采矿工程毕业设计(论文)-大柳塔煤矿采矿专项初步设计

河南理工大学采矿工程专业（本科）毕业设计说明书姓名：学号：学院：河南理工大学能源科学与工程学院班级：设计题目：大柳塔煤矿采矿专项初步设计指导教师：职称：副教授二零一六年六月摘要本设计的井田面积为20.02km2，设计生产能力1.2Mt/a。井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角在1°-3°，属于近水平煤层，平均煤厚4.38m，地质条件比较简单，在井田范围内断层稀少，仅有的几个小断层也分布在井田边界附近，所以视井田内无断层。瓦斯和二氧化碳含量相对不高，相对瓦斯涌出量4.01m3/t·d,正常涌水量100.95m3/h,涌水量比较小。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井对开采的22煤层决定采用平硐开拓单水平盘区式划分开采，设计采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化一次采全高的采煤方法。并对矿井运输和通风等系统的设备进行选型计算、提出矿井安全技术措施以及完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词：平硐盘区式走向长壁综合机械化AbstractThedesignofthefieldareaof20.02k㎡,designproductioncapacityof1.2Mt/a.Withinthefieldofcoalseamoccurrenceisstable,dipAngleofcoalseamin1°~3°,belongtothenearlyhorizontalcoalseam,theaveragecoalthickness4.38m,geologicalconditionissimpler,withinthescopeofthefieldfaultrare,oneofthefewsmallfaultdistributionneartheborderofthefield,sonofaultinthevisualfield.Methaneandcarbondioxidecontentisrelativelyhigh,therelativegasemission4.01m3/t,d,normalwaterinflow100.95m3/h,waterinflowissmall.Accordingtotheactualgeologicaldataoffielddevelopmentandpreparationofpreliminarydesign,the22ofminingcoalminedecidedtoadoptaditdevelopmentlevelofsinglepaneltypeclassificationmining,designtoadoptlongwallretreatingallcomprehensivemechanizedcavingminingoverallheightofthecoalminingmethodatatime.Andtheminetransportationandventilationsystemofselectionofequipment,minesafetytechnicalmeasuresareputforward,andcompletethepreliminarydesignofthemine.Allminemechanization,theuseofadvancedtechnologyandbasedontheexperienceofthemodernminehighyieldandbenefit,achieveahighyieldanefficientminessoastoachievegoodeconomicandsocialbenefits.Keywords:aditpanelminingstrikelongwallcomprehensivemechanization前言经过为期一个月的毕业实习，对矿上的生产系统和具体的生产流程有了一个全面的认识，通过接下来的毕业设计可以让我们对所学知识有一个总结，同时也可以加深我们对矿井的认识。本次毕业设计从本学期第四周开始，第十六周结束，通过两个月的努力，对自己所学有一个更深的认识和融会贯通。本次毕业设计的矿井为大柳塔煤矿，主采煤层为22煤，该矿井22煤瓦斯相对涌出量为4.01m3/t，二氧化碳相对涌出量为6.35m3/min，为低瓦斯矿井，正常涌水量为100.95m3/h，最大涌水量为220.02m3/h，无煤尘爆炸危险性，自燃等级为Ⅲ本井田煤层的宏观煤岩类型为半暗型煤和半亮暗型煤，各煤层有机显微组分较高，平均含量为94.00-98.00％，其中镜质组为34.00-70.80％，丝质组含量为25.00-69.70％。镜煤最大反射率0.487—0.561‰。矿井采用平硐单水平盘区式开采，水平标高为+1105m，水平的垂直高度40m，主平硐、副平硐分别与主运大巷、辅运大巷连接，回风斜井与回风大巷连接。矿井分为4个盘区：221盘区、222盘区、223盘区、224盘区。首采221盘区的2211工作面。本矿井采用一次采全厚回采工艺，走向长壁后退式采煤法。用全部垮落法处理采空区，采场主要采用ZY3400/23/45液压支架支护端头同样采用ZY3400/23/45型端头液压支架进行顶板支护，滞后工作面支架。本矿井为一矿一面高产高效矿井，故只设置一个工作面，为满足接替需要，设置1个掘进头进行下个回采面回采巷道的掘进，采掘比为1:1。鉴于本矿井是低瓦斯矿井，且经计算及验算得矿井困难时期的摩擦阻力为1948.07Pa，局部阻力292.21Pa，矿井容易时期摩擦阻力为1518.88Pa，局部阻力为227.83Pa。矿井通风困难时期总阻力为2184.98Pa，矿井通风容易时期总阻力为1663.41Pa.且经验算，风机主扇的风压最大为2184.98Pa，最小值是1663.41Pa，经过查阅有关资料得，所选风机型号为BDNo.26轴流式通风机，其风机转速为580r/min，其功率满足本矿井的通风要求。另外，虽然该矿井开采条件较好，但是在实际生产过程中也会有很多突发的情况，比如由于生产操作不规范，没有按矿井有关规定进行开采等造成的其他突发事故，所以为了能够更加高产高效的进行生产，所有的有关人员都要严格准守矿井的有关作业规程，必须做到安全生产。同时，在生产的过程中，我们也要注意设备的使用及做好相应的维护工作，切忌一味的生产造成的设备损毁事件的发生，只有这样，我们在生产过程中才能更好做到我们设计、计划要完成的东西，完成我们设计的的相关内容。目录TOC\o"1-3"\h\u1井田境界与储量 井田境界与储量1.1井田境界大柳塔井田位于陕西省神木县城的西北约52.5km处，地理坐标北纬39°13´53"，东经110°12´23"。其范围：西南以小煤矿、局部以22煤层露头为界，西北止于小煤矿，东北止于F61-2断层，东以F8断层为界；东南止于F2断层。南北走向长度最大值约5.52km，东西倾向最大长值约5.30km，面积20.02。该矿井范围的拐点坐标见表1-1。表1-1井田境界拐点坐标表点号XY155887.52343707.231254908.04544161.357355070.32846377.674457340.93647616.549559505.47847814.784659856.67947290.472760020.49846916.479860020.98146896.647959639.12943714.7621.2矿井资源储量勘探报告共计算总地质资源储量11222Mt，其中探明的经济的基础储量（121b）2848.25Mt，控制的经济的基础储量（122b）2535.89Mt，推断的内蕴经济的资源量（333）5837.85Mt。矿井资源储量见表1-2。表1-2矿井资源/储量汇总表顺序煤层名称121b122b333121b+122b合计122煤层2848.252535.895837.855384.1411222由于22煤之外的其他煤层厚度较薄，所以只开采22煤。其资源/储量为11222Mt。1.3矿井工业资源/储量在计算储量时，选用地质块段法，由于矿区内煤层倾角的变化范围一般介于1°～3°之间，采用斜面积和真厚度，采用的计算公式为：式中：——储量，万t；

