太原理工大學繼續(xù)教育學院畢業(yè)設(shè)計(論文)說明書題目:興隆莊礦3Mt新井設(shè)計專業(yè)班級09級煤礦采礦工程指導教師段康廉日期2011年8月10日目錄1礦區(qū)概況與井田地質(zhì)特征1礦井概況1井田地質(zhì)特征3地質(zhì)特征3構(gòu)造特征5煤層特征5煤質(zhì)特征5開采技術(shù)條件52井田境界與儲量6井田境界6井田境界6礦井工業(yè)儲量6礦井可采儲量6永久煤柱損失量6礦井可采儲量為73礦井工作制度、設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限8礦井工作制度8礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限8礦井設(shè)計生產(chǎn)能力8礦井服務(wù)年限84井田開拓9井田開拓的方案9本井田開拓主要考慮以下幾個因素9井筒形式、數(shù)目和位置的確定9開采水平的確定10大巷和井底車場的布置10技術(shù)上可行的開拓方案10礦井的基本巷道10井筒10主要開拓巷道15井底車場235礦井基本巷道及建井計劃25煤層地質(zhì)特征25帶區(qū)位置及范圍25帶區(qū)煤層特征25地質(zhì)構(gòu)造25頂?shù)装逄匦?5帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)26帶區(qū)傾向長度的確定26確定風帶斜長和分帶數(shù)目26煤柱尺寸的確定26帶區(qū)內(nèi)各種巷道的布置26帶區(qū)內(nèi)工作面的接替情況26帶區(qū)通風、運輸及其他系統(tǒng)27帶區(qū)內(nèi)各種巷道的掘進方法27帶區(qū)生產(chǎn)能力28帶區(qū)采出率28帶區(qū)車場選型設(shè)計28帶區(qū)主要硐室29帶區(qū)煤倉29帶區(qū)絞車房30帶區(qū)變電所30礦井建井工作計劃30巷道掘進進度指標30掘進工作面機械設(shè)備配置306采煤方法32采煤方法32采煤方法及選擇依據(jù)32巷道布置32采煤工藝33設(shè)備配置37頂板管理47支護設(shè)計47工作面頂板管理47工作面上、下端頭及出口的頂板管理48生產(chǎn)系統(tǒng)49勞動組織和主要技術(shù)經(jīng)濟指標50作業(yè)方式50勞動組織50工作面循環(huán)作業(yè)圖50主要技術(shù)經(jīng)濟指標507井下運輸52概述52礦井運輸系統(tǒng)52帶區(qū)運輸設(shè)備的選擇52大巷運輸設(shè)備的選擇528礦井提升57主井提升設(shè)備（箕斗）的選型578.2副井提升設(shè)備的選擇579礦井通風設(shè)計59礦井通風系統(tǒng)及通風方式59礦井通風系統(tǒng)的選擇59礦井主扇工作方式的選擇59工作面通風59風量計算及分配59工作面風量計算59掘進通風62硐室需風量計算64礦井總風量計算64礦井通風阻力的計算65礦井通風總阻力計算原則65礦井通風容易時期和困難時期的確定669.4.3礦井通風阻力計算方法66計算礦井等積孔69通風機選型69選擇通風機的基本原則及技術(shù)資料69礦井的自然風壓70通風機風壓70風機風量及風機選型70電動機的選擇7210設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指標73參考文獻75致謝761礦區(qū)概況與井田地質(zhì)特征兗州煤田是我國重要的煤炭基地，礦井地質(zhì)構(gòu)造簡單，煤層穩(wěn)定，儲量豐富，地勢平坦，交通方便，生產(chǎn)的煤炭可供華東工業(yè)區(qū)，運銷海外，進行國際貿(mào)易。1）地理位置與交通興隆莊礦井位于山東省兗州市境內(nèi)，井田橫跨兗州、曲阜兩市。津浦鐵路干線縱貫井田東北部，兗濟鐵路從井田北側(cè)向西延伸，兗石鐵路自井田南側(cè)向東延伸，西接京九線，東至石臼所新港，礦區(qū)鐵路經(jīng)大東章集配站與津浦鐵路相接。公路四通八達，104國道沿井田東部通過，兗濟公路沿井田西部通過，兗鄒公路貫穿井田范圍，區(qū)內(nèi)地勢平坦，交通十分方便。礦井交通位置圖見圖1-1。2）地形與河流區(qū)內(nèi)為第四系沖積平原，地面標高變化于+52m～+44m之間，井口附近地勢較高，工業(yè)廣場標高為+m。區(qū)內(nèi)有泗河縱貫全區(qū)。流經(jīng)本區(qū)3）氣象本區(qū)為溫帶半濕潤季風區(qū)，屬大陸與海洋間過渡性氣候。據(jù)濟寧、兗州、鄒城氣象站1959～2001年的觀測資料，年平均氣溫14.1°，氣溫最低月為元月，平均氣溫-2°。最高氣溫為7月份，平均氣溫29°，最高可達40°以上。年平均降雨量mm，年最小降雨量mm，最大降雨量mm。雨季多集中在7～8月，有時延至9月，其降雨量約占全年降雨量的65%。年平均蒸發(fā)量mm，最大蒸發(fā)量多在4～7月，約占全年蒸發(fā)量的45%。風向頻率多為南及東南風，年平均風速m/s，極端最大風速24m/s，最大風速的風向多為偏北風。結(jié)冰期由11月至翌年3月，最大凍土深度m，最大積雪厚度m4）自然地震兗州市的地震烈度為7度。據(jù)《中國地質(zhì)資料年表》記載，本區(qū)地震活動性不強。但本區(qū)無感地震頻發(fā)。圖1-1礦井交通位置圖井田地質(zhì)特征興隆莊井田位于兗州煤田東北隅，屬全隱蔽井田。北部以滋陽斷層為界，南鄰鮑店井田，東接東灘井田，西靠楊村井田，西北以兗州城安全煤柱接上組煤層露頭為界。地質(zhì)特征兗州煤田為一軸向北東、向東傾伏的不對稱向斜。興隆莊煤礦位于兗州向斜的北翼，為一走向北東～北西，傾向南北～北東，傾角2°～14°的單斜構(gòu)造。主要含煤地層為下二疊統(tǒng)山西組和上石炭統(tǒng)太原組，煤系和煤層沉積穩(wěn)定，為華北型含煤巖系，無巖漿侵入，平均厚度310m，全部為第四系沖積層所覆蓋，井田地層綜合柱狀圖見圖1-2圖1-2煤層柱狀圖構(gòu)造特征井田位于兗州向斜的北翼。為一傾向南東至北東，傾角2.3～14.3°，一般為4°～8°，走向北東至北北西的單斜構(gòu)造，煤層地質(zhì)構(gòu)造整體比較簡單，但有的采區(qū)比較復雜，局部不能開采。煤層特征井田含煤地層共含有26層煤，總厚度2m。其中穩(wěn)定可采的有3、4、16上、17三層煤，局部可采的2煤、6煤以及暫不可采的10下、15上層煤，可采煤層總厚度m，約占煤層總厚的%。而第三層煤和第四層煤全區(qū)穩(wěn)定，平均厚度均為m，占可采煤層總厚的63%，是礦井的主采煤層。設(shè)計時只考慮3煤和4煤煤質(zhì)特征本區(qū)煤質(zhì)穩(wěn)定，各層煤的主要指標變化很小，均為中變質(zhì)程度的氣煤。山西組煤層（第2、3層煤）屬低硫中灰中等可選至易選煤，是良好的煉焦配煤或動力用煤；太原群煤層（第6～16、17層煤）屬中灰富硫至高硫的易選煤，不宜單獨作煉焦配煤，為動力用煤。見圖1-2井田地層綜合柱狀、開采技術(shù)條件1）地溫據(jù)鉆孔測定：非煤系地層地溫梯度較小，一般為每百米℃；煤系地層地溫梯度相應(yīng)增高，一般為每百米℃；綜合平均梯度每百米℃。通常-650m以上層段的地溫不超過31℃；-650～-750m層段的地溫為31～2）瓦斯、煤塵及自然發(fā)火根據(jù)地質(zhì)資料，本礦井第3、4、16、17層煤都屬于氮氣帶，沼氣和二氧化碳含量很底，均小于10m3/t，屬低瓦斯礦井?？