安锋煤矿新井设计 煤矿毕业设计说明书

本毕业设计我所做的是安锋煤矿新井设计。在这次毕业设计之前，我们在高永格老师的带领下到云驾岭矿进行了为期一个月的生产实习。在这次生产实习中，我们收集了大量的设计资料并结合生产中现场工作的经验，完成了对云驾岭矿井的初步设计。并且在这次生产实习中，更加深了我们对今后所从事的工作的了解；同时，我们也获得了先进的设计思想及设计中所涉及到的在学校里所学不到的现场工作经验，为毕业设计的顺利进行打下了坚实的基础。本次毕业设计是我们毕业设计小组所有成员共同努力的成果。是小组成员经过共同的研讨，反复计算并比较后共同确定的，是我在四年大学学习的结晶。洺河矿井设计共包括以下几部分：1.矿井的矿井概述及煤层特征的基本情况。2.矿井井田内的可采储量，矿井生产能力及服务年限的确定。3.矿井井田的总体开拓的设计，包括水平的划分，井筒位置的确定，经济比较部分，矿井延深方案的确定，采区的划分，井底车场线路计算，硐室布置及井底车场的通过能4.工作面生产机械的参数，工作面生产程序的确定以及采区车场的设计计算等部分。5.矿井生产中的提升、运输、通风、排水方式的确定及其所用设备额选型计算与相关的硐室布置等。由于本人水平有限，又没有长时间的生产和工作经验，所以在设计中必定有很多不理想的地方，希望各位老师与同学多多指教，本人感激不尽。关键词：矿井开拓生产系统采煤方法回采工艺矿井储量ThisgraduationprojectIhavedonehavecollectedalargenumberofdesigndataandcombiningtheproductiworkexperience,completedthepreliminarydesignofaminepotteryproductionpractice,themoredeepinthefutureworkweknow;atthesametimembersoftheresults.Memberofthegroupthroughjointresearch,afternandcomparisontofuniversitystudyofcrystallization.Mingheminedesignincludesthefollowingsewellborelocation,economiccomparisonpart,mineextensionplandetermination,areadivision,bottomlinecalculation,chathebottomofcalculatingthecapacitysuchaspartof.4.Theproductionofworkingfacemechanicalparameters,workingfaceproductionprocedurestoidentifyanddesigncalculationofdistrictstation.5.Incoalmineproduassociatedwiththechamexperience,sointhedesignmustbealotofnotperfectplace,IhopethatMainwords:Theexploitationof 1 2 3 1 1第2节井田地质特征 2 5 26第5节开拓系统的综述 第1节煤层的地质特征 第6章矿井提升与运输 第1节概述 第4节主井提升设备选型设计 第7章矿井通风与安全 参考文献 1第1章矿井概述及井田特征第1节矿井概述洺河矿井田位于河北省邯郸市西北约15Km处。中心地理座标：东经114°18'19",线为界，东部深部以-250煤层底板等高线为界，浅部以F4断层为界。洺河煤矿西距武安市康城火车站1km,邯郸至武安公路北部通过，各乡与村之间均有公路相通，交通条件极为便利。详见交通位置图。(图1-1)洺河煤矿井田位于紫山与鼓山之间的丘陵地带，区内地势南、北两侧高，最高处为石盒子组三段砂岩组成的灌林山，标高+276.6m,中部地势低，沁河最低标高为+120m,相井田南部发育有一条河流——沁河，属海河流域子牙河水系滏阳河的支流，沁河由西南部的师窑支流和西部的王沟支流在牛叫河村附近汇合而成，流量很小，由矿井排水、大气降水组成；井田西北部属洺河水系，南洺河在井田外围有自西南向东北迳流，在紫泉四季分明。据武安气象站多年观测资料，本区最高气温42.5℃,最低气温-19.9℃,最大年降水量1472mm,最小年降水量289mm,最大冻结深度410mm。春末夏初多风，风向以北东、北北东向居多，冬季多为北风，时有西风。区内雨季集中在7～9月份，降水量占全年70%以上，丰水年与枯水年降水量相差3～5倍，并存在10年左右的气象周期，从而形成了地下水集中补给的条件。自1972年以来，受全球性气候变化的影响，区内年平均气温与蒸发度逐年提高，降水量逐年减少，相对湿度也逐年降低。21.1.2矿区地震情况邯邢矿区属国家地震重点监测区，按照《中国地震裂度区划图(1990)》划分，本区地震裂度为7度区。因此，在基本建设和矿井开采方面必须予以重视。1.1.3矿区水源状况本矿区工业及生活用水的主要供水水源为奥陶系岩溶裂隙水和第四系顶部卵石层水。供水水源的取水方式采用管状井分散取水。第2节井田地质特征31、奥陶系中统(O2)磁县组(O2c):钻孔揭露不全，底部为褐红色花斑状灰岩，中部为灰白色白云峰峰组(O2f):底部为杂色角砾状灰岩，中部为灰、深灰色石灰岩，顶部为灰层厚度25m左右。岩、伏青灰岩、野青灰岩全区分布稳定。本组地层厚度106～150m,平均120m。4、二叠系下统(P1)本组含有2～4层煤，其中稳定可采一层，即2#煤层。本组地层厚度平均75m。的铝土泥岩。本组地层厚度22～76m,平均49m。5、二叠系上统(P2)4 6、第四系(Q)1.2.2矿井水文地质条件洺河煤矿地表为低山丘陵坡地，陡坎较多。雨季泄水条件好，大气降水对矿山开采无影响。节理和断层等构造裂隙不仅提高了岩层的富水性，又是各种水源进入采、掘工作面的天然途径。2#煤老顶砂岩和岩浆岩中节理发育，且大多为张节理，裂隙宽度较大，是矿井水的良好充水水源和充水通道。大中型断层使得主要可采煤层局部与各含水层相接触，因此在今后的生产过程中，必须对大中型断层进行提前探测，对大断层按照相关规定留设断层防水煤柱。本井田内含水层自下而上的水文地质特征为：(一)、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层(I):该含水层是煤系地层基底，奥陶系灰岩水具有集中补给，长年消耗，调节储量大的特点。(二)、中石炭统本溪组灰岩岩溶裂隙含水层：5该含水层在本溪组铝土泥岩之上，岩性为深灰色，致密，厚层状，质不纯。井下北部水源孔揭露水量120m3/h,稳定涌水量50～80m3/h。对2#煤层开采无影响。(三)、上石炭太原组大青灰岩岩溶裂隙含水层(Ⅱ):该含水层一般情况下对2#煤层开采无影响，但深部区因水压大、裂隙发育等原因也可直接影响2#煤层的开采，(四)、上石炭统太原组伏青灰岩岩溶裂隙含水层(IⅢ):本井田钻控揭露的厚度一般为2.81～5.7m,平均厚4.1m,青灰色，灰黑色，坚硬细致，含纺锤虫质及海百合茎化石，层面有渗透系数为1.48～1.82m/d,水质类型(五)、上石炭统太原组野青灰岩岩溶裂隙含水层(IV):(六)、二叠系下统大煤顶板砂岩含水层(V):主要由2#煤顶板砂岩组成，岩性以灰白色中、细粒砂岩为主，由数层组成，总厚度在5~20m,在构造带和岩浆岩侵入体附近裂隙较发育，钻孔单位涌水量为0.0055～0.269Vs·m,富水性较弱，局部富水性中等。