城郊煤矿1.5Mt-a新井设计-综放开采顶煤的冒放性与控制

本科生毕业设计（论文）题目：城郊煤矿1.5Mt/a新井设计综放开采顶煤的冒放性与控制摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为城郊矿1.5Mt/a新井设计。主采煤层为二2号煤、三2号煤，平均倾角为8°，煤层平均总厚为8.91m。井田地质条件较为简单井田工业储量为199.9Mt，矿井可采储量136.34Mt。矿井服务年限为63.88a，涌水量不大，矿井正常涌水量为220m3/h，最大涌水量为360m3/h。井田中各煤层瓦斯含量一般小于0.5cm3井田为立井两水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央风井回风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分题目是《综放开采顶煤的冒放性与控制》翻译部分英文题目为：ScienceofComplexityandItsRevelationonStudyofCoalMineSafetyBehaviorProblems.关键词：城郊煤矿；立井暗斜井；两水平；采区与带区布置；综采放顶煤方法；ABSTRACTThisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslatedpart.Thedesignedproductivecapacityis1.5milliontonspercentyear.Thetwoandthreeisthemaincoalseam,anditsdipangleis3degree.Thethicknessofthemineisabout8.91minall.ThemineGeologyqualityconditionissimplebyComparisonTheprovedreservesoftheminefieldare199.9milliontons.Therecoverablereservesare136.34milliontons.Andtheservicelifeofthemineis63.88years.Thenormalflowofthemineis220m3percenthourandthemaxflowofthemineis360m3percenthour.Themineralwellgasgusheslessthan0.5cm3/g,forlowgasmineralwell.AllthecoalseamdoesnothavethedangerofexplorTheminefarmlandisasinglelevelinaninclinedwelltoexpand.Theminefarmlandsignsthesinglelevelofwelltoexpandforthedouble.Theminelaneadoptsthetapeconveyanceluckcoal,assistanceconveyanceadoptionmineralcar.Thewellventilatedwayofthemineralwelliswellventilatedforadmixturetype,expectingthecentralbreezewelltoreturntobreezebefore,expectingtotaketheareabreezewelltoreturntobreezelater.Theworkingsystem“three-eight”isusedintheChengjiaomine.Itproduced330d/a.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.Thespecialsubjectpartsoftopicsis《Fullymechanizedcoalminingfacetopofcoalcavingandcontrol》.TranslationpartofmaincontentsisatopicwiththenameofScienceofComplexityandItsRevelationonStudyofCoalMineSafetyBehaviorProblems.Keyword：chengjiaocoalmine；verticalshaft；singlehorizon；district&bandmode；fullymechanizedminingwithsublevelcavingtechnolo第页图4.2.4卧式环形井底车场1-主井2-副井3-中央变电所4-中央水泵房5-水仓6-运输大巷7-轨道大巷8-等候室9-主、副井联络巷10-进风联络巷11-卸载站12-煤仓图4.2.5运输大巷断面图4.2.6轨道大巷断面

5准备方式——带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置设计首采带区位于井田北翼，大巷东部，靠近工业广场。5.1.2带区煤层特征本井田煤质为单一牌号的无烟煤，各煤层为滨海沼泽相腐质煤，具典型高变质特征。外表呈黑色及钢灰色，玻璃光泽及似金属光泽，比重及硬度较大，普氏硬度为2～3，平均容重为1.40t/m3，块质随变质程度而增。各可采煤层中贫煤数量较少，为特低硫特低磷中高发热量。主采2号煤层平均厚度为5.93m，煤层倾角5°～11°，平均8°，属于缓倾斜煤层。煤尘爆炸指数为4.6%，煤尘无爆炸危险，煤层属三类不易自燃。瓦斯相对涌出量小于0.5m3/t，属低瓦斯矿井。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况2煤煤层的伪顶为黑色泥岩，厚度小于0.5m，不稳定；直接顶、底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。5.1.4水文地质新生界松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采三煤层的间接充水含水层，散煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生导水威胁。5.1.5地质构造整个城郊井田地层走向为北北东向，中部、北部由于受小褶曲的影响，呈波状起伏，走向变化较大。地层产状总趋势向南西西方向倾斜，地层倾角一般在0˚～6˚,褶皱和断裂构造呈北北东向和近东西展布，井田精查勘探时在21.30km2范围其中较大的断层有1条。带区内地质构造简单，煤层整体呈北高南低的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层倾角平均8°，局部20°。带区内无断层，带区边界为大断层，影响范围广的正断层，一般作为带区或着采区的分界线。首采区内无断层等复杂地质构造，地质条件简单。5.1.6地表情况各带区对应地面无村庄，将来如果有村庄进入，村庄也都不会大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施。沱河及其部分支流经过井田，无大的地表水系和水体。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘条带斜巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，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，都有显著提高和改善。本设计矿井大巷布置在岩层中，由于煤层的角度小，为灵活安全可靠，采用电机车辅助运输，可以很好的解决辅助运输问题。依据：（1）地质条件，如煤层赋存条件、顶底板条件、煤质条件等；（2）设计资料，如年产量、开拓方式等；（3）符合生产设计规范，技术装备满足要求。要求:（1）合理的集中生产；（2）合理的生产能力；（3）合理的服务年限；（4）良好的经济效益；（5）技术上要有可行性。