——平面积，㎡；——块段煤层平均倾角，°；M——块段煤层平均真厚，m；d——容重，均采用1.4t/。11A-1：32278070.65t11A-2：35053554.37t11A-3：42713263.99t11A-4：23168698.87t面积：19622630㎡合计：122733587.9t经计算：核实获得工业储量为12273万t1.4矿井设计利用资源/储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量；井田边境保护煤柱在井田边境留设30m，大巷保护煤柱以30m留设，本井田范围内只有煤田境界煤柱和大巷保护煤柱。可暂时按工业储量的5％～6％计入，本设计取5％，故：＝－P式中：Z——矿井设计储量；Z——矿井工业储量；P——永久煤柱损失量，可暂按工业储量的5％－7％计入，本设计取5％；由此：矿井设计储量Z＝12273×（1－5％）＝11659万吨1.4.1矿井保护煤柱计算保护煤柱损失量包括：井田边界煤柱损失、断层煤柱损失、防水煤柱、河流煤柱损失、井筒保护煤柱损失和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失以及大巷保护煤柱损失。因为本井田区内无常年河流,降水量较少，受地表河流和降水的影响小，故无需设河流保护煤柱；大巷布置在煤层中，需要保留大巷保护煤柱，因此根据本井田的实际情况以及本设计的方案安排，本井田只进行井田边界煤柱损失、大巷保护煤柱损失。（1）井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设30m，井田边界周长约为17134.002m，计算公式：式中：：井田边界保护煤柱损失量；：井田边界周长，17134.002m；：边界保护煤柱宽度，30m；：保护煤柱平均煤厚，4.38m；：煤柱的平均容重，1.4t/；得：留设煤柱平面面积为514020.06㎡，边界煤柱损失量为。（2）防水煤柱的留设矿井煤层顶底板致密性较好，区内地表水体与其下各含水层一般不发生水力联系，在断层处已留设保护煤柱，则防水保护煤柱可以不留设。（3）大巷保护煤柱经计算大巷两侧均留30m煤柱，加上大巷间煤柱，煤柱总宽度为180m,总长度为4625m。则大巷保护煤柱损失量为。（4）工业广场保护煤柱大柳塔矿主要是分布在丘陵地区，所以工业广场没有建立在井田范围内，也就说没有压煤量，所以本次设计将不会计算工业广场的压煤量。（5）断层保护煤柱本次设计的煤层不含有断层保护煤柱，所以断层保护煤柱为零。1.5矿井设计可采储量矿井可采储量是总的工业储量减去各类保护煤柱损失量后剩余的可采煤量。如下式计算，式中：：可开采储量；：工业储量，122.73Mt；：保护煤柱损失量，；：开采系数，厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85%，取0.80；矿井可采储量见表1-3。表1-3矿井可采储量表煤层工业储量/Mt保护煤柱损失量/Mt可采储量/Mt井田边界断层工业广场防水煤柱大巷煤柱2-2122.733.150 005.1091.582矿井工作制度、设计生产能力及服务年限2.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3条规定，本矿井设计采用年工作330d。矿井工作采用“三班倒”的制度，每日净提升时间为16h。从早六时到十四时，十四时至二十二时这两个班为采煤班，剩下的工作时间二十二时至早六时为检修准备工作的安排。2.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1确定生产能力的依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。2.2.2矿井生产能力本矿地质构造较简单，煤层倾角1°～3°左右，属于近水平煤层，开采相对容易。煤层厚度相对稳定，在中厚煤层的范围内，平均厚度约为4.38m，适宜引用综合机械化的开采方法。在当地的地质环境内，煤层不自燃，地温属正常，瓦斯、煤尘的爆炸性弱，矿井受水灾威胁较少，地质灾害的影响也可在工作中解决。通过考虑矿井的资源环境、装备技术、开采条件、经济效益等因素，结合矿区煤炭储量，初定本矿井生产能力为1.2Mt/a。2.2.3矿井生产服务年限矿井服务年限计算公式为：式中：：生产服务年限，a；：矿井可采储量，91.58Mt；：设计生产能力，1.2Mt/a；：开采备用系数，取1.4矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。有时局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.4.将各项数据代入，得矿井服务年限为：2.2.4矿井服务年限校核根据《煤炭工业矿井设计规范》的相关规定，矿井的设计生产能力应与整个矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限，以满足《规范》中的要求，见表2-1。表2-1我国新建矿井和第一水平设计服务年限要求矿井设计生产能力/Mt·a-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角<25°煤层倾角25°~45°煤层倾角>45°6.0及以上7035——3.0~5.06030——1.2~2.4502520150.45~0.9040201515经计算矿井服务年限是符合条件的。

3井田开拓3.1井田开拓的基本问题井田的开拓是建设一个矿井施工的第一步，是为了整个矿井和各个水平开采进行的总体性的井巷布置、工程实施和开采部署。是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现总体设计的合理原则，认真研究主要井巷如何深入地下或山体，以便接近或进入煤层预定位置，为盘区开采打开通路。其中包括确定主、副、风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度大巷布置、盘区划分、开采顺序与通风、运输系统。3.2井田开拓方案3.2.1开拓方案一立井开拓立井开拓的条件一般为：煤层赋存较深或冲积层较厚；水文条件复杂，井筒需特殊方法施工；多水平开采的急倾斜煤层。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制。22煤层赋存较浅，而且地表环境限制了本矿井采用立井开拓方案，本方案不再考虑。3.2.2开拓方案二斜井开拓对于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单的缓倾斜和倾斜煤层，一般采用斜井开拓。斜井开拓有施工简便，建设快、投资少的优点，但一般生产能力较小、生产费用较高，过去多用于中、小型矿井。由于斜井倾角可在一定范围内调整，井口位置和井底位置的机动性和适应性较大。对于地形复杂的山区和地面布置受到限制的狭窄场地比较有利。22煤层赋存情况比较适合采用斜井开拓，本矿井可以考虑采用本开拓方案。开拓方案如图3-1所示。图3-1斜井开拓3.2.3开拓方案三平硐开拓平硐开拓：当煤层赋存具有平硐开拓条件时，应优先考虑采用平硐开拓。