐磨水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。排水管路选用Ф75×4无缝钢管二趟，一用一备。（三）选型计算1、按正常涌水量加黄泥灌浆涌水量确定排水能力Q正常=192+200=392m3/d=16.3m3/hQ1=16.3×24/20=20m3/hH1=K(Hh＋5.5)=1.35×(65＋5.5)=95m初选水泵MD25-30，排水量Q=25m3/h。2、正常涌水期间所需水泵台数nr=Q1/Q=20/25=0.8台3、排水管直径取v=2/sDg===0.067m。取Dg=75mm。排水管实际流速Vd=4Q/3600×πDg2=4×25/3600×3.14×0.0752=1.6m/s4、排水管壁厚（cm）式中—许用应力，无缝钢管取800kg/cm2—管路最低低点的压力，kg/cm2—附加厚度，钢管取0.2cm—钢管直径，取5、吸水管直径Ds=Dg＋25mm=75＋25=100mm。吸水管实际流速Vd=4Q/3600×3.14×Ds2=4×25/3600×3.14×0.12=0.9m/s6、管路中扬程损失Hat＋Hst=其中：=0.0418，=1.7。式中：—管路阻力系数—附加阻力系数Hat＋Hst=(0.0418×1.7×725/0.075)×(1.9/2×9.8)=127m7、水泵吸水高度Hs=7-(10-9.2)-0.5-0.682/2×9.8＋(0.24-0.12)=5.6m。8、水泵总扬程H=Ha＋Hs＋Hst＋Hat=65＋5.6＋127=198m。9、水泵级数na=198÷30=6.6水泵级数确定为7级。10、水泵工况R=(H－Ht)/Q2=(198-65)/252=0.213H=Ht＋KRQ2新管K取1，旧管K取1.7H新=65＋0.213Q2H旧=65＋1.7×0.213Q2计算数据见下表：管网数据表表7-3-1Qm3/h101520253035H新m86113150198257326H旧m101146210291391509水泵运行工况点参数表表7-3-2参数管路流量Q(m3/h)扬程H1(m)效率η(%)计算轴功率kW理论最大吸水高度Hs(m)新管25.52030.61245.6旧管212250.62215.6如图，M1点为排水管为新管时水泵工况点；M2点为排水管为旧管时水泵工况点。11、水泵轴功率12、电机功率根据以上计算，选用M电动机型号YB315S-2，电机功率30kW，电压660V，转速2950r/min。排水管Φ83×4mm。13、排水能力验算正常涌水量时一台水泵工作，每天的排水时间T正常=(h)＜20h最大涌水量时二台水泵工作，每天工作T最大=(h)＜20h均满足要求。14、年耗电量吨水百米电耗：15、吨煤电耗16、选型结果水泵：MD25-30×72台电机：YB200L1-2，N=30kW2台排水管：Φ83×4mm三、采区供电根据井下采掘工作面的布置及主要负荷分布，副井底5#层设中央变电所，中央变电所双回电源引自35/6kV变电所6kV不同母线段。中央变电所6kV母线采用单母线分段接线型式。中央变电所以双回6kV向510采区变电所和660V向中央水泵房和510主辅运输系统等供电；510采区变电所以单回6kV向综采工作面、机掘工作面供电，以660V向普掘工作面和盘区水泵房供电。第五章采区通风与安全一、采区通风系统采用主、副斜井、2#井及皮带、轨道大巷进风，回风斜井、回风大巷回风。采区内皮带运输下山、轨道下山进风，回风下山回风，形成矿井的通风系统。矿井投产初期主要通风路线如下：新风→副斜井（主斜井）→5#层运输大巷→510采区轨道下山（510皮带下山）→51001皮带顺槽→51001工作面。污风→51001面轨道回风顺槽→510采区回风下山→总回风巷→回风斜井→风硐→主扇→地面。二、风量配备（1）综采放顶煤工作面配风量①按CH4涌出量计算Q采＝100qCH4绝K采=100×2.90×2=580m3/min式中Q采——综采工作面实际需要风量，m3/min；qCH4相——工作面的CH4相对涌出量，1.49m3/t。则qCH4绝＝（2800/24/60）×1.49=2.90m3/min3000——综放工作面的最大日产量，t；K采—工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K采=2。