煤矿工作面设计说明书.doc

采矿工程专业采矿工程专业 课 程 设 计 说 明 书 题目：上湾煤矿东一带区设计（180 万 t/a） 姓 名： 吴天伟 张 欢 班 级： 采矿 061 班 学 号： 08 09 指导教师： 陈 刚 设计时间：2009 年 11 月 16 日至 2009 年 12 月 24 日 黑龙江科技学院 课程设计任务书 姓名：吴天伟、张 欢 设计题目：上湾煤矿东一带区设计 二、已知技术参数 上湾煤矿东一带区位于井田中部。西部以 F1 断层为界， 东部以 F9 断层为界。浅部以煤层露头为界，深部以 F15 断层为 界。走向长 1000 米，南北倾斜长 760 米。设计带区为 2 层煤， 平均厚度为 3.9 米，倾角为 21。 三、设计要求 设计生产能力为 1.80Mt/a 的带区。 四、设计的主要内容 设计带区采用倾斜长壁采煤法开采，一个工作面达产。 五、工作量 课程设计说明书一本（共五章） ，图纸两张。 六、工作计划 第一周完成设计说明书的第一、二、三章，第二周完成第 四章，第三周完成第五章，第四、五周计算机绘图，第六周小 组答辩。 指 导 教师： 陈 刚 2009 年 11 月 16 日 摘要摘要 本设计为上湾煤矿东一带区位于井田中部设计 1.80Mt/a 的新带区设计。此 矿带区内有 2 层煤全区可采，且其均为厚煤层，煤层平均厚度为 3.9m，走向长 度为 1.96km，倾向长度为 1.2km，煤层平均倾角为 11。本井田内可采储量为 20.52Mt，服务年限为 7.1 年。煤的工业牌号为焦煤。本设计采用带区俯斜开采， 联合开采和集中大巷布置，大巷采用 10t 架线式电机车牵引 5t 底卸式矿车运输。 采煤方法为倾斜长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化一次采全高，采空区处理 方法为全部垮落法。 关键词关键词： 井田开拓 开采水平 倾斜长壁 采煤工艺 Abstract The design for the coal mine on the East Bay area is located along the central well field design 1.80Mt / a design of a new band. The ore belt region may have two layers of coal mining region, and its seams are thick, the average coal seam thickness of 3.9m, towards a length of 1.96km, tend to a length of 1.2km, the average coal seam inclination of 11 . The recoverable reserves within Ida 20.52Mt, service life of 7.1 years. Industrial grades of coal for coking coal. This design uses a band bow incline mining, mining and concentration combined roadway layout, roadway with 10t shelf linear motor traction 5t bottom dump car transport. Inclined longwall mining method for mining law, mining technology for integrated mechanization of mining full-time high, treatment of mined-out area for all caving method. KeyKey WordsWords： vertical shaft