5.2.2带区巷道布置1.带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一进一回，瓦斯涌出量小，采用中央并列式通风能满足工作面的风量要求，在大巷和回风井贯通形成风流回路后，再掘工作面斜巷。为保证带区的采出率，在开采的过程中，条带之间采用跳采的开采形式，并保证两翼均衡开采的方法，当已开采结束的工作面稳定后，采用沿空掘巷的方法掘进巷道，大约留五米的小煤壁保证采空区的瓦斯以及涌水不会危及到掘进巷道工人的安全，这样能很有效的提高条带的采出率，充分体现了本矿井设计对国家一些要求的执行。2.条带要素首采带区东三带区位于大巷东侧，走向长平均2260m，倾向长平均2400m。带区内划分13个带区，带区平均推进长2400m，工作面长180m，两条回采巷道共宽10m，加上煤柱，区段宽为195m。3.开采顺序首采带区为东三带区，然后依次采南二采区、北一带区、西六采区、西八采区、西十带区、南四采区。带区内留设小煤柱，在采空区岩层移动稳定后再沿空掘巷部置下一个工作面。首采工作面为2301工作面，然后依跳采顺序开采下一个2309工作面。其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采出率。4.带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统，即：工作面北侧（进风侧）布置一条进风巷，南侧（回风侧）布置一条巷道，工作面上隅角瓦斯采用定期抽放。5.带区运输带区内条带运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，材料车从井底车场出来，经运输大巷到带区石门再到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。图5.1工作面通风系统线路图图5.2掘进面通风系统线路图5.2.3带区生产系统1.运煤系统煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送机→井底煤仓→立井箕斗—→地面。2.辅助运输系统工作面设备材料经副立井罐笼运至井底，由矿车经大巷，转由连续牵引车运至工作面。运输路线如下：地面—→副立井—→-520m井底车场—→轨道大巷—→工作面斜巷—→工作面3.通风系统一带区2301工作面风流路线为：副立井—→井底车场—→东翼轨道进风大巷—→条带进风斜巷—→工作面—→条带回风斜巷—→胶带回风大巷—→中央风井—→地面。4.排矸系统东翼巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、斜巷运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用矿车搬运排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此前期在地面不设排矸系统。后期东翼开采时，矸石由矿车经机轨合一进风大巷运至井底车场，再由罐笼提至地面。5.供电系统供电：地面变电站—→副立井—→中央变电所—→轨道运输大巷—→轨道运输斜巷—→工作面6．排水系统工作面的水采用抽排的方法排至大巷，经由大巷水沟流至井底水仓，再由主排水泵排至地面。┏轨道斜巷┓水流方向：工作面—→┃┃—→轨道（胶带）大巷→┗胶带斜巷┛→副井井底水仓—→地面5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面条带斜巷均沿底板掘进，采用掘进机及其配套设备施工，后配备胶带和SGW-40T型溜子组成的机械化掘进，采用掘进机掘进，梭车、给料破碎机、加溜子、胶带运煤。掘进通风：采用局部通风机通风，由于巷道太长，为保证安全，一般在一半距离的时候使风机串联通风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通风方式为压入式。支护：锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。5.2.5带区生产能力及采出率1.带区生产能力由于放顶煤工作面产量大，只布置一个放顶煤工作面即可满足矿井产量要求。1）放顶煤工作面的生产能力，按下式计算：A0=L×V0×M×γ×C0（5.1）式中：A0——工作面生产能力，万t/a；L——工作面长度，m；M——煤层厚度，m；V0——工作面年推进长度，V。=330×6×0.6=1188（m/a）；γ——煤层容重，t／m3；C0——工作面回采率，取c＝0.93。则：A0=180×5.93×1188×1.4×0.93=165.1028（万t/a）2）掘进面生产能力，按下式计算：A1=L×V1×H×γ×C1（5.2）式中：A1——掘进面生产能力，万t/a；L——掘进面长度，取斜巷宽掘进宽度4.6mH——采高，取斜巷掘进高3mV1——掘进面年推进长度，V1=330×30=9900（m/a）；γ——煤层容重，t／m3；C1——掘进面回采率，取c＝0.93。则：A1=4.6×9900×3×1.4×0.93=18.1261(万t/a）带区内布置两个掘进面，故掘进面的总生产能力为36.25万t/a。3）带区生产能力A盘=A0+2×A1=165.1028+2×18.1261=201.3528万t/a矿井设计井型为1.5Mt/a，带区生产能力201.3528万t/a，能满足矿井的产量要求。2.带区采出率带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%（5.3）带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占5%；放顶煤无法全部放出损失；工作面顶煤煤皮损失；带区内条带煤柱不可回收损失；带区内断层煤柱损失等。带区内工业储量为：6261600×5.93×1.4=51983803t带区内实际采出煤量为：13×180×2400×5.93×1.4×0.93=43360349t则：带区采出率=40024938.24/51983803×100%=83.41%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为83.41%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均8°，为缓倾斜煤层。带区布置，斜巷直接和大巷或者煤层集中巷直接连接，解决了车场问题，为顶绕方式。斜巷与大巷均为胶带输送机运煤，斜巷胶带输送机与大巷胶带输送机直接搭接，不设带区煤仓。煤层底板坡度小，起伏不大，矿车完全可以轻松适应，故设小型带区绞车房。1-轨道大巷2-胶带运输大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回风巷图5.3带区下部车场井底中央变电所至带区的供电系统电路压降较大，为保证带区正常生产，需布置带区变电所。带区变电所应设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁变压器等电器设备的地方，并使变电所位于带区用电负荷中心，即西翼大巷中段，位于运输大巷和回风大巷之间。采用锚网喷支护，底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200～300mm。具有0.3%的坡度。