②按CO2涌出量计算Q采＝70qCO2绝K采=70×10.8×2=1412m3/min式中Q采——综采工作面实际需要风量，m3/min；QC02相——工作面的CO2相对涌出量，5.19m3/t；则qCO2绝＝（2800/24/60）×5.19=10.09m3/min3000——综放工作面的最大日产量，t；K采—工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取K采=2。③按人数计算Q采=4N=4×49＝196(m3/min)式中4－每人每分钟供给的风量不得小于4m3；N－工作面同时工作的最多人数，N取49。④按气温、风速等劳动条件计算回采工作面所需风量按气温、风速等劳动条件计算如下：Q采=200×Kt×Kh×Kl×Km，m3/min式中：200————基本风量，m3/min；Kt————温度系数,依下表5-2-1取值：表5-2-1温度℃≦1515～2020～26Kt1.01.11.3Kh————采高系数，依下表5-2-2取值：表5-2-2采高m≦1.51.5～2.52.5～3.33.3～4.04.0～4.5≥4.5Kh1.01.92.2Kl————采面长度系数，依下表5-2-3取值：表5-2-3采面长度m≦6060～100100～150≥150Kl0.81.01.11.3Km————采煤方法系数，依下表5-2-4取值：表5-2-4采煤方法炮采综采下分层综放双高Km51.62.2则Q采=200×1.3×2.2×1.1×1.6=1412m3/min（2）备用工作面风量计算备用工作面风量满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算，且不低于其回采时需风量的50%。本矿拟取工作面风量的50%，即700m3/min（3）综掘工作面配风量①按瓦斯涌出量计算Q掘＝100qCH4绝×K(m3/min)式中Q掘——综掘工作面配风标准，m3/min；qCH4绝－综掘工作面CH4绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进为450/月，生产天数为25d。qCH4绝=10×450×1.56×1.49÷（25×24×60）=0.29(m3/min)；K掘CH4－工作面瓦斯涌出不均衡系数，KCH4=2；则Q掘CH4＝100×0.29×2＝58(m3/min)②按CO2涌出量计算Q掘＝70qCO2绝×K(m3/min)式中Q掘——综掘工作面配风标准，m3/min；QCO2绝－综掘工作面CO2绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进为450/月，生产天数为25d。QCO2绝=10×450×1.56×3.48÷（25×24×60）=1.01(m3/min)；K掘CO2－工作面CO2涌出不均衡系数，KCO2=2；则Q掘CO2＝70×1.01×2＝141.4(m3/min)③按人数计算Q掘=4N=4×25＝100m3/min)式中4－每人每分钟供给的风量不得小于4m3；N－掘进工作面同时工作的最多人数。④根据上述计算，综掘工作面需风量为100m3/min,故选FBD№5.6/2×11型局扇压入式供风，经查该型号局扇风量为315～220m3/min。为了防止局扇发生循环风，综掘工作面配风量不得低于315m3/min，故综掘工作面配风暂按400m3/min计算。⑤按风速验算按最高、最低风速验算，必须满足0.25m/s＜V掘＜4m/s。则Vmin=Q掘/Smax=400/10.08＝39.68m3/min=0.66m3/sVmax=Q掘/Smin=400/7.2＝55.55m3/min=0.92m3/s式中Smax－掘进工作面最大净断面积S掘＝10.08m2；Smin－掘进工作面最小净断面积S掘＝7.2m2；故有0.25m/s＜V掘＜4m/s，经验算符合要求。因此综掘工作面的配风量为：Q掘＝400m3/min，综掘工作面选用FBD№5.6/2×11局扇供风。（4）炮掘工作面配风量①按瓦斯涌出量计算Q掘＝100qCH4绝×K(m3/min)式中Q掘——炮掘工作面配风标准，m3/min；qCH4绝－炮掘工作面CH4绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进为240m/月，生产天数为28d。