development mining Level Inclined coal mining coal mining technology 目目 录录 摘要摘要I ABSTRACT.II 第一章第一章 带区地质情况带区地质情况 第一节 带区概况.1 第二节 地质特征.1 第二章第二章 带区储量与生产能力带区储量与生产能力 第一节 带区储量.3 第二节 带区生产能力.3 第三节 带区服务年限.4 第三章第三章 带区方案设计带区方案设计 第一节 采煤方法的选择.5 第二节 带区巷道布置.5 第三节 巷道断面设计.9 第四章第四章 回采工艺回采工艺 第一节 落煤.14 第二节 支护.15 第三节 采空区处理方法.16 第四节 采煤工艺.17 第五节 生产技术管理.17 第六节 采煤方法图的设计及绘.18 第七节 安全技术措施.20 第五章第五章 带区生产系统带区生产系统 第一节 带区运输.23 第二节 带区通风.24 第三节 局部通风系统设计.29 第一章第一章 带区地质情况带区地质情况 第一节第一节 带区概况带区概况 一、交通位置一、交通位置 东山矿位于东山市西南方向，距离车站 15 公里，矿区专用铁路线在东山火 车站与新兴铁路接轨处。东山至锦州的公路在井田西部通过，交通十分便利。 二、自然地理二、自然地理 1)井田地形地貌 该区地貌形态属于老年期剥蚀堆积的丘陵地带，地形比高差异不大，自东 南向西北地势逐渐减低，地面标高为-120 米至-143 米，平均-130 米，井田东南 边界外为闾山山脉，其最高峰达 700 米以上。 2) 气象情况 东山地区气候主要受西伯利亚蒙古气候控制，一年中冷得早，暖得晚， 全年降水量少，蒸发量大，冬春二季风大，历年平均风速为 1.03.7 米秒，最 大风速 18 米秒，每年终霜期于 5 月 3 日前后，秋霜始于见于 9 月 7 日前后， 无霜期为 146 天。 3)煤业开发史 东山井田为新开发的煤田,所以无开发史。 4)工农业及原料供应状况 东山井田周围有农田和国有林地分布,可为矿区提供一部分农产品及生产资 料.矿井建设及生产所需设备可由附近省市厂家提供。 5)水源及电源 东山水源来自开采地下水,能够满足生产与生活需要，生产与生活用电均来 自东山市供电局。 第二节第二节 地质特征地质特征 一、带区范围内的地质情况：一、带区范围内的地质情况： 矿区内的地层大都为粗砂岩和泥岩，矿区处在东山盆地，无大的褶皱。可 采煤层 3 层。 1）地质构造 本带区范围内的主要地质构造为断层，见断层特征表： 断层 编号 断层 性质 走向（）倾角（） 落差 （m） 控制 程度 F1 正N27WNW5065 18 可靠 F9 正N1718WSW4073 22 较可靠 F15 正W23EWE4762 15 可靠 2）本带区煤层赋存状况及可采煤层特征 侏罗系上统地层。共有可采煤层 3 层，为全部可采。见煤层特征表。 本带区煤层赋存状况表 厚度层间距(m) 煤层号 最大-最小 平均 最大-最小 平均 走向长 （m） 倾斜长 （m） 顶板 岩性 底板 岩性 煤 1 4.0-5.0 4.5 19601200 粉砂岩 中砂岩 粉砂岩 中砂岩 煤 3 2.06-4.14 3.1 35-45 40.0 19601200 粉砂岩 泥 岩 粉砂岩 泥 岩 二、岩石性质、厚度特征二、岩石性质、厚度特征 本井田可采煤层顶底板岩石经粉砂岩、泥岩为主，含水性较小，裂隙不是 很发育，向斜北异岩石胶结硬度较软，遇水易澎涨，巷道不易维护，过轴南， 以粉砂岩和细砂岩为主，局部有砂岩及砂砾岩，胶结硬度较大，向斜轴部、轴 面劈理较发育，易导水。 下表为本带区煤层柱状图。 三、水文地质情况三、水文地质情况 东山矿区地形起伏平坦，无河流，自西南往东北逐渐增高，标高在-130 米 以下 。 四、沼气、煤尘及煤的自燃性四、沼气、煤尘及煤的自燃性 煤层瓦斯成份：原精查勘探共采瓦斯成分样 55 个，其化验结果为： CH4： 82.688.9； CO2：1.43.8； N2 ：7.714.9。 