平硐上山的服务年限，参照同类井型的水平服务年限确定。当平硐以上煤层垂高或斜长过大时，可采用阶梯平硐开拓。当受地形限制，必须沿煤层走向开平硐时，可采用走向平硐开拓，但应注意单翼生产的特点，恰当地确定井型。22煤层赋存具有平硐开拓条件，矿井优先考虑采用本方案，方案如图3-2。图3-2平硐开拓3.2.4开拓方案比较（1）技术比较斜井开拓需要在井下设置水仓等硐室，在本矿井平硐则不需要。而且物料、煤等的运输斜井较之平硐会更加复杂。考虑“高产高效”矿井的建设，本矿井采用平硐开拓方式更好。（2）经济比较斜井开拓在开拓初期虽然因巷道长度较短而略显经济，但在后期生产过程当中较之平硐会产生较大部分的费用开支，比如排水、提升等。因此，本矿井应考虑采用平硐开拓方式为更好。综上所述，本矿井采用平硐开拓方式。3.2.5井筒开拓形式的选择根据22煤层的赋存状况，在地面工业场地之上有足够的储量，地面工业场地距离矿体的水平距离合适。因此可采用平硐开拓，平硐掘进工程量合适。3.2.6井筒运输方式的选择和运输设备的布置（1）煤炭运输根据井田开拓方式、井下装备，生产能力等因素，设计采用胶带输送机运煤，其主要理由如下：①本矿井生产能力大，采掘机械化程度与生产集中化程度高，而胶带输送机可实现从回采工作面、大巷和井筒一条龙主运输系统，具有运量大、运输可靠、安全性好、维护管理简单，易于实现集中控制等优点，能较好地适应本矿井生产的需要。②采用胶带输送机运输，大巷坡度没有严格要求，可按煤巷布置与新型的辅助运输设备相配合，有利于改革矿井的开拓部署，多做煤巷，少做岩巷。③矿井开采主运输距离最远在5km之内，胶带运输运量大，运营费用低，经济上合理。④国内外的大中型、特大型矿井普遍采用胶带输送机运输，运距超过4～5km以后，其经济效益仍然比其它运输方式好。考虑煤层井田地质条件优越，可以建设大中型矿井。因此需要较大的提升运输能力与之相配合。本矿井采用胶带运输作为主运输。（2）辅助运输国内的一些大中型现代化矿井，辅助运输广泛采用大巷架线电机车，上下山绞车，中巷和工作面巷道采用人推车或小绞车调车的运输系统。由于环节多、人员多、能力小、效率低、可靠性差，不能适应生产的需要，阻碍了综合设备的效能发挥、效率的提高，影响矿井经济效益。90年代高度机械化的特大型矿井，借鉴国外的先进经验，采用机动性强、环节少、机械化程度高的新型辅助运输方式，达到了高产高效、少投入多产出的目的。考虑到本矿井的地质条件和开发特点，设计认为可供选择的辅助运输方式有：无轨胶轮车、蓄电池电机车、连续牵引车、小绞车这几种运输方式。无轨胶轮车运输系统在本矿井井下可实现连续运输，因此采用无轨胶轮车作为矿井的辅助运输。3.2.7井筒数目的确定本井田东西长5.52km，南北宽5.30km。井田面积一般，根据煤层地质特征分析，矿井通风相对容易。因此设置一个副平硐和一个主平硐分别进行辅运和主运同时兼具进风，同时设置一个专用回风平硐即可。主平硐、副平硐、回风平硐硐口标高均为+1105m，均沿22煤层顶板岩石中布置，主平硐：长298.5m，副平硐长298.5m。主平硐井筒断面为半圆拱形，净宽3600mm，净高3100mm，井筒内装备钢绳芯强力胶带输送机，敷设通讯电缆及洒水管路。副平硐担任矿井辅助提升任务和进风用，主要为设备的运输、人员和矸石，主要运输设备为无轨胶轮车。副平硐断面为半圆拱形，净宽3800mm，净高3500mm。回风平硐断面为半圆拱形，净宽3800mm，净高3450mm。各井筒断面如图3-3、3-4、3-5所示。图3-3主平硐断面图3-4副平硐断面图3-5回风平硐断面3.2.8工业场地及井筒位置的确定确定井筒位置就是确定井筒沿煤层走向和倾斜方向上的具体尺寸，并用直角坐标和方位角予以表示。井筒到各开采水平的深度，用井口与水平标高及井筒倾角、斜长表示；平硐则用水平长度表示。选择井筒位置的主要条件：（1）地面条件：①工业场地占地面积，井口附近要有一定范围，用以布置工业场地，其中包括主、副井生产系统建筑物与结构物。②地形与工程地质条件，选择井筒位置应当充分利用地形。从地面生产系统布置要求，平坦地形最适合矿井建设，不仅平场工程量小，大型建筑物基础处理也比较简单。③煤的运向，为了减少运输费，在确定井筒位置时，要考虑主要用户所在位置，有条件的应尽量使提升井筒或运输平硐的位置靠近主要运向一侧。矿区如设有集中洗选煤厂，井筒位置尽量靠近选煤厂。④生产建设条件与住宅区位置，确定井筒位置常有许多方案可供选择。除其他因素外，加速施工准备、减少矿井生产期间配套工程、缩短工人居住区与井口的距离都应作为比较因素。（2）井下条件：①按最小运输功确定井筒位置，通常把运量与运距的乘积叫做运输功，以吨公里表示。在同一井田内，大巷运输费高低与所消耗的运输功近似成正比。井田储量一定时，沿井田走向大巷运输功的变化可因井筒位置不同而成倍增加。当井田形状规则，储量分布均匀时，最小运输功位置恰在井田中心。井筒设于此处，不仅运输费低，巷道维护、采取准备及通风费也相应降低。②煤柱量，为了减少煤柱，在选择井筒位置时，如不能设在井田之外应结合其他条件尽量使井筒设在煤层浅部，既可少压煤，也便于后期回收。③地质条件，井筒位置应尽量选择以丘陵坡地为主的宽缓地带。该处冲积层薄，地下水补给范围有限、工程地质条件较好，土地亩产较低。综合以上原则和本矿其他约束条件，为了使地面运输方便，做到高产高效原则，将工业广场的位置选择在井田边界以外，主、副平硐设在工业广场内。为了方便通风，回风平硐也设在工业广场内与主、副平硐标高相同处。井筒特征见表3-1。3-1井筒特征表井筒名称主平硐副平硐回风平硐井口坐标X(m)54856.50054856.50054856.500Y(m)45195.78345195.78345195.783Z(m)+1105+1105+1105用途运煤运人,运料,排矸，排水回风井筒倾角(°)000提升方位角(°)断面形状半圆直径3.6m半圆直径3.8m半圆直径3.8m支护方式砌碹支护砌碹支护砌碹支护井筒壁厚(mm)300300400井筒长度(m)298.5298.5298.5断面积净m2)9.815.613.5掘m2)12.221.417.63.3主要开拓巷道矿井开拓方式主要受煤层埋藏深度和煤层倾角的影响，表土层厚度，瓦斯涌出量水文地质情况等地质因素，也影响井田开拓方式的选取。根据22煤层的赋存状况，在地面工业场地之上有足够的储量，地面工业场地距离矿体的水平距离合适。因此可采用平硐开拓，平硐掘进工程量合适。因此设计采用一对平硐，开拓开采22煤层。煤层构造简单，结构单一；赋存稳定，厚度一般4～5m，煤层倾角小，近似水平；煤质坚硬，节理裂隙不发育，顶板多为粉砂岩，细砂岩及砂质泥岩，根据巷道揭露情况看，节理较发育，属中等冒落顶板，煤层易自燃发火，瓦斯含量小，水文地质条件简单：覆盖厚度80～120m左右，具有良好的开采技术条件，非常适宜于“高产高效”工作面开采。因此,设计在2-2煤中布置“高产高效”综采走向长壁工作面，采用大采高支架一次采全高，全部垮落法管理顶板。3.3.1大巷条数本设计采用平硐开拓盘区式开采，布置三条主要开拓巷道，分别为一条主运输大巷与主平硐连接，负责运煤进风；一条辅助运输大巷，与副平硐相连，负责行人、进风和辅助运输；一条回风大巷与回风平硐相接负责污风的排出。3.3.2大巷坡度由于煤层倾角较小（平均在3°以下），为满足防爆无轨胶轮车的技术要求，辅助运输巷道沿煤层掘进，坡度不大于6°。3.3.3大巷层位选择所有大巷均沿煤层布置。少量破顶巷道出矸则由无轨车直接运出地面。根据运输和通风要求，辅助运输大巷和胶带输送机大巷沿煤层底板布置，回风大巷沿煤层顶板布置，以便于顺槽布置。3.3.4井底车场及硐室矿井煤层采用平硐开拓，主运输采用胶带输送机运煤，辅助运输采用无轨胶轮机车自地面直达工作面，故不存在车场线路。3.4盘区划分及接替3.4.1水平划分本矿井埋藏赋存稳定，倾角平缓，全矿井采用一个水平开拓。