qCH4绝=10×240×1.56×1.49÷（28×24×60）=0.14(m3/min)；K掘CH4－工作面瓦斯涌出不均衡系数，KCH4=2；则Q掘CH4＝100×0.14×2＝28(m3/min)②按CO2涌出量计算Q掘＝70qCO2绝×K(m3/min)式中Q掘——炮掘工作面配风标准，m3/min；QCO2绝－炮掘工作面CO2绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进为240m/月，生产天数为28d。QCO2绝=10×240×1.56×5.19÷（28×24×60）=0.48(m3/min)；K掘CO2－工作面CO2涌出不均衡系数，KCO2=2；则Q掘CO2＝70×0.48×2＝67(m3/min)③按炸药量计算：Q掘＝25Am3/min式中A－掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，本矿实测A=8.0Kg；则：Q掘=25×8.0=200m3/min④按人数计算Q掘=4N=4×20＝80m3/min)式中4－每人每分钟供给的风量不得小于4m3；N－掘进工作面同时工作的最多人数。⑤根据上述计算，炮掘工作面需风量为200m3/min,故选FBD№5.6/2×11压入式供风，经查该型号局扇风量为315～220m3/min。为了防止局扇发生循环风，炮掘工作面配风量不得低于315m3/min，故炮掘工作面配风暂按400m3/min计算。⑥按风速验算按最高、最低风速验算，必须满足0.25m/s＜V掘＜4m/s。则Vmin=Q掘/Smax=400/10.08＝39.68m3/min=0.66m3/sVmax=Q掘/Smin=400/7.2＝55.55m3/min=0.92m3/s式中Smax－掘进工作面最大净断面积S掘＝10.08m2；Smin－掘进工作面最小净断面积S掘＝7.2m2；故有0.25m/s＜V掘＜4m/s，经验算符合要求。因此炮掘工作面的配风量为：Q掘＝400m3/min，炮掘工作面选用FBD№5.6/2×11局扇供风。（5）硐室所需风量本矿井下设独立回风的硐室有：火药发放硐室、采区变所，按经验以上硐室供风量均取120m3/min。则∑Q硐=120+120+120=360m3/min（6）其它井巷所需风量矿井生产前期（5#层）：矿井除采煤、掘进工作面和硐室需要风量外，还有510采区皮带、轨道巷尾回及人行斜巷尾需要风量。按经验均供风120m3/min，则：∑Q它=2×120=240m3/min。矿井生产后期（5#层）：矿井除采煤、掘进工作面和硐室需要风量外，还有511采区巷尾、510采区尾回及5#层运输大巷尾回需要风量。按经验均供风120m3/min，则：∑Q它=2×120=240m3/min。矿井各用风点配风标准见下表5-2-5。矿井各用风点配风标准表单位:m3/min序号用风地点所需风量数量小计备注1综采工作面1412114122综采备用工作面70017003掘进工作面40028004中央变电所12011205采区变电所12011206火药发放硐室1201120采区尾回及其它240240三、通风构筑物通风构筑物主要有风桥、风门、风窗等，主要用于调节风量和阻断风流。四、安全措施本矿井采用中央分列抽出式通风，通风系统合理，可源源不断地为井下提供新鲜风流，避免发生通风死角和瓦斯积聚，从而保证了矿井的安全生产。但在日常生产中仍必须经常对影响整个矿井通风的通风机、通风设施进行保养和维护，并经常对井下主要通风巷道进行清理，保证通风系统畅通无阻。本矿井为低瓦斯矿井，不存在瓦斯抽放。第六章采区巷道规格及支护方式一、概述根据所选的采煤方法及地质条件布置采区巷道；为减少巷道岩石工程量，采区巷道布置在煤层内；本着采区生产系统简单，运输环节少；通风系统合理、可靠，采区布置专用回风巷；巷道断面规格能够满足运输综采设备的需要。采区内布置采区上、下山巷道，采区皮带运输机与2#煤库搭接，通过主斜井将原煤提出地面。二、采区巷道规格及支护方式5#层下山510采区布置三条采区巷道，分别为510皮带运输下山、510轨道下山和510回风下山，下山巷道间距20m。