在 8689 年期间抚顺煤研分院与东山局一起要在井田南部高德 3 层煤揭开 高德 3 煤时，过行了煤的瓦斯压力和含量变测量工作。结果本矿井为高瓦斯矿 井。 第二章第二章 带区储量与生产能力带区储量与生产能力 第一节第一节 带区储量带区储量 一、储量计算一、储量计算: : 储量计算公式为： （2-1）QS M d Q-储量（万吨） S-煤层面积（m2） m-煤层厚度（m） d-煤的容重（t/m3） 根据带区煤层底板等高线可知： 带区有可采煤层 2 层，总厚 7.6 米，带区平均走向长度 1960 米，平均倾 斜长度 1200 米， 所以 Q S M d =196012007.61.4 =2502.53（万吨） 第二节第二节 带区生产能力带区生产能力 一、回采工作面年生产能力一、回采工作面年生产能力 AO = LlmrK3（ 吨/年） （2-2） 式中： AO回采工作面年生产能力，吨； L工作面推进度，m/a； l工作面长度，m； M煤层厚度，m； R煤的容重,t/ m3 K3工作面的回采率,取 0.930.97。 本带区采用综合机械化采煤工艺，工作制为三八制，二班半采半班准备， 双向割煤往返一次割两刀，截深为 0.6 米，一年工作 330 天，工作面长度为 Z=200 米，工作面的回采率取 K3=0.95，所以年推进度为 L=70.6330=1386m 所以 AO =LlmrK3 =13862004.51.40.95 =165.90（万吨/年） 二、带区生产能力二、带区生产能力 带区生产能力的煤主要来自回采工作面。掘进出煤一般不超过 10%。 A=nAOBK(万吨/年) （2-3） 式中： A-带区生产能力(万吨/年)； AO-每个回采工作面的生产能力 万吨/年； n-带区同时生产的工作面个数（个） ； B-掘进出煤率 取 1.051.10 K-工作面产量不均衡系数（沿空留巷取下限，其 余取上限，区内单工作面取 1，两个工作面时取 0.95，三个工作面时取 0.9。 ） 设计带区为二层煤，平均厚度为 3.8 米，倾角为 11，考虑其维护费用与 服务年限，采用带区开采方式，设单工作面实行后退式开采，掘进出煤率取 B=1.08，工作面产量不均衡系数 K 取 1。 所以 A=NAOBK =1165.901.081 =179.18（万吨/年) 第三节第三节 带区服务年限带区服务年限 一、煤柱损失一、煤柱损失 保安煤柱的留设： 为了安全生产，设计带区依据煤矿安全规程规定，留设保安煤柱如下： 各煤层在带区边界处留设 20m 煤柱。 煤层露头留设 30 米煤柱 下部受断层影响，120 米宽采出困难，留设煤柱，待开采结束后回采煤柱 旧带区边界及断层两侧留设 20m 保护煤柱，结合本带区的具体情况按以上方 法可计算得到带区服务年限 T 与带区生产能力 A 的关系如下； T=Z/A Z=（ZC-P）K Z带区可采储量 ZC带区工业储量 P永久煤柱损失 K带区回采率 结合本设计带区的具体情况，按以上方法可计算得到，煤柱损失为 278.8 万吨。 所以可采储量为： Z=（ZC-P）K =（2502.53-278.8）0.8 =1778.98(万吨) 带区服务年限： T=Z/A =1778.98/1.4179.18 =7.1 年 第三章第三章 带区方案设计带区方案设计 第一节第一节 采煤方法的选择采煤方法的选择 采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件 和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。 设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选 择应结合本设计带区的实际情况，采用合理的采煤方法。 