3.4.2盘区划分及开采顺序（1）有利于合理集中生产，保证采（盘）区有合理的生产能力和增产潜力；（2）安全生产条件好，符合《煤矿安全规程》的有关规定；（3）保证有完整的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造条件；（4）力求技术先进、经济合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护工作量，减少设备占用率和生产成本费用，便于采（盘）区和工作面的正常接替；（5）煤炭损失少，有利于提高资源采出率。将本井田划分为四个盘区，依次开采221盘区、222盘区、223盘区、224盘区。以221盘区为例：在盘区上部边界沿煤层走向开始布置2211工作面，随生产推进沿大巷往下逐个布置2212工作面、2213工作面等。盘区特征、盘区接替分别见表3-2、3-3。表3-2盘区特征表序号盘区名称地质资源/储量(Mt)主采煤层煤层倾角(°)盘区尺寸走向长度(m)倾斜长度(m)面积(㎡)1盘区一28.0922煤31927267749783422盘区二27.6922煤21772252341233713盘区三31.7922煤32430234144086504盘区四35.1622煤2187921405507483表3-3盘区接替表序号盘区名称可采储量(Mt)生产能力(Mt/a)服务年限(a)接替顺序(n）5101520253035404550556065盘区一盘区二18.861.211.2盘区三22.871.213.6盘区四27.461.215.84准备方式4.1首采盘区基本情况4.1.1首采盘区位置首盘区位置选择原则：（1）首盘区位置必须要有较高的勘探程度和丰富的可靠的储量，尤其是有足够的综采可采储量，而且煤层赋存稳定，地质构造简单。（2）首盘区应布置在井筒附近，使其初期贯通距离短，井巷工程量少，以达到工期短、投资省、达产快的目的。（3）盘区布置要有利于井下开拓、配采和采掘接替，以形成合理的通风运输系统，为矿井投产后生产管理简单，生产运营管理费用低创造条件。（4）首盘区要尽量布置在有邻近矿井生产实践经验的煤层中，以保证矿井能够很快地达到设计产量。（5）首盘区应尽量避免布置在对开采有影响的的主要村镇、河流、地面主要干线、建筑物等下。首盘区平均煤厚4.03m，平均倾角3°，属近水平煤层，采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化一次采全高的采煤法。首盘区走向长度1927m，倾向长度2677m，储量28.09Mt.4.1.2首采盘区煤层特征首采优点：受断层影响小；煤层倾角小；技术经济效果显着，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显着提高和改善。盘区一走向长度约1927m，倾斜长度约2677m，所采煤层为22煤层，其煤层特征：黑色，煤层平均厚度4.03m，煤层倾角平均3°。煤层结构简单，煤的容重1.4t/m³。盘区内地质储量为28.09Mt，可采储量22.11Mt，盘区服务年限13.1年。（1）煤层顶底板岩石构造情况直接顶板为深灰～灰黑色粉沙岩，有时为中细砂岩，植物根部化石较多。其厚度为0～8.3m，平均厚度4m左右；老顶为灰色～深灰色中细粒砂岩，含炭线，钙质胶结，分选性较好，白云母较发育。直接底板为3.5~13.03m的黑灰色粉砂岩，炭质含量高，含植物根部化石，个别地段为砂页岩互层；老底为灰白色中细粒砂岩，硅质胶结，分选性好，以长石、石英为主，云母片显著，含黑色泥质碎块，本层厚度为4.3～22.06m,平均厚度15m左右。以上各岩层黄沙井田发育较稳定，辛安区变化较大。（2）水文地质盘区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为上覆砂岩、粉砂岩等弱含水层裂隙水，预计正常涌水量为122/h，最大涌水量为189/h（3）地质构造盘区内地质构造简单，煤层整体呈一定坡度上升的构造，波动较小，煤层倾角平均3°，盘区内无断层。（4）地表情况地表平坦无村庄，无河流，无道路，可以采用全部垮落法处理采空区，并可以在稳定后建设所须各种道路等建筑物。4.2盘区巷道布置及生产系统4.2.1盘区范围及区段划分（1）盘区范围盘区一南起49500经纬线，西起33000经纬线。走向长约1927m，倾斜长度约2677m，面积约4978342m²，盘区形状近乎呈矩形。（2）各类边界煤柱考虑到煤层埋藏深度较深，大巷煤柱两侧各留设留设30m。盘区边界煤柱将相邻两个盘区隔开，防止万一发生火灾、水害和瓦斯涌出时相互蔓延；避免从采空区大量漏风，影响正在生产的盘区风量。盘区侧留设盘区边界煤柱10m。（3）工作面划分考虑煤层瓦斯含量，煤层埋藏深度，留设条带煤柱时，煤柱处应力集中明显。因此盘区生产使用煤柱护巷技术，采用沿空留巷。设计盘区使用综合机械化采煤设备，设计一个盘区一个工作面产量满足矿井设计生产能力。为达到工作面高产高效目的,且考虑到工作面推进速度和时间，设计综采工作面长度约150m，盘区工作面数目为17个。4.2.2盘区巷道布置设计首盘区采用走向长壁采煤法。矿井为低瓦斯矿井。区段内有胶运顺槽和回风顺槽，区段胶运顺槽兼作运料、进风任务。回采工作面区段巷沿煤层布置，双巷掘进，上下相邻区段间采用沿空留巷。回采工作面采用顺采方式开采，后退式回采方式。4.2.3盘区内工作面的接替顺序盘区一开采22煤层，煤层平均厚度为4.03m，顶底板相对较稳定，适合综合机械化采煤。矿井设计生产能力为1.2Mt/a，现代化矿井设计遵循高产高效，集中生产的原则，结合相邻矿区工作面生产能力及现代化采煤设备发展水平，适宜使用设计一个综采工作面达产。《煤矿安全规程》规定突出矿井、高瓦斯矿井、瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面不得使用前进式采煤方法，而该矿又非高瓦斯矿井，所以盘区设计可使用使用后退式开采，采煤工作面开切眼位于盘区边界处。4.2.4盘区生产系统首采盘区内的开采采用后退式开采，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。（1）运煤系统工作面开采的煤经工作面刮板输送机、胶运顺槽和胶带输送机、胶运大巷运送至地面工业广场。运输系统为：采煤工作面→胶运顺槽→胶运大巷→主平硐→工业广场（2）运料系统材料用无轨胶轮车由副平硐经辅运大巷再经辅运顺槽运送到采煤工作面。运料系统为：副平硐→辅运大巷→辅运顺槽→工作面（3）通风系统新鲜风流经主副平硐、胶运大巷、辅运大巷、胶运顺槽、辅运顺槽到达工作面，乏风经回风顺槽、回风大巷、由回风平硐排出地面。通风路线为：地面→主平硐→胶运大巷→胶运顺槽→工作面→回风顺槽→回风大巷→回风平硐→地面地面→副平硐→辅运大巷→辅运顺槽→工作面→回风顺槽→回风大巷→回风平硐→地面（4）行人系统行人路线：副平硐→辅运大巷→辅运顺槽→工作面。4.2.5盘区巷道掘进工艺（1）掘进工作面个数本矿井井型较大，为保证矿井开拓，准备和回采的正常接替，并考虑到矿井投产后的具体生产技术条件和工程量大小，设计确定本矿井达到设计产量时，配备1个掘进面，回采面与掘进面比为1：1。（2）巷道掘进方法矿井无煤与瓦斯突出危险性，巷道布置在煤层中，矿井开采22煤层，煤层硬度较大，顶底板稳定。盘区回采巷道布置在煤层中。①采掘比：设计全矿井一个工作面达产，矿井一个回采工作面生产，同时掘进另外的回采巷道，采掘比为1:1。首采盘区生产时，另1个煤巷掘进工作面开拓。②回采巷道的掘进方法：采用综掘机掘进煤巷，掘进组配备锚杆钻机等。③掘进通风选用局部压入式对旋通风机组成局扇掘进通风系统。④掘进排水：在每个掘进工作面配备有小水泵，解决掘进排水问题。⑤掘进运输：顺槽掘进出煤由无轨胶轮车运送至胶运大巷，经由运输大巷运送至地面。4.2.6盘区生产能力本矿井采用1个工作面回采，因此这个工作面的生产能力即为矿井的生产能力1.2Mt/a。