510皮带运输下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿底板布置，巷内铺设皮带运输机，担负采区的煤炭运输和进风任务；510轨道下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿底板布置，担负运料、行人、进风任务；510回风下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿顶板布置，担负回风任务，兼作采区的安全避灾通道。第七章采区设备选型及计算一、采煤机的选型及验算①采高综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为2.8m。5号煤层上分层平均煤层厚度为8.4m，则放顶煤高度为5.6m，采放比为1:2。②截深截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距有关。根据本矿煤层及产量情况，截深取0.6m。③牵引速度主要根据工作面设计生产能力来选择。==2.02m/min式中：Qh——工作面小时最大产量，t/h；Vg——采煤机所需牵引速度，m/min；M——采高，m；B——截深，m；γ——煤容重，t/m3。见表5-2-1，所选工作面采煤机牵引速度V≥Vg。④装机功率：采煤机需要配备的电动机功率，决定于煤质硬度f和煤层开采厚度M，装机功率的大小决定采煤机在具体条件下可能达到的生产率。N1＝60BMVHw／3.6=60×0.6×2.8×2.5×4/3.6=280kWN2＝300×0.6×F×0.9×V／3=270kW式中：N1、N2——电动机功率，kW；Hw——能耗系数，按1.1～4.4选取；取2.5F——煤质硬度系数，取2；V——工作面最大可能割煤速度，选3m/min。经计算，采煤机选用MG-150/375-WD型，采高2.1～3.6m，最大截深630mm，无链液压牵引，牵引速度应为0～5.0m/min，装机功率在375kW。二、运输机的选型及验算矿井改建完成后，5＃层510运输下山长度为750m，沿煤层布置，倾角为5°～7°，本设计以倾角6°为依据进行设计。5＃层510运输下山胶带运输机，负责在5＃层510采区作业的一套综采放顶煤工作面、一套机掘工作面和一套普掘工作面的煤炭运输。胶带运输机选型具体计算如下：（一）设计依据及工作条件1、输送物料：原煤2、物料容重：0.9t/m33、物料粒度：0～300㎜4、运输能力：0.9Mt/a，工作制度330a、16h/d，皮带运输能力，根据实际生产情况，采区皮带机瞬时运输能力取Q=600t/h。5、安装条件：头部卸料，中、尾部给料。水平总长L=746m。总长L=750m。6、提升高度：H=80m7、倾角:β=6°8、布置形式见图3-1-1图3-1-1(二）参数确定1、根据运输能力确定带宽、带速（kg/s）（m/s）式中：-运输能力kg/s、m/s-物料容重kg/m根据运输机械设计手冊，初选带宽1000㎜，带速V=2.5m/s，因5#层下山倾角为6°故选用托辊槽角α=35°,动堆积角20°，查表得最大截面积S=0.111㎡。输送机倾角β＝6°，由表查得倾斜系数k=0.98（kg/s）（t/h）能满足600t/h的输送能力故确定带宽为1000㎜，带速V=2.5m/s2、每米物料重(㎏/m)3、托辊参数上托辊为三辊槽形托辊φ108㎜，L=380㎜，轴承为4G305，间距l=1200㎜,转动部分质量G′=4.19㎏。（㎏/m）下托辊为平形托辊φ108㎜，L=1150㎜,间距l1=3m,转动部分质量G″=10.56㎏。(三)传动滚筒上所需圆周驱动力FU及功率1、圆周驱动力（1）承载分支运行阻力式中：c—胶带机长度系数，c=1.14—模拟摩擦系数，L—输送机水平总长，L=746m—重力加速度,取—每米物料的质量，Q—输送能力，Q=600t/h—带速，—每米带的质量，初步选输送带PVC1400S,B=1000㎜、㎏/m。—每米机长上托辊转动部分的质量—提升高度，—清扫器阻力，A—清扫器接触面积，A—清扫器与输送带间摩擦系数，—清扫器刮板与输送带间的压力—托辊前倾阻力及导料槽阻力取,,,式中：，，，，（2）回空分支运行阻力—每米机长下托辊转动部分的质量（3）所需驱动圆周力2、驱动功率（1）传动滚筒轴功率（2）驱动电机功率式中：－减速器效率，取＝0.9；－电压降系数，取＝0.9：－液力偶合器效率，取＝0.96；－多机功率不平衡系数，取＝0.9采用头部双滚筒双电机驱动，功率选用2×185kW，电机型号YB355-34-4，电压660V，减速机ZSY450-31.5,I=31.5,液力偶合器YOXⅡz560，传动滚筒直径φ800mm。