我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种： 表 3-1 采煤方法技术特征表 序 号 采煤方法体系 整层与 分层 推进方向 采空区 处理 采煤工 艺 适应煤层基 本条件 1 单一走向 长壁采煤 壁式整层走向垮落 综、普、 炮 薄及中厚 2 单一倾向 长壁采煤 壁式整层倾向垮落 综、普、 炮 薄及中厚 一、选择采煤方法的制约因素一、选择采煤方法的制约因素 带区煤层赋存状况及地质条件 开采水平的划分和带区巷道布置 现有技术及设备 带区储量、生产能力及服务年限等 二、采煤方法的选择二、采煤方法的选择 本设计带区宽为 1960m，倾斜长度 1200m，第一开采水平布置在-130m 标高 处。采区内共有可采煤层 2 层，煤层平均倾角 11，煤层平均厚度分别为 4.5m,3.1m，围岩稳定，无明显的其他地质构造。根据本采区的实际情况，采用 倾斜长壁单翼后退式采煤方法，这种采煤方法煤炭损失少，劳动成本低，劳动 条件好，容易实现集中生产和高产高效，便于管理。 第二节第二节 带区巷道布置带区巷道布置 一、带区走向长度一、带区走向长度 本带区平均走向长度为 1960m，东、西部各有一条断层边界，北部也有一 个断层边界。 分带走向工作面长 200m，倾向 1200m 左右，布置 16 个工作面。 二、带区形式二、带区形式 带区内在两煤层中下部岩石中布置运输大巷和回风大巷，且回风大巷高于 运输大巷。作为整个带区的主要运输大巷。各分带通风行人巷由底板绕道与运 输大巷相联通。带区内分条带开采。采用 U 型后退式通风。采区形式为单翼开 采。 三、区内煤层开采顺序三、区内煤层开采顺序 先采 1 号煤层右侧工作面，然后开采 3 号煤层右侧侧工作面，一次上下两 层煤联合开采，采用俯斜式下行开采。 四、带区斜巷布置四、带区斜巷布置 采用两条斜巷，一条运输斜巷，一条轨道斜巷，考虑到本设计矿井为高瓦 斯矿井，煤层倾角为 11 度左右，带区生产应考虑瓦斯突出等事故。 带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷相同，层位相同，各自的下部车场 工程量相同，从而保证了每层煤仰俯斜工作面采止线能顺畅地贴近，避免了在 采止线附近维护采空区巷道和 Z 形通风现象的发生。 带区斜巷的层位按穿过一水平煤层群剖面图几何中心考虑。 带区斜巷倾角均取最佳角度 24 度，带区运输入风斜巷中的设备选用铸石刮 板运输机，投资少，运营费低。带区运料回风斜巷中的运输设备可选用绞车硐 室在斜巷上部的单钩串车运输方式也可采用绞车硐室在斜巷下部的单轨吊车运 输方式，还可以采用内燃机车牵引的单轨吊车，实现从带区运料回风斜巷的辅 助运输的连续化。 带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷一般是平行交替布置，它们之间的 间距是一个工作面的长度，在最下部煤层中的集中回风大巷相连，构成回风回 路，这条回风联络巷始终担负回风任务。同理带区运输入风斜巷在类似位置也 有一回风联络巷，其功能是在带区运输入风斜巷仅担负掘进任务时为掘进工作 面回风；当带区运输入风斜巷担负运输，入风和掘进任务时，回风联络巷中的 风门关闭，分带运输巷的掘进工作面的回风与两个回采工作面串联，即“半掘 串一采” 。 五、带区下部车场布置五、带区下部车场布置 1、 煤矿矿井井底车场和硐室设计规范的规定 （1）带区车场和硐室的设计，应根据带区巷道布置、带区生产能力和服务 年限、运输方式和矿车类型、地质构造和围岩性质、煤尘、瓦斯及水文情况等 因素进行全面考虑确定； （2）带区车场和硐室应根据围岩情况尽量布置在稳定岩层或煤层中； （3）带区车场巷道断面应根据围岩情况确定，可为半圆拱形，跨度大时视 围岩情况也可采用三心拱形，应优化选择锚喷支护，当锚喷支护有困难时，也 可采用其他支护方式。 带区下部车场多由带区装车站和辅助提升车场组合而成。根据煤炭装车地 点的不同，可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式。