6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件煤层均厚5.93m，其中二2煤层厚5.93m，三2煤层厚2.98m。煤层倾角平均8°，属于缓倾斜煤层。煤质稳定，硬度中硬，普氏硬度为2～3，属无烟煤，为低硫低磷低灰分。平均容重为1.40t/m3。矿井属低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险，煤层没有自燃发火倾向。2煤煤层的伪顶为黑色泥岩，厚度小于0.5m，不稳定；直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。3煤组煤层直接顶板，底板主要为薄层状泥岩，砂质泥岩，局部为粉砂岩，稳定性差，管理有一定困难。带区所采煤层为二2号煤层，平均厚度5.93米，煤层倾角8°，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无断层影响。正常用水量为220m3/h，最大用水量为360m3/h采煤方法本矿的煤层赋存条件简单稳定，地质特征简单，参照附近矿井的实际经验，并遵循以下原则：煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；安全劳动条件好；尽可能采用机械化采煤，达到工作面高产高效；材料消耗少，生产成本低；（5）便于生产管理。6.1.2确定采煤工艺方式根据带区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：（1）分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。（2）放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述2种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤较合理。结合矿井实际条件，煤质硬度不大，顶煤放煤可行，本煤层平均厚5.93m，采高3.0m。故确定工作面采用一次放顶煤回采工艺。后退式自然跨落法采煤。6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；工作面长度为180m，带区长平均2400m；煤厚5.93m，采高3m，放顶煤。工作面布置两条斜巷：东侧布置一条，为进风巷；西侧布置一条，为回风巷，兼做运输、行人巷。进风斜巷断面为4.6m，回风斜巷断面为4.7m，3.0m高；斜巷沿空掘进，留5米小煤柱。工作面配套设备见表6.1。表6.1工作面配套设备采煤机液压支架刮板输送机MG300-WZFS4000/15/32LSGZ～730/320（前）SGZ～764/400（后）6.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。结合矿上实际使用情况，工作面选用由鸡西煤机厂生产的MG300-W电牵引采煤机，刮板输送机采用SGZ～730/320（前）、SGZ～764/400（后）。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。采煤机及刮板输送机技术特征见表6.3、6.4。（1）进刀方式：采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比较见表6.2。表6.2进刀方式比较表优点缺点中部斜切进刀、单向割煤1.采放互不干扰，有利于实现采放平行，能有效均匀运输煤量；2.跑空刀清浮煤，有利于实现工作面“三平两直”；3.控制程序编制和操作简单，便于及时维修，有利于提高生产效率；4.与两头作业互不干扰、互不等待。1.跑空刀增加了循环作业时间；2.支架无法及时拉超前，不利于顶板维护；3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。4.如果发生端面冒顶，本工艺无法正常执行。端部斜切进刀、双向割煤1.循环作业时间相对较短；2.能及时、有效维护顶板；1.与两头作业相互影响；2.控制程序编制、操作较复杂；3.会存在采放等待现象。结合矿井实际分析可知采用端部斜切割三角煤进刀为好。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.6米后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移前溜,放煤，移后溜。机组进刀总长度控制在40米左右。（进刀方式如图6.1图6.1采煤机斜切进刀示意图表6.3采煤机技术特征

技术特征单位规格型号MG300W采高m2.1～3.6适应煤质硬度kg/cm2f=1～3煤层倾角°≤35截深mm600滚筒直径m1.6、1.8、2.0牵引方式无链牵引力kN404牵引速度m/min0～6链条规格mm销轮齿轨主油泵形式ZB125轴向柱塞变量泵油马达形式BM-ES630摆线马达调高泵形式IJB19柱塞泵辅助泵形式YBC-45∕160齿轮泵滚筒中心距mm8389机面高度mm1600卧底量mm316电动机型号YSKBC-300／300功率kW300台数台1电压V1140冷却方式水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距mm2445最大不可折卸件mm3260×1275×1039/8.572总重t40设计单位上海煤研院制造厂家鸡西煤机厂装运煤：采煤机组割装煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上运出。工作面主运输设备：前部输送机：选用SGZ-730/320型刮板运输机，其主要技术参数为：表6.4前刮板输送机技术特征

型号SGZ-730/320单位设计长度180m出厂长度150m运输能力700t/h链速0.48／0.95m/s电动机型号YSBS-80／160-4／8功率2×160kW转速1480r/min电压1140V液力耦合器型号--减速器速比1：32.68布置方式平行布置中部槽规格1500×730×222mm圆环链规格26×92-Cmm刮板链形式中双链刮板间距920mm总重170.08t与采煤机配套牵引方式有链或无链制造厂家张家口煤矿机械厂后部运输机：选用SGZ-764/400型刮板运输机，其主要技术参数为：表6.5后刮板输送机技术特征

型号SGZ-764/400单位设计长度180m出厂长度150m运输能力900t/h链速1.1m/s电动机型号YBKYSS100／200-8／4功率2×100／200kW转速735／1480r/min电压1140V液力耦合器型号--减速器速比1：27.635布置方式平行布置中部槽规格1500×764×222mm圆环链规格26×92-Cmm刮板链形式准双边链刮板间距920mm总重--t与采煤机配套牵引方式有链或无链制造厂家张家口煤矿机械厂转载机：选型原则：转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力（一般为1.2倍），它的溜槽宽度或链速一般应大于工作面输送机；转载机的机型，应尽量与工作面输送机的机型一致，便于日常维护及配件管理；转载机尾部与工作面输送机的连接处要配套。根据这些原则其他设备的配套情况，选用SZB-764/132A型转载机，其主要技术参数为：表6.6刮板转载机技术特征：表6.6刮板转载机技术特征型号SZB-764/132A单位出厂长度41.2m爬坡角度12°运输能力900t/h布链型式双中链电动机型号KBY550-132功率132kw转速1475rpm电压1140v圆环链规格d×t26×92-Cmm链速1.28m/s刮板间距920m中部槽（长×宽×高）1500×764×222mm总质量32t制造厂家张家口煤矿机械厂破碎机选用PCM132型锤式破碎机。其主要技术参数为见6.7：表6.7破碎机技术特征型号PCM132单位过煤能力1200t/h破碎能力1200t/h破碎物料硬度f≤6最大入料粒度800×800mm出料粒度300mm电动机型号KBY550-132功率132kw电压1140v外形尺寸(长×宽×高)4560×2095×1742mm质量14.8t配套转载机型号SZB-830/180生产厂家张家口煤矿机械厂胶带输送机选型原则：输送机的能力要大于破碎机的生产能力，一般应为1.2倍；传动装置优先采用双电机，双滚筒驱动，输送能力大时采用两台等容量电机。