刹擅簩泳忻簤m爆炸危險，煤塵爆炸指數(shù)一般為37%～42%。各煤層都有自燃發(fā)火傾向，自燃發(fā)火期為3～2井田境界與儲量井田境界2.1.1井田境界井田境界西北以鋪子斷層為界，南北人為劃界，東以肖家莊二號斷層為界，井田為不規(guī)則形狀，井田水平走向最長4950m，最短3475m，走向平均4415m，傾斜長度3515m，水平投影面積km2，本井田東西部斷層以外還分布著一些煤層，考慮到這些煤層里含斷層較多且落差較大，現(xiàn)在不與開采，但隨著開采進行煤層儲量的減少，開采技術(shù)的提高，可以考慮對上述煤層進行開采，該井田有兩個主采煤層3號煤層和4號煤層4號煤層位于3礦井工業(yè)儲量全礦井工業(yè)儲量的具體計算如下：1）井田的水平投影面積為：S=4415×3515=km2由于兩個主采煤層的平均傾角為°，所以井田中3號煤層和4號煤層的實際面積為：S=（/cos）×2=km22）工業(yè)儲量為：=×106×10.5×=×t式中：S1——表示3號煤層的面積，m2；S2——表示4號煤層的面積，m2；h——表示煤層厚度，m；——表示煤的容重，取t/m3。符合煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范的要求。礦井可采儲量永久煤柱損失量包括鐵路煤柱損失量Pt、斷層煤柱損失量Pd、井田邊界煤柱損失量Pb、工業(yè)廣場煤柱損失量Pg。1）鐵路煤柱損失量Pt經(jīng)計算為t2）斷層煤柱損失量Pd經(jīng)計算為5821200t3）井田邊界煤柱損失量Pb經(jīng)計算為7676340t4）工業(yè)廣場煤柱損失量Pg經(jīng)計算為t所以，永久煤柱損失量:P=Pt+Pd+Pb+Pg=+5821200+7676340+=123820493.6t礦井可采儲量為Zk=(Zg-P)×C=(4.603×-=t其中，C——表示帶區(qū)采出率，厚煤層不小于；中厚煤層不小于；薄煤層不小于。3礦井工作制度、設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限礦井工作制度礦井的年工作天數(shù)為300d，采煤實行“四六制”，三班出煤一班檢修。每晝夜凈提升小時數(shù)為16h。礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年限礦井設(shè)計生產(chǎn)能力該井田有兩個主采煤層3號煤層和4號煤層，厚度大，傾角小，水文地質(zhì)條件簡單，具備建設(shè)中、大型礦井的條件。根據(jù)礦區(qū)現(xiàn)有生產(chǎn)礦井的實際生產(chǎn)水平以及國家對該礦區(qū)煤炭的迫切需要，裝備一個綜采放頂煤工作面，年產(chǎn)量可以達到2.40～3.0Mt。設(shè)計時對年產(chǎn)量共提出兩個方案：2.40Mt和3.0Mt。對這兩個方案進行技術(shù)分析后，認為3.0Mt的方案雖困難多一些，但考慮到該礦井建設(shè)時間較長和國內(nèi)采掘機械發(fā)展情況，最終根據(jù)上級領(lǐng)導和有關(guān)專家的討論，決定礦井生產(chǎn)能力為3.0Mt/a。礦井服務(wù)年限式中：Zk——礦井可采儲量，MtA——設(shè)計生產(chǎn)能力，Mt；T——礦井服務(wù)年限，a；K——礦井儲量備用系數(shù)一般取~，在此取。則礦井設(shè)計服務(wù)年限為：經(jīng)核算，礦井及第一水平的服務(wù)年限符合煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范的規(guī)定。4井田開拓井田開拓的方案本井田開拓主要考慮以下幾個因素1）煤層賦存穩(wěn)定兩個煤層相距70m，傾角為°到22°，平均為°，表土層為200m，兩個煤層的平均厚度均為2）礦區(qū)地勢平坦，地面標高變化于+52m～+443）本井田煤層埋藏較淺，3號煤層平均埋深在-300m，最深處到-550m，最淺處為-220m；4號煤層平均埋深在-370m，4）本井田設(shè)計生產(chǎn)能力為3.0Mt，且礦井的生產(chǎn)技術(shù)和設(shè)備都比較先進。4.1.2井筒形式、數(shù)目和位置的確定1)由于兗州礦區(qū)地形平坦，煤層埋藏深度較淺，表土較厚但沒有大流砂層，綜合考慮確定本礦井可行的開拓方式為斜井和立井。2）井筒數(shù)目井田開拓，必須有主井和副井，其中主井負責提煤，副井負責提矸下料、運送行人，另外，出于生產(chǎn)安全的需要，應(yīng)該設(shè)有風井，考慮到井田的通風情況，在井田的中央布置一個風井，所以共需井筒數(shù)目為3個。具體布置見下節(jié)。3）井筒位置（1）主、副井井筒位置的選擇井筒位置因使井下運輸功最小井田儲量一定時，沿井田走向大巷運輸功的變化可因井筒位置的不同成倍增加。當井田形狀規(guī)則，儲量分布均勻時，最小運輸功恰在井田中央。井筒設(shè)與此，不僅運輸費用低，巷道維護、采區(qū)準備及通風費也相應(yīng)降低。對單水平開采緩傾斜煤層的井田，從有利于井下運輸出發(fā)，井筒應(yīng)座落于井田中部，或者使上山部分斜長略大于下山部分，這對開采是有利的。（2）風井位置的選擇本井田煤層賦存條件比較好，在井田中央布置一個風井。本礦井采用立井或斜井開拓在技術(shù)、經(jīng)濟、安全等方面綜合起來較合理。工業(yè)廣場位于井田的中央。一個主井、一個副井、一個回風井。4.1.3開采水平的確定井田開拓設(shè)計著重于選擇開采水平的標高，使其貫穿全部煤層，有利于開采。階段高度或斜長往往隨煤層傾角與回風巷道標高不同而有較大變化。階段斜長在一定程度上受采區(qū)斜長的限制。緩傾斜煤層或傾斜煤層的深部以及傾斜長度過大的局部塊段，往往采用上下山或增設(shè)中間水平開采。本礦井煤層傾角小，煤層垂高小，3號煤層從-220m——-550m，4號煤層從-290m——-620m4.1.4大巷和井底車場的布置考慮到系統(tǒng)的可靠性和生產(chǎn)的方便，決定開拓一條運輸大巷、一條軌道大巷、一條回風大巷。由于服務(wù)于整個井田，且煤層比較厚，故將大巷全部布置在煤層底板沙巖中，距煤層30m，大巷之間的距離為304.1.5技術(shù)上可行的開拓方案經(jīng)過分析，提出了，方案一：立井單水平開拓，方案二：主斜副立單水平開拓，方案三：斜井單水平開拓（井筒位于井田中央），方案四：斜井單水平開拓（井筒位于井田邊界）。四種在技術(shù)上可行的開拓方案，且這四種方案均采用單一水平開采，運輸大巷、軌道大巷、回風大巷均布置在煤層底板沙巖中，距煤層30m，大巷之間的距離為30m經(jīng)過技術(shù)分析、比較，結(jié)合粗略估算費用結(jié)果，可知方案一具有明顯的經(jīng)濟優(yōu)勢，故選擇立井單水平開拓。主、副井井筒均為立井，布置于井田中央。礦井的基本巷道井筒井筒的位置與井筒的形式、用途有密切的聯(lián)系，合理確定井筒的位置和形式對井下的開拓布置、地面設(shè)施布局、運輸線路布置和方式有著決定性的作用。根據(jù)以上所述的井筒位置選擇的一些基本原則和礦井開拓方案，已經(jīng)選定了井筒的位置、形式等?，F(xiàn)分別對主井、副井、風井介紹如下：1）主井主井擔負全礦的煤炭提升任務(wù)，主井，井口標高為+50m，井深460m，凈直徑m，凈斷面m2。