渗透系数为1.96m/d,矿化度0.3g/l,水质类型为HCO3·SO4—Ca·Na型。井下揭露情况：以静储量为主，涌水量一般10～20m3/h,最大30m3/h左右，易于疏干。(七)、二叠系石盒子砂岩裂隙含水层(VI):主要是由上石盒子组二段、四段和下石盒子组底部砂岩组成。一般不影响2#煤层开采，但大落差断层附近有可能造成涌水。该层主要分布在山间沟谷地带，由一套冲洪积相的沉积物组成。其厚度和水位受地形控制变化较大，一般不大于25m,水位及水量呈季节性变化较明显。(九)、岩浆岩裂隙含岩浆岩由北向南侵入本区，北厚南薄，呈岩盘侵入，似层状，岩性以闪长岩、闪长斑岩为主，据抽水试验结果，单位涌水量0.039～0.富水性弱至中等，水质类型为HCO3·SO4—Ca·Mg。第3节煤层特征61.3.1煤层地层含煤性根据以往地质工作及洺河煤矿开采对比，主上统太原组、二叠系下统山西组，含煤地层以奥陶系灰岩含水层为基底，假整合其上。石炭系为海陆交互相沉积，二叠系为陆相沉积。煤系地层总厚220m(未计算岩浆岩),含煤13层，煤层总厚14.40m。夹一层不可采薄煤层(10煤层)不稳定，不可采，煤厚0.36～0.42m,平均厚度0.39m。下部铝质泥岩具缅状结构，局部含透镜状赤铁矿。地层厚度13～31m,平均厚度25m。本组地层假整合于奥陶系中统峰峰组地层之上。本组为一套海陆交互相含煤建造。一般可划分为6～8个小旋回，从旋回结构看，海退相序较海进相序岩层厚度大。沉积环境相对稳定，泥炭沼泽发育，有利于厚而稳定煤层形成。岩性主要由深灰色、灰色粉砂岩、泥岩及灰色中～细粒砂岩组成。粉砂岩中含大量植物化石，如鳞木、芦木、苛达树。其中夹有5～7层石灰岩，石灰岩中富含纺继虫及海百合茎等海生动物化石。含煤8～14层，都不可采，石灰岩以8#煤层顶板的大青灰岩厚度最大，次为6下煤层顶板的伏青灰岩。各层灰岩和煤层为其良好的标志层，本组地层厚度112～153m,平均厚度120m。该组为本区的主要含煤地层，地层沉积属于海退系列，是在滨海环境下形成的一含煤4～7层，除2#煤以外，其余均不可采。2#煤为矿井的主采煤层。砂岩占本组厚度的40%以上，呈厚层状，具交错层理，普遍含菱铁矿结核，呈假鳜状，局部含泥质包裹体。在本区北部砂岩对2煤层局部有冲刷，使煤层厚度变薄或尖灭。粉砂岩中含有大量的植物化石，芦木、轮叶、苛达树、星轮叶、翅羊齿、鳞木、栉羊齿、瓣轮叶及植物炭化碎屑。上界为骆驼脖砂岩，底界以北岔沟砂岩与下伏太原组地层呈整合接触。本组下部的2煤层是本组对比的标志层。本组地层厚度变化较大，地层厚度49～83m,平均厚度75m。71.3.2可采煤层2#煤：位于山西组中下部，煤厚4.58～5.43m,平均厚度5.1m,属较稳定的复杂结构煤层，无夹矸，直接顶板为粉砂岩，厚度在16.0m左右，性脆，裂隙较发育，易冒落。2#煤层局部发育一层伪顶，岩性为炭质泥岩，厚度在1.0～2.0m,完整性极差，冒落严重。老顶为细砂岩，厚度为3.0～10.0m,坚硬，完整性好。直接底板为黑色粉砂岩，厚度约在1.3～2.5m左右，富含植物化石。老底为灰白色细砂岩，厚度约在3.72m左右，含方解石脉及黄铁矿，坚硬。2#煤下距4#煤28.34～52.31m,平均37.68m。井田内的煤层为滨海沼泽相腐泥煤，煤质类型均为高度变质无烟煤。受区域岩浆热变质的影响，各煤层均变质为无烟煤，呈黑色、灰黑色，条痕为灰黑色及灰色，具玻璃光泽、沥青光泽及似金属光泽，贝壳状、眼球状及参差状断口，半松软～半坚硬，呈块状及粉状，外生裂隙发育，性脆，煤岩组分多由亮煤组成，镜煤及暗煤次之，属半亮型和半暗型煤，条带状结构。煤岩镜下鉴定时表面光亮，反射光呈亮黄色及亮黄白色，具明显的消光现象，有机组分界限难以区分，个别的可见条带状镜质体、丝质体、丝质碎屑体、氧化丝质体及粗粒体，保存较好的丝炭胞腔，有的还存在定向的煤的原始结构及形态各异的半镜质组和半丝质组，稳定组分的孢子体等。无机组分以层状、块状、透镜状及分散状粘土为主，次为裂隙充填状、细胞充填状的方解石，细晶状、半棱角状的石英，分散状、结核状的黄铁矿等，无机组分含量在8%~19.2%之间。由于受岩浆热变质的影响，局部煤层变质程度增高，致使个别煤芯样中含有天然焦颗粒。三、煤的种类确定：根据井田内钻孔煤芯煤样工业基础样的工业分析和少量的胶质层测定资料，各煤层的情况基本相同，可燃体挥发份平均值5.12%,粘结性特征均为粉状一类，煤的变质程8度极高，胶质层最大厚度(y)为零，不具结焦性。因此本井田内各个煤层的煤种均属无烟煤。四、各煤层的工业指标分析及变化特征：2#煤层灰分低，为低～中灰煤，煤层精煤灰分小于10%。煤层原煤水分平均在1.96%～2.57%之间，山西组煤层水分普遍高于太原组煤层水煤层精煤挥发分平均值在4.37%～6.42浆岩的位置关系，垂向上规律不明显。4、全硫属陆相和过渡相沉积的山西组，煤含硫量很低，大部分不超过1.0%,个别点也不超过1.5%;属海陆交替相沉积的太原组，从各种硫的化验成果上看，煤中硫分主要有挥发硫组成，固定的硫酸盐硫均低于0.1%,因此煤中的硫分，在燃烧、干馏过程中经挥发可大大降低。与变质程度关系不大，各煤层间元素含量变化不甚明显。煤层中有害元素磷含量较低，基本属于特低磷煤和低磷煤，煤层有少量中磷煤和高磷煤。1、煤灰成分：煤层煤灰成分以SiO2为主，平均含量在42.58%～52.00%之间，其次为ADO3,平均含量在18.64%～33.98%之间，两项含量在60%～90%之间。其它灰成分含量无明显规律。92、煤的灰熔点：煤灰成分中SiO2含量高，则煤的灰熔点低，A12O3含量高，则煤的灰熔点高，煤灰成分中的Fe2O3、CaO、MgO均为易熔组分。3、煤的热稳定性：各煤层热稳定性TS+6高于60%,在63.3%～94.0%之间，煤样属较高和高热稳定性煤，表明块煤在高温状态下保持原来粒度的能力较强，不易爆裂。煤#水分(点数)灰分(点数)挥发分(点数)固定炭(点数)发热量(点数)全硫(点数)2原煤净煤第2章井田境界和储量第1节井田境界洺河煤矿南翼以VII勘探线为界，北翼以I勘探线为界，东部深部以-250煤层底板等高线为界，浅部以F4断层为界。第2节井田工业储量2.2.1井田勘探类型本井田勘探类型为二类一型，即中等构造。马家河井田为缓倾斜煤田，煤层倾角一般为9°---15°,平均13°。计算储量时，水平面积利用AutoCAD软件在微机上圈定。2.2.2井田工业储量计算式中Q------储量(万t);S------煤层水平投影面积(m²);Y-----煤的容重(t/m³)。由于受奥灰水及其他方面的影响，本井田只开采2#煤。本井田的工业储量为=8978.45(万吨)第3节井田可采储量2.3.1井田煤柱留设在本井田范围内，各类煤柱的留设原则为：两侧各留50m(水平距离),落差≥20m(水平距离),两侧各留20m(水平距离),落差(20m者，不留保护煤柱。2.井田边界煤拄：按50m(水平距离)留设。松散移动角45°α-----煤层真倾角4.