根据以上原则及其他的配套情况，选用SSJ1200/500型带式输送机，其技术特征见表6.8：表6.8SJ-1200/500型带式输送机技术参数特征表型号SSJ1200/500单位输送量1600t输送长度1500m带速2.5m/s输送带带宽1200mm抗拉强度>1400KN/m储带长度100m电动机型号YB355L2-4功率2×250KW电压1140V外形尺寸机头11134×3300×2506mm机尾19272×2000×827mm生产厂家淮南煤矿机械厂6.1.5回采工作面支护方式（1）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照矿上实际使用情况，选用支架及其相配套的端头支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架120架，端头架3架，共计126架。支架技术特征见表6.9。表6.9支架技术特征项目单位数目型号ZFS4000/15/32L型式支撑掩护式双输送机普放两用支架支撑高度m1.55～3.2支架宽度m1.43～1.6中心距mm1500初撑力kN3694工作阻力kN4064支护强度MPa0.70泵站压力MPa29.4支架重量t15.9运输尺寸m5×1.43×1.55移架速度s8~12适应煤层倾角≤25°制造厂家平顶山煤矿机械厂（2）支架支护强度的验算：结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最放顶煤的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：F＝8×H×R×g×S（6.1）式中：H——工作面采高，3.0m；R——上覆岩层密度，2.3×10kg／m；F——计算工作阻力，kN；S——支架顶板支护面积则：F＝8×3.0×2.3×10×9.8×7.15＝3868kN根据支架说明书提供的支架工作阻力为4064KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。乳化液泵选用EHP～3K200型4台，装备四泵两箱。喷雾泵选用EHP～3K150型2台，两泵一箱；HPB～315/10型2台，两泵一箱。（3）顶板管理工作面采用全部跨落法管理顶板。（4）移架及推溜方式移架方式：移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。按回采工艺要求，选择一定数量的支架作为支架组，按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移，使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后煤机后滚筒3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.6m。并且可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各支架依次动作，实现自动过程的程序控制。自动程序控制有如下功能：随采煤机的切割，提前3架自动收回采煤机行进前方的支架护帮板；随采煤机的切割，自动完成降架、拉架、升架、伸护帮板、推溜等动作，拉架后才能放煤，并至少拖后5组支架。推拉溜方式：推移前部运输机：可在工作面任一支架上操作，实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序动作（成组数量可调定）。推溜一般在移架后依次进行，滞后移架20～25m，推移弯曲段不小于25m，推移步距0.6m。拉后部运输机：拉后部运输机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.6m。放煤方式：综放面的顶煤厚2.93m，根据放煤经验，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，设计采用一刀一放单轮顺序放煤方式，一采一放，采放平行作业，放煤步距0.6m。放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》及工程质量标准。如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板；放煤口数量确定：按后部运输机能力确定放煤口数目。单口放煤量Qf＝1.5×0.6×2.93×1.34×80%＝2.95t（6.2）其中：1.5——单组支架宽度；0.6——放煤步距；2.93——顶煤厚度；80%——顶煤回采率。单口纯放煤时间：根据以往其它相似矿井的情况，单口纯放煤周期为80s，连续放煤周期86s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf＝90s。每分钟放煤量：Q＝2.95×60/90＝1.96t同时放煤口数目的确定：考虑1.25不均衡系数，同时为满足后部运输机（700t/h）能力要求。同时放煤口数目最大值：Nf＝700/（1.96×60×1.25）＝4.7(个)（6.3）由于移架后后部漏煤，取Nf＝5（个）放煤循环时间：90/60×131/5＝49.125≈40min（6.4）采煤机割煤速度的确定：根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为80min。双向割煤时，采煤机割煤速度为Vgs＝0～6.0m/min，由下式：T＝220/Vgs＝73.3min取Vgs＝3m/min（6.5）割煤周期T＝73.3min同时考虑推溜和回头时间大约20min，整个循环周期大致为90min，和放煤周期基本相符，综放面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。6.1.6端头支护及超前支护方式（1）端头采用端头液压支架支护顶板，刮板机头以及转载机等设备放于端头支架空间内。（2）工作面采用单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护，超前支护长度不小于40米1)进风巷的超前支护从煤壁线向外40m超前支护，为三排支设，紧贴工作面煤柱侧打第一排单体柱，柱距0.8m；距离第一排柱2.6m打第二排单体柱，柱距0.8m，在巷道外侧紧贴煤壁打第三排单体支柱，柱距0.8m。2)胶带运输巷的超前支护从煤壁线向外40m超前支护，为三排支设，紧贴工作面煤柱侧打第一排单体柱，柱距0.8m；距离第一排柱1.4m打第二排单体柱，柱距0.8m，在巷道外侧紧贴煤壁打第三排单体支柱，柱距0.8m。3)机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。（3）超前支护管理1)超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。2)当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。3)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；工作面的材料必须提前工作面50m回收,备品备件码放必须距工作面70m以外.6.1.7各工艺过程注意事项（1）工艺流程以放煤工序为中心，设计采用一采一放、采放工序顺序进行的作业方式，割放煤步距0.6m，工艺流程为：拉后部输送机后部放煤移架割煤拉后部输送机后部放煤移架割煤推前部输送机机推前部输送机机（2）综放面质量要求