安兩臺同型號的瑞典產(chǎn)ASEA2.8×6摩擦輪絞車，絞車滾筒直徑m，寬度m，配用兩臺LAA710型，功率1260kw直流電機，轉(zhuǎn)速815轉(zhuǎn)/分?；啡萘?4t，承擔礦井全年煤炭提升任務(wù)。主井井筒特征見表4-圖4-1主井井筒斷面井型(萬噸)300井筒直徑(m)井深(m)460凈斷面積(m2)基巖段毛斷面積(m2)表土段毛斷面積(m2)井筒支護混凝土砌壁表土段支護厚度<700mm，2）副井圖4-2副井井筒斷面圖副井，井口標高為＋50m，井深450m，副井凈直徑m，凈斷面m2。安兩臺瑞典產(chǎn)HSVA×6型多繩摩擦輪絞車，滾筒直徑m，寬m，提升速度m/s。絞車分別配一個帶平衡錘的雙層單罐和一對雙層罐籠，提升均為雙閉環(huán)，無環(huán)流直流拖動。單罐電機為LAD410L型，功率810kw，雙罐電機為LAA710型，功率1260kw。每層罐籠可裝－6型礦車兩輛。單罐籠絞車最大不平衡負荷為9t。雙罐籠絞車最大不平衡負荷為t，用來升降人員和材料及矸石。副井井筒特征見表4-2所示。副井井筒斷面如圖井型(萬噸)300井筒直徑(m)井深(m)450凈斷面積(m2)基巖段毛斷面積(m2)表土段毛斷面積(m2)井筒支護混凝土砌壁表土段支護厚度<800mm，基巖段支護厚度3）風井任何風井布置方案的選擇，都應(yīng)該在滿足風量和合理通風斷面的條件下，力求縮短風路，減少風阻，降低負壓，使通風機選型容易，提高通風效率。結(jié)合礦井開拓的實際情況，所選風井及通風方式采用中央并列式抽出通風方式。由副井進風，風井排風。風井標高＋50～-375m，井深450m，凈直徑m，凈斷面為m2。風井井筒特征如表4-圖4-3風井井筒斷面表4-3風井井筒特征井筒直徑(m)井深(m)460凈斷面積(m2)基巖段毛斷面積(m2)表土段毛斷面積(m2)井筒支護混凝土砌碹厚450mm，充填混凝土厚4.2.2主要開拓巷道工作面軌道運輸大巷、軌道大巷、回風大巷、行人進風斜巷、會風斜巷布置在3號煤層底板中，巷道接近水平，軌道順槽、運輸順槽布置在煤層中，運輸大巷斷面圖4-4，運輸大巷面特征表見表4-4，運輸大巷每米工程量及材料消耗量見表4-5。圖4-4運輸大巷斷面圖圖4-5軌道運輸大巷斷面圖表4-4運輸大巷特征表圍巖類別斷面/m2設(shè)計掘進尺寸噴射厚度/mm錨桿凈周長/m凈設(shè)計掘進寬度/mm高度/mm形式外漏長度/mm排列方式排間距/mm長度/mm直徑/mm巖44403770120樹脂100三花800160020表4-5運輸大巷每米工程量及材料消耗量圍巖類別計算掘進工程量/m2材料消耗量水溝長度/m粉刷面積/m2巷道墻角錨桿數(shù)量/套噴射材料/m3臥底材料/m3金屬網(wǎng)/m3藥卷數(shù)量/個巖表4-6軌道運輸大巷特征表圍巖類別斷面/m2設(shè)計掘進尺寸噴射厚度/mm錨桿凈周長/m凈設(shè)計掘進寬度/mm高度/mm形式外漏長度/mm排列方式排間距/mm長度/mm直徑/mm巖石43004500150樹脂100三花800160020圖4-6回風大巷斷面圖表4-7軌道運輸大巷每米工程量及材料消耗量圍巖類別計算掘進工程量/m2材料消耗量水溝長度/m粉刷面積/m2巷道墻角錨桿數(shù)量/套噴射材料/m3臥底材料/m3金屬網(wǎng)/m3藥卷數(shù)量/個巖石表4-8回風大巷特征表井型3Mt提升設(shè)備井筒支護表面混凝土砌碹，厚400基巖段錨桿噴射混凝土支護，厚100凈斷面積m敷設(shè)管路動力、通訊、照明電纜及消防灑水管路毛斷面積m用途回風圖4-7運輸順槽斷面圖表4-9運輸順槽特征表圍巖類別斷面/m2設(shè)計掘進尺寸噴射厚度/mm錨桿凈周長/m凈設(shè)計掘進寬度/mm高度/mm形式外漏長度/mm排列方式排間距/mm長度/mm直徑/mm煤43004500150樹脂100三花800160020表4-10運輸順槽每米工程量及材料消耗量圍巖類別計算掘進工程量/m2材料消耗量水溝長度/m粉刷面積/m2巷道墻角錨桿數(shù)量/套噴射材料/m3臥底材料/m3金屬網(wǎng)/m3藥卷數(shù)量/個煤圖4-8軌道順槽斷面圖表4-11軌道順槽特征表圍巖類別斷面/m2設(shè)計掘進尺寸噴射厚度/mm錨桿凈周長/m凈設(shè)計掘進寬度/mm高度/mm形式外漏長度/mm排列方式排間距/mm長度/mm直徑/mm煤43004500150樹脂100三花800160020表4-12軌道順槽每米工程量及材料消耗量圍巖類別計算掘進工程量/m2材料消耗量水溝長度/m粉刷面積/m2巷道墻角錨桿數(shù)量/套噴射材料/m3臥底材料/m3金屬網(wǎng)/m3藥卷數(shù)量/個煤圖4-9行人進風斜巷斷面圖表4-13行人進風斜巷斷面特征表圍巖類別斷面（m2）掘進尺寸（mm）噴射厚度（mm）錨桿（mm）凈周長（m）備注凈掘?qū)捀咝褪酵饴堕L度排列方式間排距錨深規(guī)格（Lφ）巖石42003600樹脂錨桿100菱形8001600190016表4-14進風斜巷每米工程量及材料消耗量圍巖類別掘進工程量（m3）錨桿數(shù)量（根）材料消耗量粉刷面積（m2）巷道墻角噴射材料（m3）鋪底（m3）錨桿重量（kg）注眼樹脂（kg）托盤鋼筋（kg）鐵（kg）巖石表4-15行人回風斜巷每米工程量及材料消耗量圍巖類別掘進工程量（m3）錨桿數(shù)量（根）材料消耗量粉刷面積（m2）巷道墻角噴射材料（m3）鋪底（m3）錨桿重量（kg）注眼樹脂（kg）托盤鋼筋（kg）鐵（kg）巖圖4-10行人回風斜巷斷面圖表4-16行人回風斜巷斷面特征表圍巖類別斷面（m2）掘進尺寸（mm）噴射厚度（mm）錨桿（mm）凈周長（m）備注凈掘?qū)捀咝褪酵饴堕L度排列方式間排距錨深規(guī)格（Lφ）巖石42003600樹脂錨桿100菱形80016001900164.2.3井底車場由于井筒形式，提升方式，大巷運輸方式及大巷距井筒的水平距離等不同，井底車場的形式也各異。按照礦車在井底車場內(nèi)運行特點，井底車場可分為：環(huán)行式和折返式兩大類型。根據(jù)本設(shè)計礦井井筒形式及大巷的布置，結(jié)合井底車場型式的選擇因素，該設(shè)計礦井采用環(huán)式車場，大巷運煤主要是皮帶運輸。井底車場的布置、存車線路、行車路線布置長度（1）存車線長度的確定確定存車線長度是井底車場設(shè)計中的重要問題，如果存車線長度不足，將會使井下運輸和井筒提升彼此牽制，影響礦井生產(chǎn)能力；反之，如果存車線過長，會使列車在車場內(nèi)的調(diào)車時間增加，反而降低了車場通過能力，并增加車場工程量。根據(jù)我國煤礦多年的實踐經(jīng)驗，各類存車線可以選用下列長度：①大型礦井的主井空、重車線長度各為列車長；②副井空、重車線長度，中型礦井按列車長；③材料車線長度，大型礦井應(yīng)能容納15——20個材料車。（2）存車線長度的計算本礦井采用皮帶運輸，故不需要計算主井空重車線的長度，只需驗算副井空重車線與材料車線情況。①副井進、出車線：式中：——副井進出車線有效長度，m；——列車數(shù)目，列；——每列車的礦車數(shù)，按列車組成計算確定；——每輛礦車帶緩沖器的長度，m;——機車數(shù)；——每臺機車的長度，m；——附加長度，取15m經(jīng)過計算，得：=1×30×（）+1×4.5+15=m為確保安全生產(chǎn)的需要，副井進出車線取105m②材料車線有效長度式中：——材料車線有效長度，m；——材料車數(shù)，輛；——每輛材料車帶緩沖器的長度，m。