工作面布置为综采面。工作面工作制度采用“三八”制工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，往返一次割2刀，采煤机每刀进尺0.8m。影响盘区生产能力的因素包括煤层赋存状况、地质构造，矿井生产能力、盘区接替、准备时间、采掘、运、通风的装备水平及设备能力。而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度及推进度。5采煤方法5.1采煤工艺方式5.1.1采煤方法的选择本矿井平硐采22煤，22煤层构造简单，结构单一；赋存稳定，厚度一般4-5m，煤层倾角小，近似水平；煤质坚硬。节理裂隙不发育，顶板多为粉砂岩，细砂岩及砂质泥岩，根据巷道揭露情况看，节理较发育，属中等冒落顶板，煤层不易自燃发火，瓦斯含量小，水文地质条件简单。覆盖厚度80-120m左右，具有良好的开采技术条件，非常适宜于“高产高效”工作面开采。根据煤层特点，采煤方法选择如下：（1）放顶煤采煤法综采放顶煤开采具有工艺简单，工程量省，安全生产条例好，成本低，生产效益高的优点；目前我国综采放顶煤开采的矿井已不少，其生产实践表明，综采放顶煤要取得好的经挤效益，其煤层和顶板应满足以下条件：煤层硬度在中硬以下，普氏硬度系数以2左右较好。煤层节理裂隙较发育，不含坚硬夹矸层，能在矿山压力和支架的支撑作用下破碎，具有良好的顶煤冒放性．生产实践表明，煤层硬度越大，节理裂隙越不发育，其冒放性越差，煤层直接顶应较厚，且具备随采随冒的特性。放顶煤开采时，采高较大，只有当直接顶较厚时，冒落后才能完全充填采空区，以利顶板的管理，如果直接顶不能随顶煤随采随冒，顶煤将垮向采空区内部，无法回采。本井田22煤煤质坚硬，普氏硬度系数一般为3～4，节理裂隙不发育，加之顶板多为砂岩，直接顶大部分较薄，因此，本矿井22煤层对放顶煤采煤法的适应性较差。（2）一次采全高为解决厚煤层一次采全高问题，近年来国内外竞相研制大采高综采设备，目前国内已成熟的5m采高液压支架和采高4．5m的综采成套设备。国外目前已生产出高5.5m的液压支架极其配套设备。6m采高的液压支架及其配套设备正在研制中。但从目前情况看，对大柳塔4～5m厚的22煤，采用一次采全高完全可以。（3）煤皮夹顶开采分层开采采上分层时工艺简单，用人少，成本低。采高2．1-3．5m，根据国外“高产高效”工作面开采经验，这样的条件，最适合于发挥综采设备效能，工作面日产量完全可以达到万吨以上，甚至更高，在下分层开采时，只要煤皮假顶厚度选择适当，采用先移架后推溜的及时支护措施，可实现工作面快速推进，达到高产高效的目的。这种方法，煤皮留的太薄难于起到假顶的作用，留的太厚，煤损失必然增大。鉴于煤硬度大，考虑上分层开采时对底煤的破坏，设计认为煤皮假顶的厚度不宜小于0.7m，仅此，煤损平均要增加11％，实际开采中，由于：煤皮厚度难于把握，故煤损有可能还要增大，这样工作面回采率最多只能达到84％，远远低于国家对资源回收率的要求，另外采空区残留煤增加，不利于防止煤层的自燃发火。（4）金属网假顶分层开采这种采煤法的主要问题是，工作面运网困难，铺连网工序较复杂，用人多，工人劳动强度大，生产成本高，不利于充分发挥采煤设备的效能。但厚煤层金属网假顶分层开采在我国有着成熟的经验，工作面产量在国内也比较高，晋城、潞安、兖州，开滦等矿区已出现了一批年产百万吨以上的工作面，最高产量已达到1．8Mt加，晋城矿区凤凰山矿引进国外“高产高效”设备装备的分层工作面，产量已超过2Mt／a，证明是可行的．另外，这种采煤法的最大优点是资源回收率较高，在22煤这样的开采条件下，采用这种采煤法，只要管理水平和工人素质能够保证，工作面产量达到1.2Mt/a以上应该是有把握的。根据以上分析，从实际情况出发，考虑尽可能提高资源回收率，设计中对2-2煤确定采用采用大采高支架一次采全高，全部垮落法管理顶板。5.1.2回采工作面长度的确定工作面长度是决定工作面产量和效率高低的一个重要参数，加大工作面长度不仅能减少准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头及进刀等辅助作业时间，有利于提高工作面产量和效率。但工作面长度同时与开采技术条件、主要采煤设备能力、技术水下和生产队伍素质及管理水平等因素有关，因此，必须综合考虑，合理选择。作面长度确定的原则：(1)工作面长度要与刮板输送机长度相适应；(2)有利于提高工作面单产和效率。合理的工作面能为实现工作面高产高效提供有利的条件。加大工作面长度，一方面可以提高产量，提高效率；但是另一方面工作面长度过长不易于管理，容易导致事故增多反而不利于高效率的稳定。式中：q——工作面要求的日产量，t；S——工作面日推进度，m/d，本设计取6.5m/d；H——一次采厚，m，H=4.38m；C——工作面回采率，一般为80%~85%，本设计取80%；γ——所采煤的容重，本矿22煤层为1.4t/m3故工作面长度：L＝4348/（10×4.38×0.8×1.4）=150m工作面长度确定为150m，矿井设计年产量为1.2Mt，由于该井田地质条件较好，且赋存稳定，但煤层属于厚煤层，所以考虑用一个工作面满足生产要求。推进方向由工作面向大巷回采。煤巷掘进出煤占工作面出煤的10%,则工作面的日产量为：式中：A0——工作面日产量，t；A——矿井设计生产能力，1.2Mt；d——年工作日，取330天。A0=1200000×90%/330=3913.04t煤容重为1.4t/m3,工作面回采率为0.8,则日推进量为：3913.04/（1.4×4.38×150×0.8）=5.78m.采煤机的截深为0.8m则日进刀数为：5.78÷0.8=7.2刀故一天需进8刀。工作面日推进：0.8×8=6.4m年推进度：6.4×330=1766.4m工作面日出煤量：150×6.4×4.38×1.4×0.8=4333.06t.工作面年出煤量：4333.06t×330=1.19Mt掘进出煤：1.19×10%=0.119Mt矿井年出煤量：1.19+0.119=1.3Mt经验证满足设计要求。5.1.3回采工作面的推进方向和年推进度根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿走向布置，倾向推进；工作面向下山方向回采。采煤机截深为0.8m，日进刀数为8，故回采工作面年推进度为1766m。5.1.4采煤工作面的设备选型及配套回采工作面破煤、装煤方式:工作面设计采用双滚筒采煤机破煤。工作面首先沿22煤底板布置一个一次采全高的综采工作面，采用双滚筒采煤机割煤，全部垮落法处理采空区。在采煤机截割煤的同时，利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装到工作面刮板输送机；余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输送机；放顶煤时落煤自装；少量煤由人工铲子攉装到刮板输送机内。液压支架支护顶板，综采工作面的采煤机、刮板输送机和液压支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转，做到互不影响，互为依存。采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、平巷中的转载机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。其设备设备选型及配套应遵循以下原则：（1）液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。（2）采煤机选型的原则①适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。②满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。