表6.10综放面工序质量要求一览表工序名称质量特性技术要求割煤割煤方式双向割煤，端头斜切进刀，进刀段长度不小于35m，截深0.6m采高均匀采高3.0m煤壁齐直成一条直线顶底板平1、无台阶2、无伞檐3、顶煤垮落≤300mm4、严格沿底板开采，不丢底煤移架支架直成一条直线，偏差≤±50mm支架正支架与顶底板垂直，歪斜度＜±5°顶梁平①最大仰俯角＜±6°②相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀①支架中心距1.5±0.1m②支架不挤、不咬，架间空隙＜200mm接顶紧初撑力≥24MPa步距够0.6m推拉前后部运输机输送机直①刮板输送机直，偏差＜±50mm②弯曲段≥25m输送机平上下弯曲角度＜3°刮板输送机与转载机①搭接合理，底链不拉回头煤②链轮中心与转载机刮板面高度为700～900mm推拉运输机顺序单向顺序推移放煤放煤步距0.6m放煤方式单轮顺序放煤（3）对工作面端头架支护的管理工作面机头采用1台端头支架，机尾采用1台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。1)端头支架必须达到初撑力。2)端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。3)当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。（4）采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2（5）提高块率、保证煤质的措施1)在各转载点落煤处加设缓冲装置。2)在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在3m/min左右。3)机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。4)停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。5)在条带斜巷胶带机头处加设除铁器。6)各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮、木料)进入运煤系统。（6）顶板维护及矿压观测措施工作面及条带斜巷巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；条带斜巷巷道超前工作面40m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8回采工作面正规循环作业（1）劳动组织形式劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移前后溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为放顶煤工作面，设计采高为3.0m，放煤厚度为2.93m，工作面沿底板推进。循环进度0.6m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作业（一个班检修，两个班生产），均执行现场交接班制，每班有效工时为八个小时。循环方式为生产班进3个循环，日进6个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备表见表6.11。

表6.11劳动组织配备表班次定员生产一班生产二班检修班班长2237采煤机司机2226刮板机司机2226转载机司机1124放煤工2204清煤工2204支架工33410泵站工1113电工1124修理工0022运料工1146油脂工0011端头巷道维护工3328材料员1113质量检查员1113防尘工1113胶带机司机1113技术员1113其他1113合计262631832.技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q1＝L1×S×M1×P×C1 （6.2）Q2＝L1×S×M2×P×C2 （6.3）Q＝Q1+Q2 （6.4）式中：Q1——割3.0m一刀煤产量，t；Q2——放顶煤一刀煤产量，t；Q——循环产量，t；L1——工作面3.0m采高段倾斜长度，m；S——循环进度，0.6m；M1——工作面采高，3.0m；M2——工作面放煤高度，取平均值2.93m；P——煤的容重，1.40t／m3；C1——工作面割煤回采率，95％；C2——工作面放煤回采率，80％；则：Q1=180×0.6×3.0×1.40×0.95=430.9tQ2=180×0.6×2.93×1.40×0.80=354.4t循环产量：Q=Q1+Q2=785.3t日产量=Q×日循环数=785.3×6=4711.8t吨煤成本计算吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标，它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项，下面按四项费用分析计算吨煤生产成本。a.材料费（C3）材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用，综采面材料费（C3）一般为7元/吨（见《采煤工作面分册》），本面取10元。b.工资费（C2）工作面日产量为：4711.8t吨煤用工=83/4711.8=0.02（工/吨）工作面工人平均日工资按200元/天计算，则吨煤工资成本为：吨煤工资成本=日工资×吨煤用工（6.5）=200×0.02=4.0（元/吨）c.工作面设备折旧费（C1）机电设备基本折旧费吨煤成本=（6.6）式中：实际计算中取值分别为：设备残余值按原始价格的5%计算；清理费按原始价格的3%计算；服务年限取10年；产量按前面计算的4711.8吨/天计算。各种设备的年折旧费见表6.12。

表6.12机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费（元）液压支架ZFS4000/15/32L1262.995采煤机MG300W11.606前部刮板机SGZ-764/40011.6后部刮板机SGZ-730/32011.6斜巷转载机SZB-764/132A10.27破碎机PCM13210.5斜巷皮带机SSJ1200/50010.346乳化液泵站RB160/31.510.16隔爆移动变点站KSGZY-500/610.11采煤机喷雾泵站XPB250/5510.04单体液压支柱DZ22-24.5/100Q600.25合计10.26d.电费（C4）①吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量循环产量=L×M×R×d×K（6.7）式中：L——工作面长度，180m；M——煤层厚度，5.93m；R——煤层容重，1.4t/m3；d——循环进尺，0.6m；K——回采工作面回采率，割煤3m，采出率为0.95；放煤高度为2.93m放出率为0.80）。则：循环产量=180×1.4×0.6×（3×0.95+2.93×0.80）=785.33（吨）其中电机总容量取6000KW，循环开动小时数取1.5小时代入得：吨煤动力用电消耗=6000×1×1.5×0.9/785.33=10.31（KWh）②吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/循环产量式中：照明用电总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取400kW，代入得：吨煤照明用电消耗=400×1.5/785.33=0.76（KWh）③吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价×（吨煤动力用电消耗＋吨煤照明用电消耗）式中：单价取0.50元/KWh则：吨煤电力费=0.50×（10.31＋0.76）=5.53（元/吨）则：工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）＋工资费（C2）＋材料消耗费（C3）＋电费（C4）=10.26＋4＋10＋5.53=29.79（元/吨）工作面主要技术经济指标见表6.13。表6.13工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面长度m1802采高m33煤的容重t/m31.44循环进度m0.65循环产量t785.336日循环数个67日产量t4711.88回采工效吨/工0.0229坑木消耗m3/万t610回采率%0.8411吨煤成本元/吨29.796.