=15×2.2=33m根據(jù)實際情況，開設(shè)水泵硐室和變電所，取材料車線為45m考慮到井底車場的線路、能力的驗算、各種硐室的布置之間的匹配關(guān)系，決定選擇環(huán)形臥式井底車場，井底車場標高為－375m。井底車場如圖4-11——主井2——副井3——風井4——煤倉5——絞車房6——箕斗裝載硐室7——裝載帶式輸送機巷8——行人斜巷9——主水泵房10——主變電所11——消防材料庫12——管子道13——電纜道14——水倉15——主井清理灑煤斜巷16——行人巷17——軌道大巷18——運輸大巷19——回風大巷圖4-11井底車場5礦井基本巷道及建井計劃煤層地質(zhì)特征帶區(qū)位置及范圍礦井首采帶區(qū)位于井田中央的上部，為礦井的第一帶區(qū)，西以斷層為界，東以鐵路為界，北以人為邊界為界，該帶區(qū)東西走向最長長約1900m，南北傾向最長約2700m，可采煤量21388500t。該帶區(qū)的首個工作面為1301、第二個工作面為1302。帶區(qū)煤層特征本帶區(qū)所采煤層為3號煤層，煤層特征如表5-1所示。煤層名稱煤厚(m)傾角(度)結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性容重（t/）硬度牌號310.5簡單穩(wěn)定1.40中硬（）氣煤一帶區(qū)所屬煤層的3號煤層屬低硫中灰中等可選至易選煤，是良好的煉焦配煤或動力用煤，根據(jù)地質(zhì)資料，3號煤層屬于氮氣帶，沼氣和二氧化碳含量很底，均小于10m3/t，屬低瓦斯。有煤塵爆炸危險，煤塵爆炸指數(shù)一般為37%～42%。有自燃發(fā)火傾向，自燃發(fā)火期為3～6個月。地質(zhì)構(gòu)造一帶區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造簡單，煤層起伏不明顯，基本沒有斷層，煤層傾角約為°～14°，平均為°，煤層賦存條件相當好。砂巖頂?shù)装濉ｍ數(shù)装逄匦?號煤層的頂?shù)装逄匦匀绫?-2所示。表5-23煤層的頂?shù)装逄匦詡雾斨苯禹斃享數(shù)装鎺r性無粉砂巖中粉砂巖中砂巖厚度(m)類別ⅢⅠⅡ帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)由于本礦井是大型礦井，且兩個煤層的平均厚度均為m，出于對煤炭資源的回收和利用，以及由于該礦井的產(chǎn)量由一個工作面來完成，每個工作面的服務(wù)年限為一年左右，故帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)選擇方案為不布置集中巷，設(shè)置分帶溜煤眼和分帶車場。帶區(qū)傾向長度的確定由于第一帶區(qū)與第二帶區(qū)之間有一條天然的大斷層為界，為了在布置工作面時避免斷層的影響，同時考慮到少留三角煤，將分帶大致平行于斷層走向布置，這樣分帶的推進長度比較長，最長可達2400m，但是選擇大功率和長距離的設(shè)備完全可以滿足要求。另外考慮到通風等環(huán)節(jié)，需要開中切眼。確定風帶斜長和分帶數(shù)目根據(jù)工作面的長度和帶區(qū)的尺寸可以確定分帶數(shù)目和斜長。經(jīng)計算可以劃分6個分帶，分帶斜長在900m～2400m的范圍內(nèi)。同時由經(jīng)驗可知綜放工作面的長度一般不小于800m～1000m可知開條帶的推進長度是合理的。煤柱尺寸的確定護巷煤柱沿傾斜的尺寸一般為8m～15m，由于該煤層的厚度大，所以分帶之間留設(shè)15m煤柱。帶區(qū)內(nèi)各種巷道的布置帶區(qū)內(nèi)各種巷道主要包括：膠帶運輸順槽、軌道順槽、中切眼、帶區(qū)煤倉、進風行人斜巷、回風行人斜巷。帶區(qū)內(nèi)工作面的接替情況帶區(qū)內(nèi)工作面之間的接替，從西到東依次投入生產(chǎn)。帶區(qū)通風、運輸及其他系統(tǒng)（1）運煤系統(tǒng)運輸路線如下：煤由工作面刮板運輸機轉(zhuǎn)載機、破碎機運輸順槽膠帶輸送機分帶煤倉大巷膠帶輸送機井底煤倉主井箕斗地面。（2）輔助運輸系統(tǒng)運輸路線如下：地面副井－375m井底車場軌道大巷分帶下部車場軌道順槽工作面。（3）通風系統(tǒng)帶區(qū)1301工作面風流路線為：副井井底車場軌道運輸大巷分帶下部車場軌道順槽工作面運輸順槽行人、回風斜巷回風大巷風井。具體路線見礦井通風部分的圖示。（4）排矸系統(tǒng)巷道沿煤層掘進，礦井投產(chǎn)后，基本不產(chǎn)生矸石，在局部掘進穿越巖層和施工風橋、順槽運輸機機頭硐室時產(chǎn)生的少量矸石，采用礦車經(jīng)副井運到地面。（5）供電系統(tǒng)供電：地面變電站副井井底車場中央變電所主運輸大巷帶區(qū)中央變電所軌道順槽工作面。（6）排水系統(tǒng)在工作面軌道順槽、膠帶運輸順槽中各敷設(shè)一趟4寸管路，軌道順槽、膠帶運輸順槽低洼處各建一水窩，水由工作面排到水窩，再由水窩通過排水管排出。在水窩處備兩臺22kw水泵，一臺使用，一臺備用。┏軌道斜巷┓水流方向：工作面┃┃軌道大巷┗膠帶運輸斜巷┛副井井底水倉地面。帶區(qū)內(nèi)各種巷道的掘進方法帶區(qū)內(nèi)所有工作面斜巷均沿底板掘進，采用連續(xù)采煤機及其配套設(shè)備施工，后配備皮帶和刮板輸送機組成的機械化掘進，采用連續(xù)采煤機割煤，梭車、給料破碎機、加皮帶、刮板輸送機運煤，帶區(qū)首個工作面和最后一個工作面靠近帶區(qū)邊界一側(cè)采用單巷掘進并在工作面的煤壁中開中切眼以利于通風，其余工作面的巷道采用雙巷掘進。鏟車完成材料、設(shè)備的運送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。錨桿機完成巷道頂錨桿和錨索的打眼、安裝工作；選用手持風動鉆機來完成幫錨桿的打眼和安裝工作。掘進通風：通風方式為壓入式。帶區(qū)生產(chǎn)能力由于大采高工作面產(chǎn)量大，只布置一個大采高工作面即可滿足礦井產(chǎn)量要求。（1）放頂煤工作面的生產(chǎn)能力經(jīng)計算A0為萬t/a（2）掘進面生產(chǎn)能力經(jīng)計算A1為萬t/a所以，帶區(qū)生產(chǎn)能力A=A0+A1=+=萬t/a礦井設(shè)計井型為3Mt/a，帶區(qū)生產(chǎn)能力萬t/a，能滿足礦井的產(chǎn)量要求。帶區(qū)采出率帶區(qū)內(nèi)實際采出煤量與帶區(qū)內(nèi)工業(yè)儲量的百分比稱為帶區(qū)采出率。由于煤層厚度一定，也可按下式計算：帶區(qū)采出率=帶區(qū)實際采出煤量所占面積/帶區(qū)面積×100%根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》規(guī)定：采（盤）區(qū)采出率：厚煤層不低于，中厚煤層不低于，薄煤層不低于。設(shè)計首采盤區(qū)采出率為76%，符合《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》規(guī)定。帶區(qū)車場選型設(shè)計帶區(qū)下部車場如圖5-1所示：1——運輸大巷2——軌道大巷3——回風大巷4——行人進風運料斜巷5——絞車房6——軌道順槽圖5-1帶區(qū)下部車場帶區(qū)主要硐室?guī)^(qū)煤倉本帶區(qū)共有6個分帶，由于礦井首采帶區(qū)產(chǎn)量較大，服務(wù)年限不長，且本礦的機械化水平較高，所以本礦決定采用分帶煤倉的布置方式。