③采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。④采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。（3）刮板输送机的选型原则①刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机的生产能力。②刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。③刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。为保证引进设备技术先进，生产可靠，价格合理，设备订货时应货比三家，择优选择，故设计在此仅对其主要技术参数提出要求。本矿井开采22煤层为中厚煤层，平均厚度4.38米，煤层赋存稳定，按照设计生产能力1.2Mt/a，工作制度为330d/a，每天“三班倒”实际采煤16h，一班检修，工作面的生产能力应为4333t/d，若工作面采煤机开机功率按40%计算，则采煤机功率按美国开采硬煤估算功率经验值为0.5~0.7kw∙h/t。则工作面小时生产能力为：采煤机功率为：（1）采煤机选型根据矿井具体情况，并结合矿井实际生产经验，采煤机械选型的原则通常是要符合煤层赋存条件，满足对生产能力的要求，以及与刮板输送机和液压支架的匹配要求。为达到矿井实现高产高效及安全生产的要求，选用MXA-400/4.5型号采煤机。主要技术特征见表5-1。（2）工作面刮板输送机选型选择采面刮板输送机的主要原则是保证采面落煤生产能力。因此，选择采面输送机、转载机和胶带输送机等都应以采面最大生产能力乘以1.2的系数作为基数。工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度相一致。采煤机生产能力计算为：式中：：采煤机每小时生产能力，t/h；：采煤机牵引速度，取3m/min；：截割煤层厚度，4.38m；：采煤机滚筒截深，0.8m；：煤层容重，1.4t/m3；：有效截割系数，取0.95.表5-1MXA-400/4.5采煤机技术特征技术特征计量单位采煤机型号MXA-400/4.5采高m2.3~4.45适应煤质硬度Kg/cm2或ff=2~4煤层倾角°0~25截深mm800滚筒直径m2.0牵引方式液压、双牵引、无链牵引力kN500牵引速度m/min0~8.50链条规格mm齿销主油泵形式125EV-2XP1-V1300S变量泵油马达形式125EX-8XP1定量马达技术特征计量单位采煤机型号MXA-400/4.5调高泵形式定量柱塞泵滚筒中心距mm10326机面高度mm1905卧底量mm185电动机型号DMB-400S功率kW400台数1电压V1140冷却方式水冷喷雾灭尘方式内、外喷雾控顶距mm2342最大不可拆卸件尺寸mm/t3605×1241×450/2.67总重t49.4设计单位西安煤矿机械厂制造厂家西安煤矿机械厂工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度相一致。采煤机生产能力计算为：式中：：采煤机每小时生产能力，t/h；：采煤机牵引速度，取3m/min；：截割煤层厚度，4.38m；：采煤机滚筒截深，0.8m；：煤层容重，1.4t/m3；：有效截割系数，取0.95.得工作面采煤机每小时割煤：根据环节能力配套并考虑一定的富裕系数20%，工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到1006.56t/h。根据采煤机型号及生产要求，最终确定刮板输送机型号为SGZ-764/264。主要技术特征见表5-2。（3）转载机选型转载机的能力应大于工作面刮板输送机的能力，取1.2的充裕系数，槽宽度或链速一般应大于工作面输送机；转载机的机型尽量与工作面输送的机型一致，便于日常维护与配件的管理；转载机尾部与工作面输送机机头有一定的卸载高度约600mm，以避免工作面输送机底链回煤；转载机机头搭接式输送机的连接装置应与带式输送机机尾结构以及重叠的长度互相匹配。根据以上原则，并结合其他设备的配套情况，选用SZZ-764/132A型转载机。其主要技术特征见表5-3。表5-2SGZ-764/264型刮板输送机技术特征技术特征SGZ-764/264设计长度（m）200出厂长度（m）150运输能力（t/h）1100链速（m/s)1.12电动机型号KBY550-132功率（kw)2×132转速（r/min)1475电压（V）1140液力耦合器型号YL-500X1Q液力耦合器介质油减速器速比1：30.77布置方式平行布置中部槽规格（长×宽×高mm）1500×764×222圆环链规格（d×tmm）26×92-C圆环链破断负荷（kN)≧598刮板链型式中双链刮板间距（mm)920与采煤机配套牵引方式有链或无链制造厂家张家口厂表5-3SZZ-764/132A型转载机技术特征技术特征SZZ-764/132A出厂长度(m)41.2输送能力(t/h)1200速(m/s)1.28减速器速比1:23.48与带式输送机有效重叠长度(m)12.4爬坡性能爬坡角度(°)12爬坡长度(m)5.5爬坡高度(m)1.93电动机型号KBY550-132功率(kW)132转速(r/min)1475电压(V)1140续表5-3技术特征SZZ-764/132A耦合器型式YL-500X中部槽尺寸(长×宽×高mm)1500×764×222回环链规格(d×tmm)26×29-C破断负荷(kN)≧833刮板链型式双中链刮板间距(mm)920质量（t）32设计单位张家口煤机厂制造厂家张家口厂（4）工作面破碎机械破碎机的类型和破煤能力应满足工作面生产可能出现的大块煤、岩等状况的需要。通常破煤要求不高时，可选用夹板式，需破碎硬煤、岩时，宜选用颚式。破碎机的结构应与所选转载机结构尺寸相适应。破碎机应与其安装位置相适应。根据生产能力和煤、岩特性，决定选用PCM110型号的破碎机，其主要技术特征见表5-4。（5）胶带输送机胶带输送机带宽和带速及其传动功率的选择，必须大于转载机的运输能力，一般应为1.2倍；胶带输送机的单机许可铺设长度要与综采面的推进长度相适应，尽量减少铺设输送机的台数；选型要考虑巷道顶板和地板的条件，对于无淋水或底板无渗水、底板无底谷的巷道，选用H架型落地式可伸缩胶带输送机，否则宜选用绳架吊挂式。综合生产能力及巷道布置等条件，选用SSJ1000/2×110型号的带式输送机。其主要技术特征见表5-5。表5-4PCM110型破碎机技术特征技术特征PCM110结构特点锤式过煤能力(t/h)1500破碎能力(t/h)1500技术特征PCM110进料口宽度(mm)700进料口高度(mm)700出料粒度(mm)300电动机型号KBY-550/110功率(kW)110电压(V)660/1140配套转载机型号SZB-764/132外形尺寸(长×宽×高mm)4560×2025×1808质量(t)14.692设计厂家张家口煤机厂制造厂家张家口煤机厂（6）工作面支护设备①中间支架选型考虑工作面顶板来压，及于采煤机、刮板输送机配套的要求，选择ZY3400/23/45型号的液压支架，其主要技术特征见表5-6。支护强度验算：式中：：支护强度，t/m3；：工作面煤层平均采高，4.38m；：顶板周期来压增载系数，本设计取2；：顶板岩石容重，取2.1t/m3；：顶板破碎常数，取1.35.计算得：P=52.56t/m3=0.525MPa所选的液压支架符合工作面所需的支护强度，满足要求。