在井田开采初期，由于工业广场范围内布置主、副井和其他相关的建筑，根据下表确定工业广场面积为9*1.3*10000m²=120000m²,井田范围内的松散层大于100米，中型井生产能力(万吨/年)占地指标(公顷/10万吨)0.8—1.12.0—2.52.3.2可采储量计算n-----地质及水文损失系数，洺河煤矿取2.3%;K-----设计采区回收率，2#煤取75%。Q采=(8978.45-270.97-424.58)×(1-2.3%)×75%=6069.29万吨第3章矿井生产能力、服务年限及工作制度第1节生产能力及服务年限洺河煤矿的可采储量为24398.55万吨，除去1.4储量备用系数，按设计生产能力计算矿井服务年限按设计生产能力90万t/年计算，矿井服务年限A-----矿井设计生产能力(万t/年)T-----矿井服务年限(a)=48.2年按《关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定》,本矿井设计服务年限为48.2年，符合规定。我国煤矿目前有向大型矿井发展的趋势，设计90万吨的井型，达产后，当技术条件适宜时，有充裕的能力来提高产量，用以增产。综合各方面的原因，矿井年产900万吨是符合要求的。第2节矿井工作制度根据有关规定，达到矿井设计生产能力时按年工作日330天，每天三班，每天净提升时间14小时。第4章井田开拓第1节概述4.1.1影响矿井开拓的主要因素本井田为全隐蔽式煤田，位于太行山东麓山前丘陵地带，武安盆地的西部，呈山前过渡平原地形特征。井田以北有北洺河自西向东流过，为季节性河流。井田地面海拔标高在+280～+300m。井田内主采2#煤层底板等高线标高在-250~+150m。井田开拓以考虑开采2#煤层为主，进行开拓系统布置。4.1.2确定井田开拓方式部分的埋深不同，差别比较大，考虑到本矿井为中型矿井，为适应提升能力较大，机械拓。方案一：主、副井井筒都设于井田中部，都打到第一水平井底车场，采用上、下山开口方案二：主、副井井筒都设于井田中部，都打到第一水平井底车场，再由第一水平延图4.3开拓方案二平面图图4.4开拓方案二剖面图图4.5开拓方案三平面图图4.6开拓方案三剖面图表4.1方案的技术比较表方案优缺点方案一1.井筒短，初期工程量2.提升能力大，机械化程3.出煤早，见效快。1.-100水平以下都要采用下山开采，提升、运和掘进工作量较2.开采-100水平以下采用下山开采时，通风、排水困难，费方案二和方案一基本相同，只是采用两水平后均可上山开采，在提升、运输、通风、排水和掘进等方面井筒延伸，增加了石门，掘进、方案三1.井筒工程量相对较2.井底车场布置复杂，不易于掘进及生产管理。1.提升相对复杂，提升环节较2.地面生产系统分散，不便管理。方案一和方案二开拓的基本思路是一致的，只是开采水平选择不一样，方案一井筒位于井田中部，井筒短，初期工程量小，提升能力大，机械化程度高，出煤早，见效快。但是单水平开采，在-100水平以下都要用下山开采，提升、运和掘进工作量较大，通风、排水有点困难，费用有点高，管理增加难度。方案二较方案一虽然立井井筒工程量较大，增加了石门，掘进费用大大增加，提升设备也较复杂，环节较多。但是采用两水平后均可上山开采，在提升、运输、通风、排水和掘进等方面比下山开采更优越，整体运输费用减小，便于后期生产管理。方案三区别在于第二水平的延深形式以及井筒和工业广场的位置不同，方案二水平为立井延深，需多开一立井井底车场，石门较长，且井筒施工复杂需用设备多，要求有较高的技术水平，但立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，井筒长度小，辅助提升能力大；通风线路短，排水距离短，提升转载环节少，系统综合考虑，应该放弃方案三，将方案一和方案二进行经济比较。方案一和方案二的经济比较：将方案一和方案二进行经济比较，其初期基建费及工程量，维护费用，运输费用等经济比较结果汇总于下表。在比较中需要说明以下几点：(1)两方案中阶段的划分和采区的布置均相同，故大巷和采区上山的开掘长度相同，费用也基本相同，故未对其进行比较(2)两方案中井底车场的形式和建设费用虽稍有差别，但相对较小，故也未予以(3)运输费用中运距不包括准备巷道，只包括大巷和石门的运输。表4.2掘进费用比较表(元/10M)费用(万方案一主井表土段5基岩段5副井表土段6基岩段6石门0000总计方案二主井表土段5斜井段5基岩段5副井表土段6斜井段6基岩段6石门总计方案三主井表土段5基岩段5副井表土段6基岩段6石门井底车场岩巷总计表4.3提升费用比较表方案提升煤量(万t)(万/t.km)(米)(万元)(万元)方案一一水平方案二一水平二水平单价(元/km×t)费用(万元)方案一(-100水平以下)90万吨皮带机方案二(-100水平以下)90万吨皮带机方案(万/t.km)(万元)(万元)方案一上山开采下山开采方案二一水平二水平表4.6维护费用比较表项目服务年限(年)量(m)米)总费用(万元)限(年)工程量(元/米)(万元)副井大巷总计表4.7方案经济比较表方案掘进费用(万元)提升费用(万元)运输费用(万元)排水费用(万元)维护费用(万元)(万元)方案一方案二由以上比较可看出，(7098.53—5210.39)/7098.53=26.59%,方案一的生产系统更为简单，后期工程量较小。而且方案一比方案二的综合费用低。综合考虑，选择方案一为最优方案，本次设计即采用单水平分区上下山开采。第2节井筒位置的确定4.2.1井筒位置的确定在井田内布置一对主副立井，在井田边界东部布置一个风井，采用分区对角抽出式通风方式。遵循《设计规范》2—13条选择井筒的依据，应遵循以下原则：(2).井筒位置的选择牵涉井下、地面等一系又要便于井筒的开拓和维护，还要注意充分利用地形，使工业广场便于布置，减少工业广场2.保证第一水平要有足够的服务年限。5.井口标高要高于历年最高洪水位。7.井底距奥灰水保持一定的安全距离。根据以上原则确定井筒及工业广场位置如图所示：1NN图4·7井筒及工业广场位置图主、副、风井特征如下表所示表4.8井筒特征表井筒名称井口标井筒倾角(o)井筒直径井筒断面净净厚度材料主井5钢筋混凝土副井6喷射混凝土风井5喷射混凝土4.2.2井筒用途及布置装备主井主要负责煤的提升兼作进风井；副井负责人员的上下、井下所需材料的提升及矸石的提升，并且兼作进风井；风井总回风。副井和风井安装梯子间，作为安全出口。(1)主井井筒装备采用刚性装备(刚性罐道),主井罐道梁采用工字钢、山形式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。(2)主井提升采用箕斗，用q=Q*C*T*α/(3600*N*t1)求出一次提升量，再按松散煤的容重计算出松散体积，选择8吨箕斗。(3)主井井筒采用圆形断面，这里选用JDS——9/110×4标准底卸式四绳8吨提升箕斗。牛(1)副井井筒装备采用刚性装备(刚性罐道),罐道梁采用工字钢、通梁式布置，罐道与罐道梁的连接方式采用钢轨连接。(2)副井提升设备采用罐笼，根据矿车规格和《设计规范》有关要求验算，选用GDG-1.5/4/2/2型多绳提升罐笼。罐道采用38.45kg钢轨，罐梁采用20b工字钢。(3)副井井筒断面选用圆形断面，根据图解法解出井筒的直径以及罐笼在井筒中的位置，如下图所示：置包括安全出口及风硐等，本矿井采用风硐平行与安全出口的布置方式。图4.10风井断面图第3节开采水平的设计4.3.1确定开采水平的位置合理的开采水平垂高应以合理的阶段垂高(斜长)为前提，并使开采水平有合理的服务年限，有利于矿井水平和采区的接替，还要有较好的技术经济效果。