見礦井開拓平面圖。煤倉容量為：式中：Q——分帶煤倉容量，t；——帶區(qū)高峰期生產(chǎn)能力t/h，高峰期間的小時產(chǎn)量為平均產(chǎn)量的～倍；——裝車站通過力t/h為平均產(chǎn)量的～倍；——帶區(qū)高峰生產(chǎn)能持續(xù)時間，取～h；——不均勻系數(shù)機采取決于～h。=（）×1.5×1.2=541t一般帶區(qū)煤倉容量可按表5-3取。表5-3帶區(qū)煤倉容量帶區(qū)生產(chǎn)能力Mt/a煤倉容量（t）以下50～100～100～200～200～300～300～500以上大于500根據(jù)上表，以及分帶區(qū)的實際情況，本帶區(qū)分帶煤倉容量定為648t帶區(qū)絞車房帶區(qū)絞車房應(yīng)布置在圍巖穩(wěn)定無淋水、地壓小、易維護的地點。應(yīng)避開較大的地質(zhì)構(gòu)造、含水層、且不受開采的影響。本帶區(qū)絞車房布置在帶區(qū)車場上方的煤層之中，采用錨噴支護。見礦井開拓平面圖。帶區(qū)變電所帶區(qū)變電所應(yīng)布置在圍巖穩(wěn)定無淋水、地壓小、通風條件良好的地方。本帶區(qū)變電所布置在運輸大巷和軌道大巷之間。見礦井開拓平面圖。礦井建井工作計劃5.巷道掘進進度指標巷道掘進進度以滿足回采工作面正常接替為原則，根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》，巷道掘進進度指標采用如下數(shù)值：主井井筒：表土45m∕月；基巖70m∕月；副井：90m∕月；半煤巖巷：200—250m∕月；煤巷：250—300m∕月；5.掘進工作面機械設(shè)備配置表5—4掘進工作面機械設(shè)備配備表序號設(shè)備名稱型號功率（kw）單位數(shù)量1煤電鉆MZS—12D臺42注水探水鉆15臺43小水泵臺44調(diào)度絞車臺45煤巷掘進機EBZ-135210臺16膠帶轉(zhuǎn)載機JZP-100A10臺17可伸縮膠帶輸送機SSJ—800/9090臺18刮板輸送機SGW-40T40臺29錨桿打眼安裝機MQT—130型臺210局部扇風機FDBNo5.6/2×152×15臺211噴霧泵站W(wǎng)PB-50/1011套112混凝土攪拌機安-Ⅳ臺113混凝土噴射機PZ-5B臺114巖石電鉆2臺215風鎬臺116鑿巖機ZY24臺217激光指向儀JZB-1臺418發(fā)爆器MFB-50臺16采煤方法6.1采煤方法6.1.1采煤方法及選擇依據(jù)1301工作面煤層厚度適合緩傾斜放頂煤的最佳煤層厚度10.5m。工作面煤層頂板隨采隨冒，直接頂具有一定厚度，采空區(qū)不懸頂，冒落的松散巖石基本上可以填滿采空區(qū)。工作面煤質(zhì)中硬，在頂板壓力破碎后可充分放出。依據(jù)高產(chǎn)高效、經(jīng)濟合理的原則，1301綜放面優(yōu)先選用放頂煤的開采方法。6.1.2巷道布置1301綜放面巷道布置方式為傾向長壁煤巷布置，回采巷道掘進總工程量為4900m，其中1301回風斜巷2400m，軌道斜巷2500m，切眼175m；1302回風斜巷2420m，軌道斜巷2225m。上述巷道用途為安裝、運輸、通風、行人用；預計服務(wù)年限為3年。1）進風斜巷：進風斜巷長度2500m，為煤巷布置，巷道寬m，高3m，面積m2，采用錨網(wǎng)支護，工作面超前支護50m，采用單體支柱加鉸接頂梁支護，回風斜巷靠下幫布置移動變電站，靠上幫鋪設(shè)鐵路，做為進風、行人及輔助運輸。2）運煤斜巷：與1301回風斜巷中－中平距17m平行布置。運煤斜巷長度2400m，巷道斷面規(guī)格為：寬m，高m，面積m2，用錨網(wǎng)支護，工作面超前支護30m，采用單體支柱加鉸接頂梁支護，運煤斜巷設(shè)計靠下幫安裝膠帶輸送機，做為煤流運輸及回風巷道。3）切眼、停采線：（1）切眼即工作面長度的確定，設(shè)計本工作面的長度為175m。（2）巷道斷面規(guī)格：采用矩形斷面，寬m，凈高m，錨網(wǎng)、錨索聯(lián)合支護，巷道頂板按m間距即每隔一排錨桿布置2棵錨索，其它支護要求同上順槽。安裝前正常段刷大至上凈寬m，下凈寬m，凈高m，煤機窩開在上頭，面?zhèn)仍偌訉抦，長度15m。（3）停采線：設(shè)計為距煤層運輸集中巷20m處。4）中切眼1301綜放面由于工作面推進長度過長，本工作面需設(shè)置兩個中切眼，中切眼斷面規(guī)格為：寬4m，高3m，錨網(wǎng)、錨索聯(lián)合支護，巷道頂板按m間距即每隔一排錨桿布置2棵錨索，其它支護要求同上順槽。5）安裝峒室及其它有關(guān)峒室：（1）在上順槽端部開絞車窩，規(guī)格為：凈寬×高×深＝m；支護。切眼上頭調(diào)架窩及上頭絞車窩采用炮掘法施工，其它在開寬切眼時一并掘出，在其內(nèi)分別安設(shè)絞車為工作面安裝用。在工作面適當位置安設(shè)一臺14t回柱絞車為支架調(diào)向用。（2）在切眼上下兩頭工作面后側(cè)分別開調(diào)架窩一個，規(guī)格為：長×寬×高＝m，錨網(wǎng)支護。（3）在切眼的上端頭，在工作面前方開寬切眼的基礎(chǔ)上再開深m，長15m，高m的采煤機組裝峒室，用工字鋼棚金屬摩擦支柱支護。巷道幾何參數(shù)、支護形式及用途見表6-3表6-1巷道幾何參數(shù)、支護形式及用途一覽表巷道名稱用途斷面形狀凈斷面（m2）支護形式寬度（m）高度（m）進風斜巷進風矩形錨網(wǎng)4.5運煤斜巷回風矩形錨網(wǎng)4.5切眼安裝設(shè)備矩形錨網(wǎng)中切眼輔助通風矩形12錨噴進風斜巷、運煤斜巷斷面圖見第四章6.1.3采煤工藝1）回采方法：走向長壁綜采放頂煤一次采全高全部跨落法。2）落煤方法：雙滾筒采煤機割煤，采高3.5m，截深m；支架尾梁插板伸縮擺動落下位頂煤，礦山壓力破碎上位頂煤，并借助插板破碎大塊煤防止堵塞放煤口的綜合落煤方式。循環(huán)進尺m。采高：設(shè)計采高3.5m，工作面在此采高正常推進的情況下，支架能保持頂板完整，放煤順利。在工作面頂板來壓期間煤壁片幫較大，局部頂煤破碎，故來壓期間須適當降低采高，控制在～m為宜，以加強對頂板及煤壁的控制。（1）采煤機進刀方式：本綜放面采用采煤機端部斜切進刀單向割煤方式，該進刀方式適應(yīng)性強。（2）采用端部斜切進刀單向割煤：①根據(jù)采煤機、前部運輸機機械特征，采煤機進刀段長度應(yīng)不小于35m。②采煤機正常割煤時，支架滯后采煤機后滾筒3～5架移架（頂板破碎時可緊跟前滾筒移架）。采煤機進刀示意圖下圖6-1（a）起始（b）斜切并移直輸送機（c）割三角煤（d）開始正常工作圖6-1采煤機進刀示意圖3）裝運煤：采煤機組割裝煤和前部運輸機前移配合裝運底煤；破碎并垮落到支架掩護梁和插板上方的頂煤，在插板縮回后利用自重自動溜入后部輸送機的溜槽中運出，插板完成大塊煤的破碎并通過上下擺動破壞掩護梁上方由大塊煤形成的臨時拱式結(jié)構(gòu)。前后兩部運輸機平行運煤，集中到橋式轉(zhuǎn)載機和膠帶輸送機上運出。4）移架方式：我國采用較多的移架方式有三種：①單架依次順序式，又稱單架連續(xù)式，支架沿采煤機牽引方向依次前進，移動步距等于截深，支架移成一條直線，該方式操作簡單，容易保證質(zhì)量規(guī)格，能適應(yīng)不穩(wěn)定頂板，應(yīng)用比較多。