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式布置方式工作面瓦斯涌出量为0.5m3/t，生产能力为150万t/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，每个工作面共布置二条条带斜巷。采用掘进机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。6.2.2回采巷道参数1.断面条带斜巷断面进风巷为4.6m宽，3.0m高，回风巷为宽4.7m，高3.0m。采用胶带输送机运煤，电机车辅助运输，故2301条带运输斜巷布置1200mm宽的胶带运煤，2301条带轨道斜巷布置轨道以及动力电缆。2.支护各条带斜巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，梯形断面。掘进宽度在原来尺寸上加深0.2m。1)顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.2米，杆尾螺纹为M22，规格型号20#—M22—22锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另一支规格为Z2360（后放），钻孔直径为28mm，锚固长度为1300钢筋托梁规格：采用Ф16mm的钢筋焊接而成，宽度为100mm，长度4.8m托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150×150×8mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成15度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号50×50mm、5.5×1.1m。锚杆布置：锚杆排距0.8m，每排5根锚杆，间距800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮200锚索：单根钢绞线，Ф15.24mm，长度5.0m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），两支规格为Z2360（后放）。锚索矩形布置，每排2根，排距2m，间距2.0m，距帮1.2m2)巷帮支护锚杆形式和规格：条带斜巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2.2m，杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18—M20—2200；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2.2m，杆尾螺纹为M16,规格型号为Ф18—M16—2锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360，锚固长度690mm。托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm的柱帽，中心孔直径为30mm锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成15度，靠近底版的锚杆与水平夹角为负15度。网片规格：条带斜巷煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.0×1.1m；工作面一侧煤帮为玻璃钢锚杆加挂铁丝塑料编织网护帮，不采用金属网。锚杆布置：锚杆排距1.2m，每帮每排3根锚杆，间距1200mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板400mm，起锚高度400mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。下面图6.2为回风斜巷断面，图条带运输斜巷断面图6.2回风斜巷断面表6.14条带运输斜巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格煤3.1100100菱形70020002100×1615.4条带进风斜巷断面图6.3进风斜巷断面表6.15条带回风斜巷断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺寸/m喷射厚度/mm树脂锚杆/mm净周长/m净掘宽高外露长度排列方式间排距锚深规格煤3.1100100菱形70020002100×1615.27井下运输7.1概述7.1.1矿井设计生产能力及工作制度矿井煤层赋存稳定，储量丰富，煤质优，厚度大，煤层生产能力大，井型为1.5Mt/a。矿井工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。7.1.2煤层及煤质带区所采煤层为2号煤层，其煤层特征：三煤层属低灰分，特低硫，特低磷，高发热量，易选的优质无烟煤。煤层平均厚度5.93米，煤层倾角8度，赋存稳定，煤的容重1.40t/m3。带区内2号煤层平均瓦斯涌出量为0.5m3/t7.1.3矿井运输系统（1）运输方式运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件简单，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。辅助运输：回采工作面为大功率采煤机进行放顶煤开采，巷道掘进采用掘进机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，需要一种方便、灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车运输是很有发展潜力的一种运输方式和掘进机、回采工作面快速推进相配套的有效辅助运输方式。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘人车，由此送达各个工作地点。材料及一般设备材料平板车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，然后换成电机车运输至各需要地点，大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用小绞车协助安装到位；采煤机和掘进机等用特制的平板车下井，在井底车场换装站换装到采煤机、掘进机的特殊运输车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。爆破材料和油品等轻型货物由专用材料车下井后，采用矿车运送。（2）运输系统1)运煤系统：工作面（刮板输送机）—→条带运输斜巷（胶带输送机）—→带区运煤平巷（胶带输送机）—→带区煤仓—→主运输大巷（胶带输送机）—→主井井底煤仓—→主井（箕斗）—→地面2)运料系统：地面—→副井（罐笼）—→井底车场（1.5t固定厢式矿车或材料车）—→轨道进风大巷（1.5t固定厢式矿车或材料车）—→带区材料车场—→带区运料平巷—→条带轨道斜巷—→工作面3)人员运送系统：地面—→副井—→井底车场换乘站—→轨道进风大巷—→带区材料车场—→带区运料平巷—→条带轨道斜巷—→工作面4)运矸系统：大巷掘进或是上山掘进中的矸石一般有矿车直接拉到副井井底车场，再由副井罐笼提至地面。各运输系统如图7.1所示。图7.1井下运输系统图7.2带区运输设备选择7.2.1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，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2带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，带区运输设备配套选型如下：前刮板输送机型号为SGZ～764/400，后刮板输送机型号为SGZ～730/320，转载机型号为SZB-764/132A；条带斜巷胶带型号为SSJ1200/500。