因为运输能力的限 制不可采用石门装车式，采用底板绕道或大巷装车式车场。 六、带区煤仓形式，容量及支护六、带区煤仓形式，容量及支护 1、带区选用的是垂直式煤仓，主要优缺点是仓体受力性能好，较少发生填 塞现象，但受条件限制。 2、煤仓容量 (1)按采煤机连续作业割一刀的容量计算 Q=QO+LmbrC0kt 式中： Q带区煤仓容量 QO防空仓漏风留煤量（吨）一般取 5-10 吨 L工作面长度（米） m采高（m） b进刀深度（m） r煤的容重 CO工作面的回采率 Kt同时生产工作面系数综采时取 1，普采时取 1+0.25n n带区内同时生产的工作面数目 Q=8+2003.80.620.951=910 吨 (2)按运输大巷列车间隔时间内带区高峰期产量计算 Q=QO+Qhtiad 吨 式中：Qh带区高峰期生产能力，t/h(一般为平均产量 1.5-2.0 倍) ti列车进入带区装车站的间隔时间，一般取高限 1200- 1800 秒 ad不均衡系数，机带区 1.15-1.2，炮采取 1.5 故 Q=8+316.540.51.2=197.92 吨 (3)按带区高峰生产延续时间计算（QhQt 时） Q=QO+（Qh-Qt）thcad 式中：Qt带区装车站通过能力 t/h（一般为平均产量的 1-1.3 倍） thc带区高峰生产延续时间，机采取 1-1.5h，炮采取 1.5- 2h Q=8+（316.54-223.44）1.51.2=175.58 吨 取最大值 Q=910 吨 一般带区煤仓容量可按下表取： 带区生产能力 Mt/a煤仓容量 0.3 以下 50-100 0.3-0.45100-200 0.45-0.60200-300 0.60-1.00300-500 1.00 以上大于 500 所以本带区煤仓容量为 910 吨。 3、煤仓结构及支护方式 煤仓结构包括：煤仓上部收口，仓身，下口漏斗及溜口闸门基础，溜口和 闸门装置。 上部收口：为保证煤仓上部收口安全与改善煤仓上口的受力状况，需以混 凝土收口筑成圆台体。 仓身：采用锚喷支护。 下口漏斗及溜口闸门基础：煤仓下口混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓可 作成曲面圆台体以解决起拱堵仓问题，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加 强支护，一般应在煤仓下口处四周铺设数根钢梁，灌入混凝土使其与大巷支护 联为一体。 4、带区硐室简介 带区变电所 一般宜设在围岩稳定，地压小，通风较好，无淋水的地点用电负荷中心。 硐室与电器设备应有 0.5m 的通道，相互之间应留 0.8m 以上通道温度不超过 30，必须有足够的照明，机电硐室应设置瓦斯自动检测报警断电仪，并配备 便携式个体检测设备。带区变电所形式有一字形、人形和形，一般采用一字 形，断面一般为半圆形，用混凝土砌筑。 带区硐室除带区变电所还应设有井下空气压缩硐室、机电硐室；压缩机房 一般为半圆拱形用料石或混凝土砌筑，有条件可以锚喷。 八、工作面长度的确定 该带区设计产量为 180Mt/a，一个工作面达产，即工作面日产量 5454.5t/d。 确定工作面长度的公式如下： A0=LlMc 式中： A0-工作面年生产能力，吨； L-工作面年推进度，M； l-工作面长度，M； M-煤层厚度，M； -煤的容重，吨/ M3； c-回采率，取 0.95； 即： L200m 上式计算得到的 L 值，还应通过下述公式确定的工作面 L来校核，若 LL则 L 合理。 L=（60VBC CM）（QbS SnP） 式中： V工作面内允许的最大风速，取 4m/s； B工作面最小控顶距，m； C风速收缩系数 0.9-0.95； M工作面采高，m； Qb昼夜产煤一吨所需风量，m3/t； Sn循环进度，即机采面采煤截深，m； P煤层生产率，即单位面积上出煤量，P=MC，t/； 昼夜循环数,即每日割煤刀数。 L60440.94.5/(0.960.62.47)=406m， 可见 L200mL=406m，工作面长度合理。 