（四）输送带张力计算布置形式见图3-1-2，取滚筒包角φ=200°，μ=0.3，。1、为了保证输送带与传动滚筒之间不打滑-起动系数1.52、按输送带允许最大垂度计算最小张力承载分支： 回程分支：由计算输送机各点张力，得则(五)胶带安全系数根据选型手册，PVC输送带安全系数为n=10～12，因此PVC1400S阻燃PVC整芯输送带满足要求。拉紧装置布置在头部，采用液压拉紧方式。（六）、逆转制动力矩传动滚筒轴上的制动力矩选用NYD型逆止器型号为NYD160一台，其逆止力矩为25000N·m，逆止器安装在传动滚筒轴上。根据上述计算,固定式胶带运输机选用带宽1000㎜、PVC1400S阻燃PVC整芯输送带，采用头部单滚筒单电动机驱动，电动机功率选用2×185kW，电动机型号YB355-4，电压660V，减速机ZSY450-31.5,I=31.5，液力偶合器YOXⅡz560（水介质），传动滚筒直径φ800mm。制动器YWZ5-315/50，逆止器NYD160。三、顺槽设备的选型①工作面输送机运输能力的确定工作面刮板输送机必备的运输能力Qb1，Qb2，可用如下计算式分别计算：Qb1＝KcKyKsQh＝1.05×1.5×0.9×303＝430t/h式中Kc——采煤机与输送机的相对修正系数，Kc＝Vg／（Vg±Vn）=1.1／（1.1±0.05）=1.05，Vg、Vn分别为输送机链速和割煤速度，它们方向相同时，式中取“-”号，相反取“+”号；Ky——输送机的装载不均匀系数，取1.5～1.6；Ks——考虑煤层倾角及运输方向的系数，煤炭下运时，倾角≤10°，Ks＝1.3，倾角＞10°时，Ks＝1.5；上运时，倾角≤10°，Ks＝0.9，倾角＞10°时，Ks＝0.7。另外根据工作面生产能力确定的输送机能力：式中：Qa——工作面年产量，t/a；d——年工作日，一般为330d；f——能力富裕系数；h——日工作时间，h；K——开机率。则刮板输送机必备的运输能力Qb＝max｛Qb1，Qb2｝＝430t/h见表5-2-1，所选刮板输送机额定运输能力600t/h，Q≥Qb，则符合要求。②工作面刮板输送机长度的确定输送机的铺设长度要能够达到工作面全长，即工作面上只铺设1台输送机，输送机的出厂长度≥工作面长度值时，符合要求。③工作面输送机的确定工作面前后部输送机采用平行布置方式。按照输送机应满足的采煤机的生产能力并以其配套，工作面前刮板运输机运输能力应与采煤机生产能力相适应；后运输机运输能力应与放顶煤生产能力相适应，并具备一定的富裕系数；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输长度应与工作面长度相一致。前运输机选择SGB-764/264刮板运输机，电机功率2×132kW，1140V，运输能力为700t/h；后运输机选择SGZ-764/264刮板运输机，电机功率2×132kW，1140V，运输能力为700t/h；配套的SZB-764/132刮板转载机，电机功率132kW；破碎机选择PCM-110锤式破碎机，功率110kW。四、支架的计算与选型①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2、5号煤层的开采条件，采用双输送机大插板低位放顶煤支架。2号、5号煤层平均厚度分别为4.15m、16.89m。支架支护强度按目前较通用的岩石容重法计算：式中：qz——支护强度KN/m2。Kd——动载系数，取Kd=1.2。M——一次采厚，（平均为8.4m，按85%回收率计算）取M=7.14m。Kp——冒落矸石碎胀系数，Kp=1.35。γ——顶板岩石容重，取γ=25KN/m3。则qz=1.2×7.14×25/(1.35−1)=612KN/m2支架工作阻力为：p=qz(Lk+LD)B式中：p——支架工作阻力，KN。LK——梁端距，取LK=0.3m。LD——支架顶梁长度，LD=4.6m。B——支架宽度，1.5m则p=612×（4.6+0.3）×1.5=4498KN。