各设备技术特征见第六章，胶带见下表：表7.1条带斜巷胶带输送机技术特征项目单位技术特征型号SSJ1200/500运输能力t/h1600胶带宽度mm1200电压等级V1400带速m/s2.5（2）运输能力验算设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为600t/h，工作面刮板运输机运输能力为900t/h，转载机的输送能力为900t/h，破碎机的破煤能力为1200t/h，条带斜巷胶带输送机运输能力为1600t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节后一设备运输能力依次均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。7.3大巷运输设备选择7.3.1胶带运输大巷设备选择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采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600t/h，经过工作面到达斜巷后，直接装到大巷带式输送机上。大巷带式输送机承担全矿年产150万t煤炭的运输任务，属大运量、长运距的大型输送机。装备一台B=1200mm,V=2.0～3.0m/s的高强度尼龙纤维带式输送机，输送能力1500～2000t/h，大巷带式输送机见表7.2。表7.2大巷带式输送机主要技术参数项目单位数量带宽mm1200运量t/h1500～2000胶带型号BBA800S-1200带速m/s2.0～3.0传动滚筒直径mm800功率分配P1：P2：P31：1：1收带减速箱型号900储带长度m100～230机尾搭接长度m12抗拉强度KN∕m3000电机台数及功率kW4×160托辊直径mm89拉紧液压油缸自动涨紧7.3.2辅助运输大巷设备选择设计矿井大巷和条带斜巷巷道均掘进机掘进、锚杆支护，回采面为大功率采煤机进行放顶煤开采，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度大为加快，需要一种更方便、更灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，电机车是快速推进相配套的有效辅助运输方式，该方式除了设备一次投资高和设备维护量较大外，系统敷设与维护工作量较少，运输能力大，适应能力强，这就是为不同地质条件，为有效利用工时、实现快速采掘创造了有利的条件。故辅助运输采用ZK14-6/550架线式电机车,井底车场中设人员乘车站。架线式电机车、井下运输车辆特征及用量见表7.3、7.4：

表7.3架线式电机车主要技术特征项目单位技术特征型号ZK14-6/550粘着质量t14轨距mm600供电电压V550最小曲线半径mm10速度小时制km/h12.9长时制km/h17.7最大km/h26牵引力小时制kN26.65长时制kN9.60制动方式机械、电气尺寸(长×宽×高)mm4900×1355×1550牵引电机型号ZQ-52台数2电压V550功率长时制kw50小时制kw105表7.4井下大巷运输车辆特征及用量名称型号载重量t外形尺寸（mm）数量(辆)最大牵引力∕kN使用地点长宽高人车PRC12-6/612人4460102415201060大巷材料车MLC3-632400105012001060大巷平板车MPC3-6324001050415560大巷固定式矿车MG1.7-6A1.52400105012001560大巷救护人车JHC-6担架一副，伤员一名，救护人员六人428010301520229.4备用油品专车MYC1.1-6-1.12400105011902大巷7.3.3运输设备能力验算（1）主运输设备设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为600t/h，经斜巷到带区煤仓直接装载到大巷带式输送机上。大巷胶带运输机运输能力为2000t/h，能满足要求。（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输，确定最大班需运送人员为31人，所选的人车车厢同一方向3节，一次运送能力36人，可以满足人员运送要求。正常生产期间材料、设备运量为每班52t，根据最大运距5000m，平均行车速度10km/h，装卸载调车等车时间0.5h/次，牵引车每班可运行5次，所选3t牵引车5辆，每班运输能力为75t，大于每班运量，可以满足材料、设备的运输要求。

8矿井提升8.1矿井提升概述矿井设计井型为1.5Mt/a，服务年限63.88年。煤层的赋存稳定，厚度大，储量丰富。矿井属低瓦斯矿井，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性。矿井工作制度为“三八”制，两班采煤，一班检修，每天净提升时间为16小时，矿井设计年工作日330天。矿井开拓方式为立井两水平开拓，水平标高-520和-850m。主井采用一对16t的箕斗提升，副井采用罐笼提升。井下主运输采用胶带运输，大巷辅助运输采用架线式电机车，条带斜巷采用绳牵引电机车运输。8.2主副井提升8.2.1主井提升1）设备选型矿井设计生产能力为1.5Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装备两套型号为JDG16/150×4Y带平衡锤的16t箕斗提煤，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（Ⅱ），提升能力为600t/h。主井内装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具体参数见表8.2.1、表8.2.2、表8.2.3。表8.2.1JDG16/150×4Y箕斗技术特征项目单位参数型号JDG16/150×4Y名义载重t16有效容积m317.6最大终端载荷kN600尾绳悬挂装置最大允许载荷kN300最大提升高度m1000箕斗自重t17.8生产厂家淮南煤矿机械厂2）提升能力验算矿井深度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升机卷筒体积庞大而笨重，给制造、运输。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因井深的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，整机的质量大为下降。而且由于提升机回转力矩的减小，使得提升电动机容量降低，能耗减少。单绳摩擦式提升机没有解决卷筒直径过大的问题，因为全部终端载荷由一根钢丝绳承担，故钢丝绳直径很大，所以最终选用多绳摩擦提升机。提升参数计算如下：表8.2.2JKM-2.5/6（Ⅱ）多绳摩擦式提升机技术特征表项目单位参数型号JKM-2.5/6（Ⅱ）主导轮直径m3.5导向轮直径m3纲丝绳最大静张力kN800最大静张力差kN230有导向轮直径m35数量条4间距mm250最大提升速度m/s14外形尺寸(长×宽×高)m6×9.5×3生产厂家洛阳矿山机械厂表8.2.3主井提升钢丝绳技术特征表项目单位参数型号绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯直径钢丝绳mm35钢丝中心2.6第一层2.5第二层大2.6小1.9钢丝绳总断面积mm2501.52参考重力N/100m4664钢丝绳公称抗拉强度N•mm-21550钢丝破断拉力总和（不小于）N702000安全系数—8.3（1）提升高度H=HS+HZ+HX（8.2.2）式中：H——提升高度，m；HS——矿井深度，850m；HZ——装载高度，HZ=18～25m，取20m；HX——卸载高度，HX=15～25m，取20m。