表5-5SSJ1000/2×110型带式输送机技术特征技术特征参数输送量(t/h)1500输送长度(m)1000带速(m/s)2.5传动滚筒直径(mm)630托辊直径(mm)108输送带类型阻燃输送带宽度(mm)1000储带长度(m)100机尾搭接长度(m)12机尾搭接处轨距(mm)1362机头外形尺寸(宽×高mm)2511×1900机尾外形尺寸(宽×高mm)1849×720技术特征参数电动机型号YDIS-110功率(kW)110×2电压(V)660质量(t)101设计单位淮南煤矿机械厂制造厂家淮南煤矿机械厂②端头支架的选型由于工作面的上下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通口，所以，必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点，采用端头液压支架进行端头支护，端头支架管理方便，安全性好。根据支架选型要求及本设计的特点，选用ZZ400/18/38型端头液压支架，其主要技术特征参数见表5-7。表5-6ZY3400/23/45型技术特征技术特征ZY3400/23/45支架型式大采高大倾角掩护式高度(m)2.3~4.5宽度(m)1.43~1.6中心距(m)1.5初撑力(kN)2608工作阻力(kN)3400支护强度(MPa)0.58对底板比压(MPa)1.34适应煤层倾角(°)≦35降-移-升循环时间(s)28.58供液泵压(MPa)31.4运输尺寸(长×宽×高)5.47×1.43×2.3重量(t)21.2立柱型式双伸缩缸径/中缸内径/柱径(mm)230/180/220工作阻力/初撑力(kN)1700/1304推移千斤顶型式浮动活塞式缸径/行程(mm)150/750推力/拉力(kN)178.1/452.8平衡千斤顶缸径/行程(mm)150/415工作阻力(活塞腔/杆腔)(kN)671.6/534每架数量(个)2设计单位北京开采所制造厂家平阳机械厂表5-7ZZ400/23/45型端头液压支架技术特征技术特征ZZ400/18/38高度(m)2.5~6.0初撑力（P=31.5MPa）(kN)11380工作阻力（P=38.2MPa）(kN)13000平均支护强度(MPa)0.8宽度(mm)3000支架中心距(mm)1530支架重量(t)44对底板最大比压(MPa)1.3制造厂家郑州煤机厂（7）乳化液泵站选型根据液压支架供液的需要，本设计工作面选用SRB200/31.5型乳化液泵台，1台工作，1台备用，其主要技术特征参数见表5-8。表5-8SRB200/31.5型乳化液泵站技术特征技术特征SRB200/31.5流量(L/min)200压力(MPa)31.5单机功率(kW)125电压(V)1140（8）工作面设备汇总以上为工作面设备选型，现将所选工作面设备列表5-9。表5-9工作面设备汇总特征项目型号数量1采煤机MXA-400/4.512中间支架ZY3400/23/45803端头支架ZZ400/23/4544刮板输送机SGZ-764/26415转载机SZZ-764/132A16破碎机PCM11017胶带输送机SSJ1000/2×11018乳化液泵SRB200/31.529乳化液箱RX-1500110采煤机喷雾PB250/5.5-6.3111移动变电站3000kW——12单体支柱DZ322100合计1955.1.5工作面回采工艺工作面回采工艺为：采煤机割煤、装煤→刮板输送机运煤→移架→移输送机→处理采空区。（1）采煤机工作方式和进刀方式采煤机为双滚筒采煤机，割煤方式为双向割煤。采煤机向右割煤，前滚筒为右螺旋，沿顶板顺时针割煤，后滚筒为左螺旋，逆时针沿底板割煤。向左割煤时恰好相反。这种割煤方式的优点是：司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。采煤机进刀方式采用工作面端部割三角煤斜切进刀，进刀长度为36m，如图5-1。图5-1采煤机进刀方式=1\*GB3①当采煤机割煤至端头时，其后溜槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤。如图5-1（a）；=2\*GB3②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直。如图5-1（b）；=3\*GB3③再调换两滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处。如图5-1（c）；=4\*GB3④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返回正常割煤。如图5-1（d）。（2）采煤机割煤不准留底煤，煤壁要割成直线，采高要控制在4.38m左右，误差不准超过±0.1m，采煤时严禁飘高或啃底，保证溜槽的平直度。割煤时，采煤机司机要严格掌握好割煤速度，发现刮板输送机或采煤机负荷过大时要立即停机检查。（3）装煤割煤的同时，采煤机装煤也在同时进行。工序为：当采煤机向待截煤体方向运行时，旋转滚筒的截齿依次接触和截落煤体，破落下来的煤通过旋转叶片推入侧向方向的输送机中，洒落在工作面和输送机之间的煤通过安装在输送机上的铲煤板装入输送机中。（4）运煤采煤机割下的煤由刮板输送机、转载机、顺槽皮带输送机运出工作面。（5）移架工作面采用液压支架及时支护顶板，移架实行追机作业。单架依次顺序带压移架，滞后采煤机后滚筒3～5m（2～3架）；遇顶板破碎处，移架超前后滚筒，滞后前滚筒3～5m（2～3架）。端头支架跟随临近中间支架与输送机机头机尾及时拉移，工作面上下顺槽采用树脂锚杆，锚网支护，顶板破碎处加铰接顶梁，端头支架推移前必须确认钢丝网全部撤除。（6）移输送机移架后即可推移输送机。若采用一次推移到位，可以在距采煤机约10m处逐节一次完成输送机的推移。若采用多架协调操作，分段移输送机，可在采煤机后方5m左右开始移输送机，每次推移不超过300mm，分2～3次将输送机全部移靠煤壁，并保证输送机弯曲段不小于12～15m，输送机推移后呈直线状，不得出现急弯。（7）处理采空区本设计矿井为低瓦斯矿井，煤层属容易自燃——自燃煤层，为减少漏风，采空区需及时封闭，必要时需向采空区灌浆。采区开采结束45天内必须在所有与采空区相连的巷道中设置防火墙，全部封闭采空区，采空区处理采用顶板全部垮落法。工作面各回采工艺紧密相连，是一个有机整体，共同构成工作面回采系统。设计管理时必须全盘考虑。5.1.6工作面循环图表、劳动组织、主要技术经济指标（1）循环作业工作面实行“三八”作业制，即两班采煤一班检修。采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，采煤工作面每日推进量约为6.4m，采煤机截深0.8m，每日割8刀，采煤机割煤方式设计中选用往返一次割两刀。（2）循环产量的确定工作面原煤日产计算公式为：A0=q/n工作面年推进速度：V0=n×X×D工作面日出煤量：A0=L×X×D×M×γ×C。式中：q——工作面年产量；L——回采工作面长度，150m；V0——工作面进度，1766.4m/a；n——煤矿生产天数，取330天；M——煤层厚度，4.38m；γ——煤的容量，1.4t/m3；C0——回采工作面回采率，取0.8；X——每天循环进刀数，取8刀；D——截深，0.8m；计算得：

V0=330×8×0.8=1766.4m/a；