②分組間隔交錯式，該方式移架速度快，適用于頂板較穩(wěn)定的高產(chǎn)綜采工作面。③成組整體依次順序式，該方式按順序每次移一組，每組二三架，一般由大流量電液閥成組控制，適用煤層地質(zhì)條件好，采煤機快速牽引割煤的日產(chǎn)萬噸綜采工作面。該設(shè)計的移架采用電液控制系統(tǒng)，由電液閥自動控制。按回采工藝要求，選擇一定數(shù)量的支架作為支架組，按時間間隔在采煤機通過后自動依次逐架前移，使工作面實現(xiàn)梯度移架。正常移架一般滯后煤機后滾筒3～5架進行，頂板破碎時緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架。移架步距m。5）推拉溜方式：（1）推移前部運輸機：可在工作面任一支架上操作，實現(xiàn)從機頭至機尾或從機尾至機頭的推移順序動作（成組數(shù)量可調(diào)定）。推移彎曲段不小于25m，推移步距m。（2）拉后部運輸機：拉后部運輸機單向順序進行，且滯后放煤口15m～20m進行，步距m。6）放煤方式：1301綜放面的頂煤厚7m，根據(jù)一采區(qū)放煤經(jīng)驗，頂煤隨移架會有部分自動放出，因此采用單輪多口間隔放煤法，采用本架操作，由頂板壓力、支架反復支撐、尾梁上下擺動、插板來回伸縮等綜合方式放煤，設(shè)計采用一刀一放單輪多口間隔放煤方式，一采一放，采放平行作業(yè)，放煤步距m。放煤工必須嚴格執(zhí)行《綜采放頂煤工技術(shù)操作規(guī)程》及工程質(zhì)量標準。（1）采放比：設(shè)計割煤高度m，放煤高度7m，故該面采放比為：3.5/7＝1：2（2）放煤口數(shù)量確定：按后部運輸機能力確定放煤口數(shù)目。①單口放煤量qf＝1.5×0.8×7×1.4×80%＝t式中：1.5——單組支架寬度；0.8——放煤步距；7——頂煤厚度；80%——頂煤回采率。單口純放煤時間：根據(jù)礦上資料，單口純放煤周期為s，連續(xù)放煤周期為s/架，為便于頂煤充分放出，提高回采率，取tf＝90s。②同時放煤口數(shù)目的確定：考慮不均衡系數(shù)，同時應(yīng)滿足后部運輸機（2000t/h）能力要求。同時放煤口數(shù)目最大值：Nf＝（2000×90）/（）＝個由于移架后后部漏煤，取Nf＝2個因此，放煤循環(huán)時間：（90/60）×（126/2）＝min取95min。③采煤機割煤速度的確定：根據(jù)采放平行作業(yè)的要求，割煤循環(huán)時間和放煤循環(huán)時間應(yīng)相等，放煤工序循環(huán)時間為95分鐘。采煤機割煤速度為Vg1＝～m/min，跑空刀速度為～m/min，由下式：Tg1＝175/Vg1＝43.75min得Vg1＝4m/minTg2＝175/Vg2＝2min得Vg2＝8m/min割煤周期T＝Tg1＋Tg2＝＋＝min同時考慮推溜和回頭時間大約20min，整個循環(huán)周期大致為95min，和放煤周期基本相符，1301綜放面采用一采一放單輪順序放煤方式是可行的。④自動放煤工作要求：利用電液閥可程序控制的功能，試驗研究電液程序控制階梯均衡放煤，達到放煤自動化程度高、放煤速度快、放煤均勻、頂煤回收率高、煤質(zhì)好的目的。對電液控制程序的其他要求：Ⅰ應(yīng)保證移架時無論護幫板處于伸或縮的位置，第一個動作均為收護幫板；Ⅱ正常情況下，移架滯后采煤機后滾筒3～5組支架，但滯后前滾筒2組支架必須伸出護幫板。頂板破碎時，滯后煤機前滾筒3～5組支架拉架；Ⅲ無論拉架還是放煤，控制方式均應(yīng)以人工操作為先；Ⅳ為防止超放現(xiàn)象的發(fā)生，放煤控制程序應(yīng)確定每組放煤開始至少在移架3架以上后進行。7）工藝流程以放煤工序為中心，設(shè)計采用一采一放、采放工序平行進行的作業(yè)方式，割放煤步距m，工藝流程為：割煤割煤移架后部放煤推前部輸送機拉后部輸送機機圖6-2割煤工藝流程工序質(zhì)量要求見表見表6-2。表6-21301綜放面工序質(zhì)量要求一覽表工序名稱質(zhì)量特性技術(shù)要求割煤割煤方式單向割煤，斷部斜切進刀，進刀段長度不小于35m，截深m采高均勻采高m煤壁齊直成一條直線頂?shù)装迤舰贌o臺階②無傘檐③頂煤垮落≤300mm④嚴格沿底板開采，不丟底煤移架支架直成一條直線，偏差≤±50mm支架正支架與頂?shù)装宕怪保嵝倍龋肌?°頂梁平①最大仰俯角＜±7°②端面距≤340mm③相鄰支架高低差不超過主頂梁側(cè)護板的2/3間距勻①支架中心距m②支架不擠、不咬，架間空隙＜200mm接頂緊初撐力≥24MPa步距夠m推拉前后部運輸機輸送機直①刮板輸送機直，偏差＜±50mm②彎曲段≥25m輸送機平上下彎曲角度＜3°刮板輸送機與轉(zhuǎn)載機①搭接合理，底鏈不拉回頭煤②鏈輪中心與轉(zhuǎn)載機刮板面高度為700～900mm推拉運輸機順序單向順序推移放煤放煤步距m放煤方式單輪多口間隔放煤6.1.4設(shè)備配置1）液壓支架：1301綜放面液壓支架主要技術(shù)特征見表6-3表6-31301綜放面液壓支架主要技術(shù)特征如下：型號：ZFS6200/18/35初撐力：5063-5274kN工作阻力：6000-6250kN支護強度：～MPa寬度：1410～1580mm中心距：1500mm底板比壓：Mpa(平均)支撐高度：1800～3500mm（工作面采高3000mm±200mm）適應(yīng)煤層傾角：≤20°（包括走向、傾向）移架速度：8～12s操縱方式：半鄰架操作拉移步距：1000mm支架運輸尺寸：長×寬×高）＝7250×1500×1800mm2）排頭支架：工作面上下兩頭各配置三組排頭支架，選用型號為ZTF6500/19/32窄形反四連桿放頂煤液壓支架，ZTF6500/19/32窄形反四連桿放頂煤液壓支架主要技術(shù)參數(shù)見表6-4。表6-4ZTF6500/19/32窄形反四連桿放頂煤液壓支架主要技術(shù)參數(shù)為：支架型式：支撐掩護式支撐高度：1900～3200mm中心距：1570mm支架寬度：1490～1660mm工作阻力：6577KN（P＝MPa）支護強度：MPa底板比壓：MPa（平均）支架初撐力：6157KN3）支架布置工作面切眼中-中斜長17m，切眼設(shè)計共布置支架113架，其中包括上下兩頭排頭支架各三架，其總支護寬度為：6×1.57+113×1.5+1=1m（其中m為安裝誤差，經(jīng)驗數(shù)據(jù)）。另外，在工作面上下端頭按設(shè)計要求安裝ZT9800/18/35型端頭小支架（兩架一組），其主要技術(shù)參數(shù)見表6-5表6-5ZT9800/18/35型端頭小支架主要技術(shù)參數(shù)立柱：Φ200×8，機械加長段形式前架支撐高度：1800-3500mm后架支撐高度：1600-3000mm初撐力：7912KN工作阻力：9800KN(P=39MPa)支架面積：m2支護強度：0.53MPa底版平均比壓：MPa立柱數(shù)量：8根表6-6PCM200型輪式連續(xù)破碎機主要技術(shù)參數(shù)為：型號：PLM3800破碎能力：2200t/h破碎形式：錘式出口粒度：300mm，破碎軸高度可調(diào)入料口塊度：1000×800mm（長度不限）供電電壓：1140v電機：200KW傳動方式：電機＋液力偶合器＋減速器配有自動噴霧降塵裝置。