确定合理的水平垂高应考虑如下因素：1、具有合理的阶段斜长；2、具有合理的区段数目；3、有利于采区的正常接替；4、要保证开采水平有合理的服务年限；5、经济上有利的水平垂高。对于本井田而言，因为地质构造简单，煤层单一，井田斜长不大，且深部倾角平缓，故综合考虑采用单水平开采。4.3.2设计水平的巷道布置根据《设计规范》主采煤层2#煤是厚煤层，应在布置巷道时尽量减少煤柱损失。1.主要运输大巷位置的确定：-100水平大巷基本沿着-100米等高线；-95水平大巷基本沿着-95米等高线，均布2.总回风巷，风井的布置：因考虑到井田地质地形、构造及煤层赋存情况，决定在井田东部边界外部设一个风第4节井底车场井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。井底车场设计合理与否，要看其运输通过能力是否满足矿井生产需要，列车运行是否安全，施工是否方便和车场绕道工程是否井底车场线路平面布置要满足以以下要求：2.井底车场线路布置应尽量减少弯道，增加直线巷道，在直线轨道上顶送重车，满4.4.2井底车场的选择原则1.依照井田地形地质条件、运输量大小、大巷运输方式、井筒提升方式、主副井筒3.井底车场应有30%的通过能力富裕系数。4.4.3井底车场的设计依据1.立井开拓方式，年生产能力90万吨，年工作日330天，三班生产，一班准备，每天净提升时间16小时，矸石系数20%。2.主副井筒距离90米，大巷在底板岩层中。3.主井提升采用一对8t箕斗，副井采用1.5吨单车单罐笼。4.井下运煤采用皮带运煤，辅助运输采用1吨固定式矿车，每列车15辆。当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形式车场4.4.4井底车场的线路设计主副井筒在平行于存车线方向上距离45米主副井筒在垂直于存车线方向上距离35米则主副井筒的直线距离为(45²+352)¹²=51.5m副井空、重车线长为1.0～1.5列车长；中小型井材料车线长5～15个材料车长；调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。(1)副井空、重车线长度的确定=55.06米取60米Lsh----存车线长度，一般取整数；N----列车数，列；n----每列车的矿车数；1bw----倒茬基本轨点至警冲标的距离，m;1s---电机车停车距离(制动距离),一般去8～15米。(2)材料车线的长度=31.5米取32米(3)人车线有效长度一般为一列人车长加15～20米，人车用XRC—15—616W,取20米，所以人车线有效长度取35米。4.4.5马头门线路的平面布置计算马头门线路是指副井重车线的末端，重车线阻车器轮档至材料车线进口变正轨距的起点的一段线路，马头门线路的平面布置，主要取决于所采用的设备类型和矿车的自滑副井采用单罐笼提升，马头门线路的重车线的双轨段上，需要装设双轨道单式阻车器，单式阻车器的作用是缩短重车进罐距离，以减少进罐时间，重车进罐借助摇台，设副井马头门线路计算取37mb、b':摇台的摇臂长度。1吨矿车为1.5米左右，3吨矿车为2.0米；d:单式阻车器轮挡面与对称道岔连接的切点交点之间的距离，通常取1-2e:摇台中心至对称道岔连接的切线交点之间的距离，通常取2.0-4.0米。f:基本轨起点至道岔连接的切线交点之间的距离，其大小取决于对称道岔的型号。查表可知为7.441米。第5节开拓系统的综述经过方案比较，确定本井田为立井分区式单水平开拓，通风方式为中央分区对角式，主、副井进风，井田边界的西风井回风。各生产系统如下：1.运煤系统：工作面-----区段运输巷------运输上山------采区下部煤仓------皮带运输大2.运料系统：副井-----井底车场-----轨道运输大巷----采区下部车场-----轨道上山-----采区上部车场-----区段回风巷-----工作面3.通风系统：主、副井----井底车场-----大巷----轨道上山-----区段运输巷-----工作面第5章采煤方法和采区巷道布置第1节煤层的地质特征采区位置和范围：该采区位于F4号断层以西，东部以背斜轴为界，西部以-95水平运输大巷为界，南部以7'勘探线为界。本区属温带大陆性气候，夏季酷热高温，冬季干旱寒冷，全年降水偏少，主要集中在7～9月份。采区走向长度2216.5米；倾向斜长1052米，面积大约1935889.8675m2,2#煤的工业储量大约1727.79万吨，可采储量大约1266.03万吨。地面标高+304.34～+306.53米，煤层埋深200～550米。煤层具有自然发火倾向，2#煤为二类自燃煤层，自然发火期为6～12个月。顶板。2#煤局部有伪顶，系浅灰色砂质泥岩，厚0.1m,层位极不稳定，分布局限，粗、中、砂体，单体抗压强度62.8MPa,为中等坚固岩石，属二级2#煤瓦斯成分CH4在12.36～77.02之间，氮气在18.38～76.76之间，马家河井田属氮气---甲烷或甲烷带，为低瓦斯区。第2节采煤方法和回采工艺5.2.1采煤方法的选择在洺河煤田，可采煤煤层2#煤平均厚5.1m,纯煤平均厚度5.1m。可采性指数(Km)为1。煤层变异系数(y)为21.7%,属稳定的厚煤层，瓦斯含量底，2#煤直接顶板以粉砂单项抗压强度35.6MPa,为不坚固岩石类。结合煤层的条件，可设计放顶煤和一次采全高两种回采工艺：放顶煤和一次采全高都具有高产、高效、安全可靠、经济效益好、掘进率低等优点。但是放顶煤采煤方法要求煤层在中硬以下，煤层结构简单，没有坚硬不易破碎的夹石层，同时要有较大的支撑压力。考虑到本矿区的煤层顶板条件易破碎，不稳定，况且煤层厚度不是很大，所以不适合采用该方法。一次采全高采煤方法具有生产集中、工作面产量大、效率高、效益好、有利于防止煤层自燃发火等优点。虽然这种采煤方法初期投资大，搬家倒面困难，但是采高大，产量大，投资回收快，况且采高3～5米的液压支架在国内也很普遍，因此采煤工艺采用一次采全高采煤方法。5.2.2回采工艺的确定采煤工作面采用单一厚煤层一次采全高走向长壁后退式全部跨落法的综合机械化法采煤。工作面采用采煤机采煤、装煤，刮板输送机运煤，顺槽使用转载机和破碎机及可伸缩胶带输送机，切眼用液压支架，顶板随液压支架的前进而跨落。5.2.3采煤机械的选用煤机，滚筒直径2000mm,截深600mm。5.2.4确定工作面长度本地区采区倾斜长度为1052米，整个斜长划分为5个区段，其中最后一个区段倾斜长度为160米，其余每个区段倾斜长度均为200米，在采区有关部分要留一定量的边界和保护煤柱，以确保巷道的安全，考虑顺槽的宽度，所以设计采区200米，正好划分5个区段，采取中央上山开采，两边布置工作面是合理的。5.2.5工作面长度合理性的检验按一个工作面生产验算：1.按通风条件进行V-----工作面内允许最大风速，v=4m/s;B-----工作面内最小控顶距，B=3.97m;M-----煤层高度，5.1m;Q-----昼夜产煤1吨所需风量，Qb=1m³/min;P-----煤层生产能力，P=m×r×c=5.1×1.75×93%=8.3t/m³;n-----昼夜循环数，n=1.5。代入数据，L≤(60×4×3.97×5.1×0.95)/(1×1满足要求。2.