A0=150×8×0.8×4.38×1.4×0.8=4333.06t（3）正规循环作业图表采煤机开始割煤，随后移支架、移直输送机工作开始。如图5-2所示。图5-2循环作业图（4）劳动组织①作业方式由于每天进8刀，为了使采煤班的作业均衡，同时留出足够的时间进行设备检修，实行两班各割四刀煤，一班检修。②工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有两种搭配方式，表5-10为主要经济指标表，5-11为工作劳动组织表。表5-10主要经济指标表编号项目单位指标1工作面长度m1502工作面推进长度m1766.43煤层厚度m4.384采高m4.385煤层倾角°26煤的容重t/m31.47煤层含矸%0.058循环进度m1.69循环产量t147110日循环个数个411日产量吨/日4333.0612日出勤人数人6013月产量吨/月99660.3814月推进度米/月147.215工作面配风量m3/min32.816在册人数人10017回采工效率吨/人14.7118工作面可采期月7.85.2回采巷道布置5.2.1回采巷道布置方式201盘区利用22煤大巷作盘区巷道，单翼布置，“高产高效”工作面顺槽垂直于22煤大巷开凿，胶运顺槽机头抬高爬过22煤号辅助运输大巷，与22煤胶运大巷搭接，通过溜煤眼联系。辅运顺槽在到达辅运大巷前单独侧开一条平巷用于无轨胶轮车通道，然后与辅运大巷、胶运大巷、通过风桥连接然后与回风大巷贯通，中间设调节风门以解决通风问题．当下一个工作面开采时，打开调节风门，再用于工作面回风．工作面顺槽采用连续采煤机掘进，从连续采煤机施工工艺要求考虑，采取双顺槽布置，即工作面两侧各布置两条顺槽，由于目前矿区缺乏矿压观测详细资料，设计两顺槽间距暂取25m，矿井生产期间可根据实际矿压情况和顺槽维护状况予以调整。工作面采取后退式顺序开采，采完后，工作面顺槽报废—条，剩下一条顺槽作为下一工作面回风用。工作面顺槽均沿煤层底板布置。表5-11工作面劳动组织表序号工种生产一班生产二班检修班合计1班组长11132采煤机司机11——23支架工33——64顶（拉）溜工22——45端头维护工22——46端尾维护工22——47清煤工11——28打炭工22——49溜司机11——210转载机司机11——211皮带司机11——212泵站工111313跟班电工11——214机组检修工————2215支架检修工————2216溜槽检修工————1117泵站检修工————1118皮带检修工————3319电器检修工————3320验收员11——221库工1113合计——22221660子盘区移交时，设一个盘区变电所，随着工作面开采，22煤大巷不断向前延伸，当供电距离不能满足要求时，在适当位置可另开盘区变电所。5.2.2回采巷道断面及支护参数根据通风设计要求，回采巷道设计为矩形，煤层厚度为4.38m，设计回采巷道全部为煤层巷道，有利于综掘机掘进，巷道净宽度4m，净高为4m，区段运输及回风巷断面形状及尺寸与煤巷一致，沿煤层掘进。支护采用液压支架支护，回采巷道为煤巷，沿煤层布置。巷道特征见表5-12。表5-12运输平巷和回风平巷巷道特征表围岩类别煤锚杆类型树脂断面/m2净15.5顶板锚杆排间距/mm800×800掘17.7顶锚杆长度/mm1200掘进尺/mm宽5000顶锚杆直径/mm20高4500帮锚杆排间距/mm1000×1000喷射厚度/mm100帮锚杆长度/mm1800铺底/mm200帮锚杆直径/mm16净周长/m16锚杆排列方式矩形锚杆外露长度/mm50图5-3胶运顺槽断面图图5-4回风顺槽断面图6井下运输6.1概述22煤层埋藏不深，储量丰富，煤质优，厚度较大，矿井设计生产能力：1.2Mt/a；矿井工作制度：“三八”工作制，两班采煤，一班检修；每天净提升时间为16h，矿井设计年工作日330天。煤层平均倾角：2°；平均容重：1.4t/m³；矿井瓦斯等级：低瓦斯矿井；煤尘爆炸性：没有爆炸危险，各煤层没有自燃发火倾向。选择矿井运输方式和设备应满足的要求：1必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下环节运输能力的配合，以及局部运输与总体运输的统一。2必须做到并上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理地选择生产不均匀系数和设备能力的备用系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，应设置煤仓或储车线等；井底煤仓的容量，应满足最大限度发挥提升、运输能力的需要。3运输系统尽量简化，注意尽量减少运输转载的次数，不要出现输送机输送机——轨道的情况。4必须使设备的运输、安装和检修方便，运行安全可靠，工作条件舒适输设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等。5必须在决定主要运输的同时，考虑辅助运输是否合理经济。（1）运输方式主平硐：胶带运输机副平硐：无轨胶轮车主运大巷：胶带运输机辅运大巷：无轨胶轮车采煤工作面：刮板输送机、无轨胶轮车（2）运输系统1运煤系统：采煤工作面→胶运顺槽→主运大巷→主平硐→工业广场2运矸系统：掘进工作面→辅运顺槽→辅运大巷→副平硐→地面3运料系统：副平硐→辅运大巷→辅运顺槽→工作面4人员运送系统：地面—→副平硐—→辅运大巷—→辅运顺槽—→各个工作地点。6.2盘区运输设备选择盘区运输设备的选择主要包括回采工作面运输、运输顺槽、等的主要运输设备的选择。选择依据工作面产量、运输倾角、运距等情况来决定。6.2.1设备选型原则：1必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；2必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机—轨道—输送机—轨道的情况；4必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5必须在决定主要运输的同时，考虑辅助运输是否合理经济等。6.2.2盘区运输设备选型及能力验算1运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，设计回采工艺时已选择MXA-400/4.5型采煤机SGZ-764/264型工作面前部刮板输送机、SGZ-764/264型工作面后部刮板输送机、SZZ-764/132A转载机、PCM110破碎机，其性能特征技术特征见本设计第六章采煤方法。第六章中回采工艺设计中已经对工作面的运输设备进行了选型，这里主要对设备的运输能力进行验算。（1）刮板输送机选型验算回采工作面所选刮板输送机型号为SGZ-764/264刮板输送机运输能力的验算公式为：式中：：采煤机的实际生产能力；：采煤机和运输机同向运输时的调整系数，取1.08；：输送机装载不均匀系数，取1.5；：煤层倾角和运输方向的关系系数，取0.9机采工作面循环产量为736t/循环，每班四刀，每班正常生产时间为8小时，则采煤机的实际生产能力为：代入公式得：由刮板输送机的选型参数知，刮板输送机的运输能力为1100t/h，大于验算的运输速度，因此，刮板输送机是符合条件的。（2）转载机选型验算转载机的型号为SZZ-764/132A，转载能力为1200t/h，备用系数取1.2，验算得：其运输转载能力为：由验算可知，转载机的能力也是符合生产要求的。（3）破碎机选型验算破碎机型号为PCM110型锤式工作方式，其破碎能力为1500t/h，过煤能力为1500t/h，过煤、破碎备用系数都取1.2其破碎能力为：其过煤能力为：经过验算，其生产能力是符合生产要求的。2胶运顺槽运输设备的选择设计回采工艺时区段运输平巷的运输设备已选择SSJ1000/2×110型可伸缩带式输送机，其性能技术特征见第六章采煤方法。6.3大巷运输设备选择6.3.1大巷运输方式根据煤层地质情况，本设计采用两条大巷，其中一条主运大巷一条辅运大巷，两条大巷沿22煤层底板定向取直，为了保证生产的连续性，减少设备故障影响生产的因素，主运大巷运输方式采用皮带运输，辅运大巷辅助运输采用无轨胶轮车。上下班人员采用无轨胶轮车车运送。为充分发挥采煤设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷带式输送机的运输能力应与盘区采煤设备的瞬时生产能力相适应。设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为677t/h，盘区设缓冲煤仓，长壁回采工作面胶运顺槽带式运输机来煤先进煤仓，再装载到大巷带式输送机