4）采煤機：選用MG4/920-WD型電牽引采煤機，其技術(shù)參數(shù)見表6-7。表6-7MG4/920-WD型電牽引采煤機主要技術(shù)參數(shù)為：采高：～機面高度：1593mm滾筒中心線距離：12112mm滑靴間距：6195mm滾筒直徑：1800mm截深：800mm臥底量：250mm適應(yīng)傾角：≤25o滾筒轉(zhuǎn)速：rpm供電電壓：3300V截割部功率：2×360kW牽引電機功率：2×62kW液壓泵電機功率：裝機總功率：920kW牽引速度：0～15m/min牽引力：300~500kN重量：5）工作面主運輸設(shè)備：（1）前部輸送機：其技術(shù)參數(shù)見表6-8。表6-8選用SGZ～1000/2×700型刮板運輸機，其主要技術(shù)參數(shù)為：型號：SGZ～1000/2×700設(shè)計長度：212m電機功率：700kw×2/1400kw電動機轉(zhuǎn)速：1486r/min電動機電壓：3300V輸送能力：2000t/h刮板鏈速度：m/s刮板鏈形式：中雙鏈刮板間距：8×137（＝1096）mm園環(huán)鏈規(guī)格：2×Φ38×137mm中部槽規(guī)格：（長×內(nèi)寬×高）1500×1000×337mm鏈中心距：200mm減速器速比：36：1電機布置方式：平行布置卸載方式：端卸牽引形式：埋鏈軌式機尾伸縮量：300mm緊鏈方式：液壓馬達緊鏈（2）后部運輸機：其技術(shù)參數(shù)見表6-9。表6-9選用SGZ～1000/2×700型刮板運輸機，其主要技術(shù)參數(shù)為：型號：SGZ～1000/2×700設(shè)計長度：212m電動機轉(zhuǎn)速：1486r/min電動機電壓：3300V，50Hz電機功率：700kw×2/1400kw輸送能力：2000/h刮板鏈速度：m/s刮板鏈形式：中雙鏈刮板間距：8×137（＝1096）mm園環(huán)鏈規(guī)格：2×Φ38×137mm（緊湊鏈）中部槽規(guī)格：（長×內(nèi)寬×高）1500×1200×355mm整體鑄焊開底具有浮煤回收裝置槽間連接形式：4000kN啞鈴銷連接鏈中心距：200mm減速器速比：36：1傳動系統(tǒng)布置方式：平行布置卸載方式：端卸軟起動方式：可調(diào)速液力偶合器機尾形式：自動可伸縮機尾機尾伸縮量：300mm緊鏈方式：液壓馬達緊鏈拉移方式：Φ30圓環(huán)鏈軟連接（3）轉(zhuǎn)載機：選用SZZ～1000/400型順槽橋式刮板轉(zhuǎn)載機，其主要技術(shù)參數(shù)見表6-10。表6-10SZZ～1000/400型順槽橋式刮板轉(zhuǎn)載機，主要技術(shù)參數(shù)表型號：SZZ1200/525設(shè)計長度：70m輸送能力：2200t/h供電電壓：1140v中部槽規(guī)格：2100×1200（槽內(nèi)寬）×1300mm中部槽結(jié)構(gòu)：整體箱型焊接爬坡角度：9°圓環(huán)鏈形式：Φ34×126～C級電機功率：400kW（雙速、水冷）刮板鏈速度：m/s刮板間距：822mm刮板鏈中心距：500mm減速器速比：調(diào)鏈方式：液壓伸縮機頭緊鏈裝置：液壓緊鏈器機頭架采用可伸縮機頭架，配備膠帶機尾自移裝置自移形式：備液壓自移裝置，與破碎機組合自動伸縮拉移，邁步式前移。轉(zhuǎn)載機布置：其中心線與膠帶輸送機中心線重合，鋪設(shè)長度40m。（4）破碎機：選用PCM200型輪式連續(xù)破碎機，其技術(shù)參數(shù)見表6-13。（5）順槽膠帶輸送機選用DT49型可伸縮帶式膠帶輸送機，其技術(shù)參數(shù)見表6-11。表6-11DT49型可伸縮帶式膠帶輸送機主要技術(shù)參數(shù)表:型號：DT49輸送能力：3000t/h輸送距離：2000—4000m帶速：m/s托輥直徑：φ127mm（6）泵站及管路選型、數(shù)量：①乳化液泵：其技術(shù)參數(shù)見表6-12。表6-12乳化液泵主要技術(shù)參數(shù)表型號：三泵二箱額定壓力：MPa流量：315L/min電機功率：250KW電壓：1140/660V柱塞行程：70mm最大輸出壓力：40MPa液箱型號：RX315/30液箱容量：3000L②清水泵：其技術(shù)參數(shù)見表6-13。表6-13清水泵主要技術(shù)參數(shù)表型號：KPB315/16兩泵一箱額定壓力：20MPa流量：315L/min電機功率：125kw電壓：1140V液箱型號：HPB-315/10液箱容量：3000L（7）工作面輔助運輸①工作面輔助運輸采用無極繩，無極繩絞車及調(diào)度絞車技術(shù)參數(shù)見表6-14。表6-14無極繩絞車技術(shù)參數(shù)：型號：JW2100/100卷筒直徑：2100mm卷筒寬度：310mm最大靜拉力：12000kg最大靜拉力差：9600kg容許鋼絲繩最大直徑：34mm鋼絲繩速度；m/s減速比：100外型尺寸（長×寬×高）：5550×3900×1640mm②調(diào)度絞車技術(shù)參數(shù)見表6-15。表6-15調(diào)度絞車技術(shù)參數(shù)表型號：JDM-20牽引力：20000kg卷筒直徑×寬度：600×280mm容繩量：無限制繩徑：37mm繩速：m/min重量：6500kg外型尺寸（長×寬×高）：2326×2342×1680mm6）工作面設(shè)備總體配套方案見表6-16。表6-16工作面設(shè)備總體配套方案表序號設(shè)備名稱規(guī)格型號數(shù)量備注1采煤機MG4/920-WD12支架ZFS6200/18/35ZTF6500/19/3212663前部運輸機SGZ～1000/2×70014后部運輸機SGZ～1000/2×70015轉(zhuǎn)載機SZZ～1000/40016破碎機PCM20017膠帶輸送機DT4918乳化液泵9清水泵KPB315/166.2頂板管理6.2.1支護設(shè)計選用ZFS6200/18/35型和ZTF6500/19/32型支架。6.2.2工作面頂板管理1）管理方法：（1）本工作面采用全部垮落法管理頂板。（2）1301綜放面采用全部陷落法管理頂板。配置113組支撐掩護式低位放頂煤液壓支架，對工作面頂板實行全支護法管理。2）正常回采時期頂板支護：采用追機移架的方式對頂板進行及時支護，移架步距m。（1）移架順序：①正常移架滯后采煤機后滾筒3～5個支架，防止空頂時間過長出現(xiàn)頂板事故。②排頭支架的移架順序：先移2#架，再移1#架，最后移3#架。（2）管理要求：①工作面工程質(zhì)量應(yīng)做到動態(tài)達標，確?！叭?、兩直、一凈、二暢通”。②為加強工作面頂板管理，要求嚴格控制采高，不準任意加大或降低采高，尤其不得超高；要求認真掌握割煤工藝，頂?shù)装逡钇?，相鄰兩排之間不得出現(xiàn)大于50mm的臺階或傘檐，保證支架接頂接底狀況良好。③采煤機割煤后距煤機后滾筒3～5組支架開始移架，并及時伸出護幫板護幫。頂板破碎時要緊跟煤機前滾筒移架，做到少降快移。④加強工作面設(shè)備上竄下滑的控制，防止因頻繁調(diào)面影響頂板狀況。⑤確保支架支護強度，提高支護質(zhì)量，支架升架時必須保持足夠的供液時間，支架立柱初撐力不得小于24Mpa。護幫板及時伸出護幫護頂，嚴禁出現(xiàn)前不護幫上不接頂?shù)默F(xiàn)象。