按采煤机能力计算MXG-500/4.5H型采煤机的实际生产能力，按开机率50%计算，为工作面日计划生产能力为900000÷330=2727吨/天<3373.65吨/天所以工作面长度200米时，采煤机生产能力足够。3.按刮板输送机长度验算刮板输送机选用SGZ-800/200型，长度280米，大于工作面的200米，所以满足要求。工作面长度为200米是满足要求的。输送量为1500t/h,也满足要求。综上，工作面选200米是满足要求的。5.2.6确定回采工作面的支护方式、支架规格和布置方式(1).初撑力不低于规定值的80%(25MPa)。(3).支架与运输机垂直，偏差小于正负5°,支架与顶板接触严密，与顶板平行支设，不前倾后仰。(5).支架完好，不漏液、不窜液，推移、护帮、侧护等各部件完好，能正常使用。(6).支架编号管理，实行分段包机责任制管理。(7).支架内无浮尘、浮矸堆积，活柱，缸台和阀体无煤尘堆积。(8).相邻支架错距不超过顶梁侧护板地2/3。考虑本采区的条件：厚度(m)初步跨距(m)初跨强度KN/架42表5.2老顶初步跨距初压强度KN/架周压步距KN/架分级拱梁Ⅱ表5.3底板种类12表5.4煤层产状煤层(m)真倾角(度)表5.5ZY5000-25/50型掩护支架技术特征表项目单位煤层厚度m煤层倾角度<18度顶板直接顶类2老顶级Ⅱ抗压强度不低于4.9Mpa。地质构造总体特征支架高度m工作阻力初撑力对底版最大比压制顶板。支护方式：追机及时移架支护，片帮时超前支护。2.顶板管理方法：依据洺河顶板为Ⅱ级2类，,确定采用全部跨落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。3.控顶、放顶距离：最大控顶距离4.80米，最小控顶距离3.97米，放顶步距0.7米(机道宽1.62米)。5.2.7各工艺过程的安全注意事项本工作面采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打开护邦板，移架在采煤机后3—5架进行，超过此距离或发生片帮冒顶片帮时，必须停止割煤。如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出片如工作面片帮达700mm,必须超前支护即移架在割煤之前进行。1.移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰，挤架。咬架现象。相临支架不得2.移架时，立柱前至煤壁，被移支架上三架，下五架内不准有人停留。3.移完架后立即升紧支架，达到初撑力，立柱的压力表读数在25Mpa以上，保证顶底版移近量小于等于400mm手把打回零位。4.以下安全出口及上下巷超前支护的单体初撑力不低于90KN,移运输机机头，机尾或其他原因拆除附近单体支柱时需先打好临时支护。5.支架工段号追击作业，制定专门的包机制。6.严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。1.采煤前，首先检查机组各部连接螺栓，不得松动，油管不漏油，水压合适，拖缆装置完好方可试车，试车声音正常，按纽灵敏可靠。2.割煤时，必须严格控制采高，支架控制采高在2.1米左右。端头上下各10架采3.割煤时，必须超前滚筒2-3架收回支架护帮板，严防机组割支架并维护好顶板，煤壁平直与顶板垂直，支架倾角不超过+-5,割煤后及时移架并打出护帮板。4.割煤时，时刻注意电缆，煤壁，支架等，若有异常情况立即停机处理。5.机组速度控制在4m/min以下，防止压溜子。移架跟不上；(4)、溜子停止运转；(5)、不符合煤矿安全规程第69条的规定。7.其余未尽事项按新《煤矿安全规程》第51条、第54条、第57条、第67条、第69条、第72条的相关条款执行。1.推溜弯曲长度不得小于15m,不得有死弯。2.推溜后及时把手把打回零位。3.当溜子的上仰和下俯角与工作面的角度不一样时，必须采用专项措施，必须处4.运输机停止运转时，除机头机尾处严禁移溜子。5.移机尾时，必须清净浮煤，保护好油路和水路。1.开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体的二分之一，用浓度计检验乳化液浓度在3—5%之间，每次加水或加油后，都必须检查一次。2.开泵时，时刻注意泵的声音，正常清晰，压力大于或等于30Mpa,发现异常，立3.泵站及液压系统完好，不漏夜。4.开泵人员必须设专人，不得随意更换，配置方法为每95—97公斤水加乳加油3—5公斤，并每次配置后用浓度计检测，要做到不漏液，泵站压力正常。5.在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，1.所有刮板输送机司机必须经过专门技术训练，取得合格证书后方能上岗。2.开车前必须认真检查油位，各部连接情况。机头马达必须必须脱开。3.开车顺序为下巷一部皮带机、二部皮带机、破碎机、转载机、工作面溜子、机组、各部设备启动时，必须先点动试车，完好无误时方能开车。4.运转中端头维护工要经常检修各种连接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否5.开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方能开车。6.开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。7.运输机只能运送面采出的煤和矸石，不许运载其它材料。更换大件必须使用溜子时，通知运输机司机专门送料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织1.杜绝电气失爆，设备要完好。2.严禁带电作业、带电维修、搬移电器设备或电缆等，严禁去掉保护。3.保证各处通讯信号畅通无阻，按钮灵敏。4.电气工作必须由电工按操作规程办。5.严格执行电气设备操作规程。6.所有电气设备均应上架，设备责任到人，悬挂责任牌。1.上巷超前支护为30米，两帮各支护一道跑马梁，下巷超前支护为20米，两帮各2.超前支护的单体要打成一条直线，单体迎山有劲，升紧打牢，所有单体必须用16#铁丝拴好。两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90KN,底版松软时单体必须穿木鞋。上巷压力大时上帮跑马梁用一梁二柱，且单体穿木鞋。3.跑马梁上加半圆木时，首先用单体将半圆木升起，再挂梁打单体，上板梁时，两人托板梁，两人扶单体，一人送液，要求密切配合，抓牢板梁，扶稳单体，送液准确。4.上下安全出口高度不低于1.8米，宽度不少于700毫米，否则需要卧巷、扩巷，5.超前支护的铰接梁要平直，单体打成一条直线，保持梁的直率。要保持顶梁铰接梁率大于90%,不得出现连续不铰接顶梁。6.单体与梁的完好标准按照邢台矿物局《采煤安全操作规程》的有关规定。7.占号工负责回收锚杆及锚杆盘，清洁杂物，严禁将锚杆等拉入溜子。上巷下帮、下巷上帮的锚杆盘可以提前回收，但提前回收的最大距离煤壁不得大于2m,上巷下帮的锚杆盘不回收，而且坚持敲帮问顶，防止片帮伤人。8.机头人行道宽度不符合要求时，必须坚持行人不开车，开车不行人制度。1.上巷运输采用卡轨车、绞车运输，绞车司机必须经专门的培训合格可上岗。2.绞车要安设在通风良好，支护完整无片帮冒顶危险的安全地点，却安全设施、信4.