H=850+20+20=890（m）（2）经济提升速度Vj=（0.3～0.5）H0.5（8.2.3）式中：Vm——经济提升速度，m/s。Vj=8.9（m/s）（3）估算一次提升循环时间TXTX=Vj/a+H/Vj+u+θ（8.2.4）式中：TX——一次提升循环估算时间，s；a——提升加速度，一般取0.8m/s2；u——箕斗低速爬行时间，取10s；θ——箕斗装卸载休止时间，一般取10s。TX=8.9/0.8+890/8.9+10+10=131.1（s）（4）计算小时提升次数ns=3600/TX（8.2.5）式中：ns——小时提升次数。ns=3600/131.1=27（次）（5）小时提升量As=CafAn/(br·ts)（8.2.6）式中：As——小时提升量，t；C——提升不均衡系数，箕斗提升C=1.15;af——提升富裕系数，主井提升第一水平取1.2；An——矿井设计年产量，1.5Mt/a；br——提升设备每年工作日数，取330d；ts——提升设备每天工作小时数，取16h。As=1.15×1.2×1.5×106/（330×16）=326.7（t）（6）一次合理提升量Q=As/ns（8.2.7）式中：Q——一次合理提升量，t；Q=326.7/Ns=12.1（t）表8.2.4主井提升参数提升高度/m提升速度m/s一次提升时间/s每小时提升次数每小时提升量/t一次合理提升量/t8908.9131.127326.712.1提升参数见表8.2.4，所选箕斗提升容量为16t，所以能够满足矿井生产的需要。8.2.2副井提升1）罐笼副井担负矿井的辅助运输，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副井深度为850m，井筒内装备一对1t矿车双层四车窄罐笼和一个带平衡锤的1t矿车双层四车宽罐笼。1t矿车双层四车窄罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4,其技术特征见表8.2.5。1t矿车双层四车宽罐笼选用的型号为GDG1/6/2/4K，其技术特征见表8.2.6。2）提升机副井提升机选择与主井相同型号，即JKM-2.5/6（Ⅱ）多绳摩擦式提升机，其技术特征见表8.2.2。3）提升钢丝绳副井提升钢丝绳选择与主井相同型号，即绳6W（19）股（1+6+6/6）绳纤维芯，技术特征见表8.2.3。表8.2.5GDG1/6/2/4罐笼技术参数表项目单位参数型号GDG1/6/2/4装载矿车型号—MG1.1-6A车数辆4乘坐人数人46罐笼装载量kN8.74罐笼质量t8.05最大终端载荷kN559表8.2.5GDG1/6/2/4K罐笼技术参数表项目单位参数型号GDG1/6/2/4K装载矿车型号—MG1.1-6A车数辆4乘坐人数人76罐笼装载量kN8.74罐笼质量t9.34最大终端载荷kN547

9矿井通风及安全9.1矿井概况、开拓方式及开采方法9.1.1矿井地质概况城郊井田位于淮河冲积平原的东部，地势平坦，海拔标高为+30m，微向东南倾斜。区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为100m左右。工业广场标高+35可采煤层2层（二2煤、三2煤）。井田地质条件较为简单。井田工业储量为199.9Mt，矿井可采储量136.34Mt。矿井服务年限为63.88a，涌水量不大，矿井正常涌水量为220m3/h，最大涌水量为360m3/h。井田中各煤层瓦斯含量一般小于0.5cm3设计中只针对二2号煤层。井田内下层的三2号煤层由于距二2号煤较远，不能联合布置，作为后期开发。在井田范围内，二2号煤层赋存稳定，北部平均倾角不到5度，中部平均倾角小于12度。9.1.2开拓方式井田开拓采用立井单水平开拓，带区式加采区式布置，水平标高-520m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分东三带区、南二采区、北一带区、西五带区、西七带区、南四采区，整个煤层服务年限为63.83a。9.1.3开采方法带区内布置一个放顶煤工作面保产，工作面长度180m，同时布置一备用面，根据通风需要，一个工作面布置二条条带斜巷，留小煤柱沿空掘巷，工作面回采后跳采下一工作面。两工作面巷间护巷煤柱为5m。放顶煤工作面装备的部分机电设备见表9.1表9.1作面部分机电设备一览表地点机电设备名称1轨道巷液压泵站2工作面刮板输送机3条带运输斜巷胶带运输机4条带轨道斜巷电机车5工作面采煤机9.1.4变电所、充电硐室、火药库条带斜巷采用电机车辅助运输，井底车场以及大巷采用电机车牵引运输，井底车场设变电所等硐室。带区内不设变电所。岩巷掘进所需火药由井底车场火药库提供，各硐室均需独立通风。9.1.5工作制、人数各工作面均采用四六工作制。井下同时作业的最多人数为260人，综采面同时工作最多人数83人。9.2矿井通风系统的确定9.2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：1．矿井至少要有两个通地面的安全出口；2．进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染；3．北方矿井，冬季井口需装供暖设备；4．总回风巷不得作为主要行人道；5．工业广场不得受扇风机的噪音干扰；6．装有皮带机的井筒不得兼作回风井；7．装有箕斗的井筒不得作为主要进风井；8．可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风；9．通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件；10．通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。9.2.2矿井通风方式的选择选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：1．自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级。2．经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表9.2：表9.2通风方式比较通风方式中央并列式中央分列式两翼对角式分区对角式优点初期投资较少，出煤较多通风阻力较小，内部漏风小，增加了一个安全出口，工业广场没有主扇的噪音影响；从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便。风路较短，阻力较小，采空区的漏风较小，比中央并列式安全性更好通风路线短，阻力小缺点风路较长，风阻较大，采空区漏风较大建井期限略长，有时初期投资稍大建井期限略长，有时初期投资稍大井筒数目多基建费用多适用条件煤层倾角大、埋藏深，但走向长度并不大，而且瓦斯、自然发火都不严重煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重煤层走向较大（超过4km煤层距地表浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风道 通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件，水平标高为-520m和-850m。煤层为近水平煤层。矿井年产量150万t，为大型矿井，井田走向长度大于4km，煤层倾角小，为缓倾斜煤层，煤层无自然发火危险，煤尘无爆炸性，瓦斯涌出量小，矿井风量很小。根据以上分析以及实际地质构造，确定技术可行的方案为：中央并列式通风。9.2.3矿井主扇工作方式选择煤矿主扇的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：1．抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2．压入式主扇使井下风流处于正压