根据计算选用ZFS4600/19/32型支架，能够满足支护要求。工作面长度120m，支架中心距1.50m，工作面安装76架。②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，选用ZFG5000/21/32型放顶煤过渡液压支架4架，ZT-6900/21/32型端头支架1架。五、其他设备的选型（4）胶带输送机根据工作面生产能力，选用SSJ1000/160型胶带输送机。（5）乳化液泵及喷雾泵站乳化液泵站要保证其供液系统与所选择的液压支架系统相匹配，满足移架速度要求，选用WRB-200/31.5乳化液泵，160kW，1140V，2台；配1台乳化液箱。

综放工作面主要设备组成见表4-2-1。首采工作面主要技术经济指标见表4-2-2。综放工作面主要设备组成表表4-2-1设备名称型号数量电机功率（kw）生产能力（t/h）支架ZFS4600/19/3276ZFG50004ZT69002采煤机MG-150/375-WD1375刮板运输机SGB-764/264（前）12×132600SGZ-764/264（后）12×132600转载机SZB-764/1321132700破碎机PCM-11011101000皮带运输机SSJ1000/1601160乳化液泵WRB-200/31.5A1160回柱车JH-172调度绞车JD-254首采工作面主要技术经济指标表4-2-2序号项目单位指标备注1工作面长度m1202推进长度m5003煤层厚度m8.4回采率85%4煤层倾角度85割煤高度m2.46截深m0.67循环进尺m1.28年推进度m792第八章采区主要技术经济指标序号名称单位指标备注1煤层厚度米12.12煤层倾斜角度度6163煤层容重吨/米31.474煤层灰分%18.995采区设计能力（1）年产量万吨/年90（2）日产量吨/日27276采区倾斜角度度107采区走向长度米13508采区涌水量M3/小时（1）正常涌水量0.3（2）最大涌水量0.69采区储量万吨（1）地质储量万吨1863.4（2）可采储量万吨1397.5510采区服务年限年15.511年生产天数天33012日采煤班数班313采区上、下山长度米（1）轨道巷（正巷）米800（2）回风巷米800（3）皮带巷——坡度米——度800——514采煤方法综采放顶15分层采高米8.416顶板管理17回采工作面长度米55018回采工作面年推进度米66019循环进度米1.220循环产量吨124721掘进头数个322掘进日进水平米1823采区回采工日定员人（个）3624采区回采工平均效率吨/工153625回采工作面可采走向长度米50026巷道总长度米15800其中（1）准备巷道长度米2400（2）回采巷道长度米11000（3）其他巷道长度米2400其中（1）煤巷长度米13400（2）半煤巷长度米900（3）岩巷长度米150027掘进率米/万吨4028采区回采率%6529采区风量m3/分141230采区准备时间日180参考文献[1]………………《煤矿安全规程》[2]……………….……《煤炭工业设计规范》[3]……………….………《煤炭工业实行政策》[4]……….…………《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》[5]…………….…………《采煤学》[6]…………………….…………《煤矿设计手册》[7]…………………….《井巷工程》[8]………………….《煤矿地质学》[9]…………….《矿井通风与安全》[10]…………….…………..《煤矿地下开采方法》致谢本设计从选题到完成，每一步都是在老师的指导下完成的，倾注了老师大量的心血。在此，谨向老师表示崇高的敬意和衷心的感谢！本设计的顺利完成，离不开各位老师、同学和朋友的关心和帮助。在此感谢教授、李老师的指导和帮助；感谢石湖矿的各位工程技术人员的指导和帮助；感谢公司总工办在技术资料上的支持和帮助；在学习期间，得到管耀灵等诸位学友的支持和帮助，在此表示深深的感谢。没有他们的帮助和支持是没有办法完成我的毕业设计的，同窗之间的友谊永远长存。目录一矿井概况 1(一)、井田地质特征 1(二)、煤层的埋藏特征 31、含煤性 32、可采煤层 3(三)、井田境界与储量 61、储量 72、安全煤柱留设 103、可采储量计算结果 11(HYPERLINK