钢丝绳与和绞车的连接遵守《采掘技术操作规程》第360—364条。5.信号灵敏可靠，灯铃齐全。坚持行人不开车，开车不行人制度。6.小绞车允许挂重罐一个，挂空罐时17KW绞车不得超于两个。11.4小绞车只准挂一个空罐，并使用好满罐线。严禁多挂罐。7.严禁放飞车，绞车开动时严禁司机离开岗位，绞车不用或司机离开时必须停电闭8.信号规定：回柱绞车用口号为信号，其他绞车必须使用电铃信号。一次铃稍长-----慢回车。9.各点存放罐，用十字道木设置临时阻车必须牢固可靠.10.起吊运输大件、长件材料时要按《刑局马家河矿运输大件、长件设备技术操作规程》执行。11.车辆掉道时，按《马家河矿关于车辆掉道处理方法》进行处理。12.按规定安设安全设施，按《运输安全技术操作规程》的规定对安全设施、轨道进行检查，发现问题按《运输操作规程》进行处理。13.其他执行《南翼轨道坡及四中运输措施》。7.不同型U型肖不得混用，严禁用铁丝代替。10.设备检修与使用：(1)常规要求(2)设备检修操作特定要求2.生产出煤班，工作面运输机机头、机尾责任人要时刻注意减速机油温、冷却水、运转是否正常，以及机尾减速机周围不能有煤，机尾电机不能与支架干涉，机头电机减速机。与转载机之间不能有煤。3.转载机负责人要注意减速机温度、噪音、连轮油位及减速机冷却水，割板链张4.检修班除完成上述各项要求外，每班要检查减速机油位处齿轮连轴节内浮煤以防损坏齿轮连轴节，升坑后填写记录并注明责任人。5.检修班要检查各链轮的油位并注意破碎机注油。6.检修班要检查机头弯槽超级牵引组件与机头弯槽间螺丝的紧急情况，机尾弯槽超级牵引组件与机头弯槽间螺丝的紧急情况，并填写记录。7.皮带机机尾缩皮带时利用千金顶将机尾拉移到位后，应将堆煤清理掉，防止底8.生产出煤班，皮带机机头和中间驱动装置责任人要时刻注意减速机及油箱液压连轴节的温度和油位，及减速机、电机的冷却水是否正常。经安装在减速冷却后进入减速箱，开车三分钟后及时检查轮泵出口是否有润滑油，若无润滑油应检查泵的旋向与出油口旋向及油路无误时应检查滤油器是否10.运转中传动装置声音不能异常。11.电动机启动前应将勺官伸至壳体最里侧，再启动齿轮泵向偶合器充油，检查各管路是否畅通，打开冷水器，最后启动电机。12.运转中皮带偶合器的油温不得超过85度。13.经常清除电液执行机构连杆，邮箱上的污垢检查管路无漏油现象。1.区内要设有一专职防尘员，负责喷雾和煤尘工作。3.工作面上、下巷每周至少冲刷两次，下巷靠工作面50米每天冲刷一次。4.负责好辖区的通风设施，文明生产和设备保护，有问题及时汇报。5.工作面供水压力不小于2Mpa.6.检修班机电检修的同时，要检修防尘设施。7.工作面上下巷必须安设防灭火管上巷每100米安设阀门一个，下巷每50米安8.上下巷凡是发生冒顶超过2米或空懂体积超过6米的地点必须及时比、背顶。9.工作面少留浮煤顶底煤。10.如发生毒气，煤雾高温点，一氧化碳等异常现象及时报告调度室，调度室及时通知通风区，救护队，迅速查明原因，采取紧急措施进行处理，同时要想矿11.通风区每周至少一次对上下巷凡是发生冒高超过2米或空硐超过6米的地点，工作面下隅角，下巷距煤壁线10米一外的会风流和其他可能发生的地点进行瓦斯与自然火灾的观测预报工作，发现异常立即指定措施处理。12.下运输大件过电缆等需要拆除或打开风设施时，施工单位必须提前两天提出申13.不准在通风设施前后5m范围内堆放杂务，严禁同时打开两道风门，防止风流14.工作面上、下巷及吊挂电缆的钢丝绳严禁进入采空区，铁道及时拆除，钢丝绳及时剪断，两巷顶帮网在放顶线处剪断，并拆向采空区的一方，剪断的间距不小于200mm.15.任何人不得进入上下隅角及盲巷区。12.端头机电设备及防滑措施：(1)上端头机电设备维护：1.开车时，溜子司机首先发出开车信号，询问机尾是否有冷却水，水量是否正常，2.机尾占号工经常检查水管是否挤、堵、电机、减速机电缆是否挤卡现象，发现3.机头占号工要经常观察电机减速机温度，声音出现异常即刻闭锁工作面溜子。电机温度不大于70度。4.严禁将单体、圆木及其他杂物堆放在电机周围。片落在电机侧煤、矸石及时清5.机尾溜子要顺平，顺直，严禁局部超前或落后，出现三角煤提前放炮处理。6.机尾严禁将锚杆，胶管半圆木及煤矸石以外其他物品放入溜子。(2)下端头机电设备维护：1.溜转司机必须由受过培训的持证专职人员担任，溜子司机开车前对各部分详细检查，有问题处理好后方可开车。2.端头移溜前，先与皮带机尾维护工联系，皮带机尾工检查无单体杂物挤肩后，发3.顶溜时，机头5架以下同时操作，溜子司机观察机头各个连接部位，发现异常，4.溜子机头电机与转载机线架间距不小于200毫米，电机与底盘托架转角为+-5度，否则调整超前量。5.开车前机头电机必须有冷却水和喷雾，且水量正常，电缆，水管无挤，堵现象。6.机头上帮锚杆及时回收，严禁拉入溜子和转载机，转载机上帮杂物及时清理。7.机头占号工配合下段号支架工经常调整支架受力状态。端头支架排排吊底座，支打单体时要顶在溜子的肋板上，严禁顶在薄弱部位。8.机头占号工回收的单体，禁止放在转载机上，严禁使用转载机外运单体或钢梁。9.如转载机偏离中线，向下或上帮靠移时，要用单体及时辅助调整。13.其他：1.必须跨越皮带处要设过桥，严禁跨越皮带及扒，跳，登运输皮带。2.皮带的跑偏，煤位，过载，低速打滑等保护齐全，机头4个，机尾2个灭火器和50米灭火水管。3.机头1-3个架按底后锚一个和顶锚一个，在机尾安设顶锚一个，每10架安设一组防滑。4.工作面有作业图版及避灾路线图板。5.工作面每5架，上下巷每40米安照明灯一个，工作面每10架安设一台TK-100通讯控制系统，可用于送话和闭锁溜子等。6.工作面机头处和每部皮带机头各设电话一部。7.顶板动态监测，工作面每架立拄压力表2块，每次移架后要搞好矿压观测，表上要保护罩，条件变化必须放炮时要有保护表的措施。8.工作面超前距离：根据倾角变化，地质条件变化可适当调整超前距。9.工作面存放大件(溜槽，护帮板，大千斤顶等)必须用大链或8#铁丝四股连接好，及时清理。10.在溜子内工作时，必须有人观山。溜子必须停电闭锁，打开护帮板，防止片帮，工作之前清除架间活喳，严格敲帮问顶制度。11.更换机组截齿或距滚筒上下3米内有人作业时，必须切断电源，并打开离合器。12.用于机头，机尾的绞车要支设牢固，连接可靠。13.煤仓上口设置栅栏，严防人员掉入煤仓内。14.本规程未尽事宜，以《采掘安全技术操作规程》和《煤矿安全规程》89条及《采掘工作面安全技术规程》为准。5.2.8循环作业方式及各图表采用“四六”制作业，三采一准，即三班(早晚夜)采煤一班(中班)检修。每班进2刀，三班共进6刀。表5.6工作面机电设备表设备名称规格型号1采煤机台12液压支架架3刮板输送机架14乳化液泵台45转载机架16胶带输送机架27回柱绞车台28卡轨车台19破碎机架1表5.7单工作面工人出勤表序号班早中晚夜1班长11112机组司机32333支架工34334转溜司机11115溜子维护26转载机维护27皮带及溜子司机2228皮带及溜子维护69乳化泵司机1111端头维护5755电工兼2兼兼小计区管区管共6人合计82人，按80%出勤率需101人表5.8技术经济指标表序号单位1工作面平均走向长度米2工作面平均采高米3循环进尺米4循环产量吨容重按1.755月正规循环数个按30天计6正规循环率%7月进尺米8月产量吨9平均日产吨平均日工数工回采工效吨/工灰份%含矸率%2回采率%第3节采区巷道和生产系统5.3.1采区概况将首先开采的采区命名为一采区，该采区位于F4断层以南，-95运输大巷以西，南本采区煤层为2#煤，位于山西系组下部，最小厚度1.23m,最大厚度6.78m,平均5.1m,纯煤平均厚度5.1m,属稳定的厚煤层。