⑥保持支架與泵站液壓系統(tǒng)的完好，加強支架及泵站的維修，嚴禁設(shè)備帶病運轉(zhuǎn)，杜絕系統(tǒng)的串、漏液的現(xiàn)象，及時處理支架自降和更換折損支架或支柱，禁止支架帶“病”工作。系統(tǒng)壓力不足時要及時停機檢查處理，處理好后方可開機。⑦工作面因受煤層結(jié)構(gòu)影響而頂板破碎時，應(yīng)及時采取有效支護措施，防止冒頂事故擴大。⑧工作面過斷層時，由于斷層處煤層節(jié)理非常發(fā)育、煤（巖）體破碎，極易造成工作面煤壁片幫和架前端面冒頂，因此必須加強過斷層回采時的頂板管理工作。根據(jù)我礦經(jīng)驗，當工作面局部地段片幫較深時，可超前采煤機移架，及時支護空頂區(qū)；在頂板破碎的地段，為了有效地防止頂板冒落、控制煤壁片幫，一般應(yīng)采取及時拉超前架、鋪聯(lián)雙層金屬網(wǎng)、架頂使傾向工字鋼的方法維護頂板；當頂板冒落嚴重時，可采用挑蹬工字鋼梁、上鋪大板與鋪聯(lián)雙網(wǎng)相配合的方法維護頂板。屆時需提前編制工作面過斷層的安全技術(shù)專項措施。3）特殊時期的頂板管理：來壓及停采前的頂板管理：（1）在接面生產(chǎn)的同時，應(yīng)及時編制工作面初次放頂安全措施，與作業(yè)規(guī)程一并貫徹執(zhí)行。（2）工作面老頂初次來壓和周期來壓期間，要求加強來壓的預測預報工作，由礦壓組在上下順槽掛牌標明來壓位置。（3）加強上、下端頭及工作面的頂板管理，提高支護質(zhì)量，適當加大支護密度。工作面支架以及兩順槽所有單體柱必須達到初撐力，特別注意工作面中部支架的初撐力及支架狀態(tài)，及時采取措施預防冒頂。（4）工作面片幫加劇或頂板破碎處要及時跟機拉架，必要時及時拉移超前架，并對工作面煤壁采用相應(yīng)的防片幫措施。（5）工作面停采線前10m不再放煤，鋪設(shè)雙網(wǎng)、掛鋼絲繩為撤面造好條件。屆時應(yīng)提前編制工作面停采造條件施工措施，確保停采質(zhì)量和安全。6.2.3工作面上、下端頭及出口的頂板管理1）上、下順槽超前支護：（1）超前支護距離：①上下出口超前支護距離上順槽不得低于50m，下順槽不得低于30m。②超前支護以外的錨網(wǎng)支護巷道出現(xiàn)頂板下沉量較大、開裂、離層（頂板累計下沉量超過100mm或日下沉量超過40mm）、錨桿螺絲擼絲等異?，F(xiàn)象時，及時用單體液壓支柱打點柱或配合抬棚加強支護；局部工字鋼棚、抬棚加強支護巷道出現(xiàn)棚梁變形或棚腿失腳時應(yīng)及時補打點柱支護。（2）超前支護方式及支護材料：支護方式：采用錨網(wǎng)支護，并采用單體支柱和鉸接頂梁支護。（3）支護質(zhì)量控制標準：①所有支柱走向成線，偏差小于±50mm，傾斜不超過6°。②所有單體液壓支柱柱閥與工作面推進方向一致。③根據(jù)順槽高度在一字梁下支設(shè)m、m、m或m的單體柱，活柱行程不少于200mm。④所有支柱應(yīng)迎山有力，初撐力不小于MPa，并走向拴繩聯(lián)鎖。⑤一字頂梁鉸接牢固，鉸接率不得低于90%，沿巷道成一直線，特殊情況下允許脫節(jié)（如巷道鼓幫變形嚴重），但相鄰脫節(jié)段之間間隔不得大于2m，以確保支護質(zhì)量。⑥兩巷支護高度不得低于m，行人通道寬度不得小于m。上下順槽變形嚴重處必須及時擴幫落底改造處理，以保證順槽必需的通風斷面和出口的安全暢通，確保安全生產(chǎn)。⑦上下順槽兩幫鼓幫變形使單體支柱側(cè)向受力時，必須及時改柱，防止支柱失去支護作用或支柱折斷危及安全生產(chǎn)。⑧巷道頂板破碎時，要先鋪聯(lián)一層金屬網(wǎng)，再用一字頂梁支護。⑨m花邊大抬棚進行支護。⑩棚頂必須在回撤密集支柱時及時撤出；頂板異常破碎造成回撤困難時，需經(jīng)礦領(lǐng)導批準，方可撇入老空區(qū)。回采過程時，必須根據(jù)該面的生產(chǎn)實踐及上、下端頭及出口的實際情況，及時地修改、補充加強工作面上下端頭及出口的支護方式、范圍及相關(guān)措施，報請礦總工程師批準，以確保安全生產(chǎn)。6.3生產(chǎn)系統(tǒng)1）運輸系統(tǒng)主運輸系統(tǒng)構(gòu)成及運載路線：1301綜放面采用下行運輸方式。采煤機機組割煤及后部放煤，通過工作面前后部運輸機，橋式轉(zhuǎn)載機、破碎機及順槽膠帶輸送機運出，經(jīng)煤倉進入主運輸系統(tǒng)。1301綜放工作面下順槽總輸送距離為2400m（包括切眼8m）。2）輔助運輸系統(tǒng)：工作面的材料運輸采用無極繩運輸。3）設(shè)備安裝、撤除及材料運輸路線：（1）工作面設(shè)備安裝路線：副井井底車場西軌道大巷分帶下部車場進風、行人、運料斜巷1301軌道順槽1301綜放面切眼。（2）工作面生產(chǎn)材料運輸路線：副井井底車場西軌道大巷分帶下部車場進風、行人、運料斜巷1301軌道順槽1301綜放面（3）工作面設(shè)備撤出所經(jīng)路線：軌道順槽設(shè)備、移動變電站等1301軌道順槽運料、行人、進風斜巷分帶下部車場西軌道大巷井底車場副井地面。下順槽膠帶輸送機、轉(zhuǎn)載機、工作面所有設(shè)備1301軌道順槽分帶下部車場西軌道大巷井底車場副井地面。6.4勞動組織和主要技術(shù)經(jīng)濟指標6.4.1作業(yè)方式實行“四六”工作制，三班生產(chǎn)，一班檢修，每班作業(yè)6h。6.4.2勞動組織依據(jù)目前工作面用工數(shù)量和工種配合情況，結(jié)合1301綜放面兩巷支護、設(shè)備配備等確定其用工，在實踐中再進一步細化調(diào)整。6.4.3工作面循環(huán)作業(yè)圖工作面循環(huán)作業(yè)，見圖6-3。6.4.4主要技術(shù)經(jīng)濟指標主要技術(shù)經(jīng)濟指標，見表6-17。圖6-3工作面循環(huán)作業(yè)圖表6-17主要技術(shù)經(jīng)濟指標表序號指標名稱數(shù)量備注1工作面推進長度2400m2工作面面長(凈斜長)175m3煤層傾角2.3°～14.3°4煤視密度1.4t/m35煤硬度6煤厚10.5m7割煤高度3.5m8放煤高度7m9采放比1:210工業(yè)儲量6174000t11設(shè)計采出煤量t12回采率88.82%13日產(chǎn)量t14月產(chǎn)量t15正規(guī)循環(huán)率%16月推進度m17可采期個月18放煤步距0.8m19出勤率80%20回采工效69噸/工7井下運輸概述7.1.1礦井運輸系統(tǒng)1）運煤系統(tǒng)綜采工作面刮板輸送機轉(zhuǎn)載機工作面運煤平巷（膠帶輸送機）分帶煤倉運輸大巷-膠帶輸送機-井底煤倉主井箕斗地面2）運料系統(tǒng)地面副井罐籠井底車場t固定式礦車軌道大巷分帶下部車場分帶軌道平巷回采工作面3）運矸系統(tǒng)工作面軌道平巷分帶下部車場軌道大巷t固定式礦車井底車場罐籠副井地面4）行人系統(tǒng)地面副井罐籠井底車場軌道大巷分帶下部車場分帶區(qū)軌道平巷回采工作面5）回風系統(tǒng)工作面運輸平巷分帶回風斜巷回風大巷風井地面帶區(qū)運輸設(shè)備的選擇在第六章已對工作面的設(shè)備進行了選型，這里不需再重新說明。大巷運輸設(shè)備的選擇由于本礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為3Mt/a，為大型礦井，考慮到運輸大巷的運輸能力，運輸大巷中采用膠帶輸送機運輸，膠帶輸送機型號為：