大部分为气煤(QM)和1/3焦煤。以气煤为主，少量的1/3焦煤。本采区2#煤，倾角5°~15°,变化不大。2#煤的瓦斯含量在0.35～7.07mg/g之间，为低瓦斯区。本采区煤层具有自然发火倾向，2#为二类自燃，自然发火期为6～12个月。采区范围内煤尘具有爆炸性或爆炸危险性，应加强防尘，降尘措施。主要涉及的含水层为2#煤顶板砂岩含水层，下石盒子底部含水层，均为弱含水层。表5.9一采区2#煤层特征表(米)(度)平均5.1全部可采1/3焦煤单一经计算，本采区的面积为1935889m³,煤层的工业储量为：1727万吨。其中可采储量为1266万吨，按式中Ts----水平内的可采储量；A-----矿井年产量，万吨K-----矿井备用系数，取1.4。按生产能力90万吨计算，得T=1266/(90×1.4)=10年在本采区，地质条件简单，只边界煤柱留50米即可。5.3.2采区布置本采区采用双翼开采，布置两条上山，一条为轨道上山，一条为运输上山。1、运煤系统工作面溜子—区段运输平巷—皮带上山—皮带运输大巷—井底车场—主井2、运料系统副井—井底车场—轨道大巷—采区下部车场—轨道上山—采区上部车场—区段回风平巷—工作面3、排矸系统与运料系统线路相反4、通风系统新鲜风流——主、副井——井底车场——大巷——采区下部车场——轨道上山——中部车场——区段运输平巷_—工作面—区段回风平巷_—回风大巷——风井_地面5、供电系统高压电缆由井底中央变电所——皮带大巷_—运输上山——采区变电所——回采工作面、掘进工作面、上山和区段平巷的输送机、移动变电所等处6、压气和供水系统掘进岩巷的凿岩机和锚杆打眼机所用的空气，采掘工作面、平巷以及运输上山皮带机转载机点所需的防尘喷雾用水，分别由地面(或井下)压气机房和地面贮水池(或井下小水泵)以专用管路送至采区各个需要的地点。第4节采取车场设计及硐室5.4.1采区变电所采区变电所布置在两条上山之间，从上到下的区段之间的位置上。这个位置处于负荷中心，有利于采区内的供电系统的平衡。支护方式——刚混拱、料石墙5.4.2采区车场采区车场是采区巷道布置系统的一个重要组成部分，按其位置不同可分为：上、中、下部车场。按其形式又可分为平车场、甩车场和绕道车场。1、采区中、上部车场绞车房必须位于断层保护煤柱中，这样就减少了煤柱损失，采用平车场。采区中部车场采用甩车场，其优点是：使用方便，安全可靠；采用双道变坡，通过能力大；具有高低道设自动滑行坡度，调车方便；绞车司机可直接观察车辆运行情况。二次回转，双道起坡。2、采区下部车场由于煤层倾角不大，采区下部车场采用底板绕道，并采用调度绞车调车。其路线布置和装车站线路如采区平面图如下所示。5.4.3采区煤仓为了便于布置和防止堵塞，选择圆形垂直煤仓，为了提高煤仓断面的利用率，不易形成死角，便于施工，施工方便，施工速度快，选择圆形断面自由降落式煤仓。煤仓容量与采区生产能力的关系可参照下表进行选择。表5.10煤仓容量与采区生产能力的关系表采区生产能力(万t)30以下60~100及以上按照采煤机连续割一刀煤的产量计算式中Q——采区煤仓容量，t;Q₀——防空仓漏风煤量，一般取5-10t;L——工作面长度，m;b——进刀深度，m;经过计算，选择煤仓的容量为1000t。第5节采区采掘计划一采区上山煤巷均锚梁网支护，煤巷轨道上山端面为矩形：宽×高=3.5m×3.5m,煤巷皮带上山断面为也矩形，宽×高=4m×3.5m。工作面巷道采用锚梁网支护，上、下顺槽断面宽均为3.5m,平均高度为3.25m,切一采区下部车场为岩巷，半圆拱断面宽×高=4.5m×3.5m,锚喷支护。所有锚梁网支护均采用金属经纬网、H钢带梁，顶板采用φ22×2400mm等强锚杆，帮采掘进采用“四六”制作业方式，四班掘进支护并且检修两个循环，每班进尺2.52米，正规作业循环，日进尺7.56米。序号型号及名称1EBZ-132SH型掘进机1台上巷使用25台备用2台3ZM-145型帮锚杆机5台备用2台4SSJ1000/M型皮带机2部5SGZ-630/220型刮板运输机2部6JD-11.4KW型调度小绞车4台7水泵、风泵各2台序号1采煤机MXG-500/4.5H2液压支架端头支架3刮板输送机5皮带机6转载机7调度绞车8小水泵9卡轨车乳化泵FRB-400/31.5采区工作面年推进度623.7米，产量为99.54万吨，完全满足设计年产量要求。经计算，本采区回采率为95%。第6章矿井提升与运输第1节概述矿井提升设备是当前立井沟通井下和地面的唯一运输设备。它的任务是沿井筒提运煤炭、矸石，下放材料、升降人员和设备，其性能和提升能力是决定生产能力的重要因可靠。矿井提升设备的特点是较短的距离内，以很大的速度往返运行。在这种条件下，为了确保提升容器的运行准确、安全、可靠，矿井提升必须具备性能良好的控制设备和相应的保护装置。因此，其设计和选用、运转和维护都必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。同时，矿井提升设备又是一个动力消耗很大的较为复杂的大型固定设备，其运转的经济性和合理性对节约电耗、降低成本具有很大意义因此必须经济合理的选择和使用矿井提升设备。本矿井设计年生产能力为90万吨，工作制度为：年工作日为330天，日工作16小时，煤层倾角为5～15°,瓦斯等级为低瓦斯矿井，煤的散集容重为1.75吨/米³,矸石的散集容重为0.97吨/米³。井下全部采用皮带机运输煤炭，采用1吨固定式矿车运输掘进煤、矸石、材料、人员及设备。主井装备一对9吨箕斗，安装p=3.0米多绳磨擦轮提升机提升，担负提煤任务。副井装备一双层车罐笼，安装φ=3.25米多绳摩擦轮提升机，作为提矸、下料、上下人员及进风用。矿井的矸石量系数为20%,最大班下井人数为120人。第2节采区运输设备的选择表6.1采区设备表所需设备台数刮板输送机型1转载机1皮带运输机1采区运输上山皮带运输机1采区轨道上山选用GKT1.6×1.2-20型提升绞车，电动机选用JR127-8型电动机，功率为130千瓦。第3节主要巷道运输设备的选择目前大中型矿井大巷煤炭运输有胶带输送机和底卸式矿车两种不同方式：(1)胶带输送机运输具有以下优点：2.井底车场布置简单，工程量小；3.运输费用低；4.易于实现集中管理和自动化；6.适于大巷的起伏变化。其缺点是：初步设备投资高。(2)矿车运输具有以下优点：1.初步设备投资低；3.运动灵活，适应于地质条件复杂的矿井。其缺点是：2.井底车场布置较为复杂，工程量大；3.运输费用高，管理复杂；4.对巷道坡度有一定有一定限制。本矿为中型矿井，煤层赋存条件好，构造简单，综合上述分析，确定大巷运输方式为胶带输送机。型，输送能力630t/h,完全满足要求。输送能力：630t/h水平输送长度：1100-2000米6.3.3电机车的选型设计大巷运输设备选用ZK7-7/250架线式电机车，牵引电动机为ZQ-21型和MG1.1-6B式1吨固定式矿车。一列车应该由多少辆矿车组成，要按机车的牵引能力和制动能力计算。牵引能力受粘着力和牵引电动机温升条件限制，制动能力指能够在规定的距离内停车。因此，列车组成应按粘着力条件、温升条件及制动条件来确定。(1)粘着力条件计算机车所能输出的牵引力(单位：牛)为Pn-----电机车的粘着质量，t;9----粘着系数。表6.2电机车粘着系数φ值表工作状态工作状态起动(撒砂)运行(不撒砂)起动(不撒砂)制动(不撒砂)制动(撒砂)、运行(撒砂)严重不良机车在运输过程中，拉重车组在上坡时所需机车输出的最大牵引力为O₂-----重列车起动时的阻力系数，取0.0120;.-----运输路线的平均坡度，一般取3‰。g----重力加速度，取9.8m/s²;a-----起动时的加速度，一般取0.03～0.05m/s²。为使机车在最困难的条件下车轮不打滑，利用(3-3-1)与(3-3-2)两式可得出在满足黏着力条件下机车的牵引质量(即重车组质量)为(2)按牵引电动机的温升条件计算重车组质量按电动机的温升条件，实质上是按照电动机的等值电流不超过长时电流的条件。式中Feh-----电机车长时牵引力，N;取1.4;运距为1000～2000m,取1.25;运距大于2000m,取1.15。ia-----等阻坡度，一般为2‰。式中Ty-----总的运行时间，min;0-----停车及调车时间，一般可取18～22min;式中L----加权平均运输距离，km,在本次设计中，取3.04km;Vp----列车平均运输速度，m/s;(3)按制动条件计算重车组质量式中Pz-----电机车的制动质量，对于矿用电机车，它等于电机车的全部质量，t;w-----制动时的粘着系数，撒砂时可取0.17。lz-----计算得t根据以上计算结果，重车组质量应该为43.5,t。则矿车数z为暂取15辆。式中Q----重车组质量，t;G-----矿车中货载质量，t;6.3.4列车组成的验算(1)验算实际电动机温升牵引重列车达到全速稳态时电机车的牵引力牵引空列车达到全速稳态时电机车的牵引力=1000×(10+15×1)(0.0165+每台牵引电动机的牵引力F'k=Fk/na由相关资料得：重车I₂=16.7A,v₂=16Km/h=4.4m/s,平均速度Vzp=0.75v₂重列车及空列车以其平均速度在最长运输距离上的运行时间为所以，电动机不会发热超过它的允许温升，故合适。(2)验算制动距离按重列车运行速度vz及最大制动减速度验算制动距离。重列车下坡时，电机车必须给出的制动力为得列车的制动距离为即所以，上述大巷运输设备的选择是符合要求的。6.3.5电机车台数的确定(1)列车往返一次所需时间(2)一台电机车在一个班内可能往返的次数式中tb-----电机车每班工作小时数，不运送人员取7h,运送人员取7.5h。(3)每班所需运送货载总次数式中Aa-----每班矸石产量，t/班；K-----生产不均匀系数，取1.35。(4)每班运送总次数r人(5)工作机车台数(6)备用与检修台数取3(7)所需机车总数NO=N'+N第4节主井提升设备选型设计井筒深450米，受煤仓距井口水平高度20米，装煤仓距井底车场水平高度30米，散煤(1)经验提升速度H----提升高度，m;Hz----装载水平与井下运输水平的高差，m。(2)估算一次提升循环时间Ta----提升加速度，可暂取0.7～0.75m/s²;u----提升容器爬行阶段附加时间，可暂取10s(对于箕斗)或5s(对于罐笼);表6.3箕斗休止时间箕斗规格，t休止时间，s8(3)计算一次提升量Qj式中C----主提升设备的提升不均衡系数，有井底煤仓时为1.10～1.15,无井底煤仓时为1.20;a----富裕系数，主提升设备对第一水平留有1.2的富裕系数；A----矿井年产量，t/a;br----提升设备年工作日数，300d;t----提升设备日工作小时数，14h。根据以上情况，决定选择JDS-9/110×4型立井钢丝绳罐道多绳箕斗，其技术规格如下：箕斗斗箱容积Vr=10米³,箕斗自重Q=10.7t,斗箱断面2300×1300mm。(4)一次实际提升量根据《煤矿安全规程》规定：立井升降物料时，最大速度Vm=0.6H¹/2所以，选择JDS-9/110×4型立井箕斗符合规定。6.4.2选择提升钢丝绳(1)提升钢丝绳的绳端荷重QdQ----提升容器的质量，kg。根据已知条件，计算钢丝绳每米重量p式中OB----钢丝绳钢丝的极限抗拉强度，取σB=17000kg/cm²;He----钢丝绳最大悬垂长度。(2)、根据计算结果，选择4V×39S+5FC园股钢丝绳，其规格是：(3)、验算钢丝绳安全系数Q----钢丝破断拉力总和，N。所选钢丝绳满足要求。平衡尾绳选用多层不旋转圆股钢丝绳，采用34×7,抗拉强度为1372Mpa的钢丝绳。此时，为重平衡尾绳系统。重力差为n----提升钢丝绳的数量；q----平衡尾绳的每米质量，kg/m。6.4.3提升机的选择(1)主导轮直径D《煤矿安全规程》规定，摩擦轮式提升机的主导轮直径D与提升钢丝绳的直径d之比应符合以下要求：D≥12008=1200×2.0=2400mm(2)钢丝绳作用在主导轮上的最大净张力Ff最大净张力差Fc(3)验算滚筒宽度B=(520+30+4π×3)×(40k----缠绕层数，按《煤矿安全规程》规定，取2;式中N----提升电动机估算功率，kwn----减速器的传动功率。当一级传动时为0.92;当二级传动时为0.85;K----矿井阻力系数，即考虑提升容器在井筒中运动似的风阻罐道阻力及钢丝绳弯曲阻力等的阻力系数：箕斗提升时为1.15;罐笼提升时为1.2。p----动力系数，即考虑动负荷影响的系数，一般为1.2-1.4,箕斗提升取最小值；罐笼提升取最大值；g----重力加速度，取9.8m/s²提升电动机的旋转速度i---减速器的传动比；根据计算结果，选YR800-8/1180三相交流绕线型异步电动机，额定功率800kW,旋则提升机实际提升速度vm为6.4.5提升机对井筒的相对位置(1)、选择天轮根据《煤矿安全规程》规定，围包角大于90°时，天轮直径Dt(单位mm)应满足(2)、确定井架高度HtHt=Hx+Hr+Hg+Hmd+0.75R=18+3.3+8.25选取Hj=37m式中Hx----卸载高度，取18m;Hr----容器全高，为3.3m;表6.4过卷高度和过放距离提升速度(m-s¹)468Hmd----摩擦轮与导向轮间的高差，取5m;R----天轮直径。6.4.6立井提升理论及计算(1)确定速度阶段：采用六阶段速度图(2)、确定提升加速度1)、初加速度ao2)、主加速度a₁(a)、一般情况下：ai≤1.2m/s²(b)、按减速器输出允许最大扭矩(c)、按充分利用电动机过负荷能力(3)、减速度a₃采用自由滑行减速方式(4)、爬行速度及爬行距离采用自动控制h=3.0m,v4=0.5m/s(5)、速度图各参数计算2)、主加速阶段a₁=0.85m/s²,t₁=(Vm-vo)/ah=(Vm+vo)t₁/2=(4.7+1.5)×3.76/2=a₃=0.83m/s²,t₃=(Vm-V4)/a₃=(4h₃=(Vm+v4)t₃/2=(4.7+0.5)×5.06/v4=0.5m/s,h₄=3m,t4=h₄/v4=3/0.5=6s5)、等速阶段6)、一次循环提升时间Tx=to+t₁+t₂+t₃+t4+t₅+0=3.12+3.76+104.2+5.06+6+1+10=133.14秒6.4.7验算电动机(1)、按等效容量验算1)、计算等效力Fd(a)