第三节第三节 巷道断面设计巷道断面设计 一、巷道断面设计应满足的条件一、巷道断面设计应满足的条件 1、保证人员通行安全； 2、合理布置该断面的管路及电缆等； 3、断面能过最大风量时，不得超过煤矿安全规程规定的风速； 4、按水量要求，设置水沟； 5、不得小于煤矿安全规程规定的最小净断面和最小净高度； 6、满足其他要求，如需在巷道一侧堆放坑木和材料或安装其他设备等。 二、巷道断面的选择二、巷道断面的选择 1、选择断面形状应考虑的因素 （1） 巷道所处的位置及围岩的物理性质、矿山压力的大小及作用方向； （2） 巷道的服务年限和用途； （3） 巷道的支护方式和支护材料； （4） 巷道施工技术及其装备的情况； （5） 邻近矿井同类巷道断面的断面形状及其维护情况等。 当巷道围岩比较稳定，矿山压力不大，服务年限不长时，一般宜选用矿用 式工字钢支架、锚杆或钢筋混凝土支架进行支护，其断面形状一般为梯形或矩 形。如带区内的准备巷道和回采巷道。 当巷道围岩不太稳定，矿山压力较大，且服务年限较大时，一般宜采用锚 喷、混凝土砌碹或 U 形钢可伸缩性支架进行支护，断面形状一般为拱形、圆形 或椭圆形。设计运输大巷位于岩石中，顶板压力较大，服务年限较长且巷道围 岩比较稳定，为了减少使用过程中掘进费用和维护费用，多采用拱形断面。拱 形断面一般包括半圆拱、圆弧拱和三心圆拱形。在目前条件下多采用半圆拱。 2、方案比较 (1)半圆拱形断面：目前开拓、准备巷道和硐室普通采用的断面形状，多在 顶板压力大，侧压小，无底鼓的条件下使用。 (2)圆弧拱形断面：由于光爆锚喷支护的推广，拱部成形好，施工方便，多 用于准备巷道。当跨度较大时，较半圆拱形断面利用率高。 (3)圆形断面：围岩松软，有膨胀性，四周压力均很大，用其他形状不能抵 抗周围压力时采用。 (4)三心圆拱形断面：与半圆拱形比较，拱形承压能力差，但断面利用率高， 适用与围岩坚硬的开拓巷道，上（下）山和硐室。 (5)椭圆形断面：当巷道四周压力很大时，且分布不均，根据顶压和侧压的 大小，采用竖直或水平布置 综合以上地质条件及方案比较，本带区集中运输大巷布置在岩层中，采用 锚喷技术支护，开拓巷道顶压大，侧压小，无底鼓，故该设计带区考虑采用半 圆拱形断面的运输大巷。 三、巷道断面尺寸的确定三、巷道断面尺寸的确定 巷道断面净尺寸，应根据该巷道内运行车辆或其它运输设备的最大轮廓尺 寸以及架设管线、行人、设备的运送、安装、检修和施工要求等因素确定，并 应按通风要求进行计算。 1、巷道断面净宽度的确定 巷道净宽度是运输设备的最大轮廓尺寸， 煤矿安全规程所规定的人行 道宽度以及有关的安全间隙相加之和。 另外当水沟设于人行侧，且水沟净宽大于等于 500 毫米，应根据轨道铺设 的要求加宽人行道 拱形断面的主要运输巷道净宽度，综采矿井不宜小于 3.0 米，其它矿井不 宜小于 2.0 米，拱形巷道的其它巷道净宽度不宜小于 2.0 米，矩形巷道断面净宽 度不宜小于 2.0 米，梯形巷道断面顶部净宽度不宜小于 1.8 米。 由于本带区年产 180 万吨，产量大，所以采用 900 毫米轨距，双轨中心距 为 1800 毫米的双轨巷道。ZK710-9/550 架线式电机车牵引，宽 1360，高 1550。长 4500 毫米。MD5.5-9 型 5.0t 底卸式矿车 4200长，宽 1520，高 1550。依据煤矿安全规程取人行侧宽 c=1000，非人行侧宽 a=500。 型号 项目 MD5.5-9 名义载重量（kg） 5000 容积(m3) 5.5 轨距(mm)900 轴距(mm)1350 自重(kg) 2910 最大牵引力(kN)58.8 外形尺寸（长宽高）(mm) 420015201550 串车运行最小平曲线半径(m) 12 串车运行最小竖曲线半径(m)15 备注底卸式 5t 底卸式矿车主要技术参数 型号 项目 ZK710-9/550 粘着重量（t） 10 轨距（mm） 900 电压（v） 550 牵引力（N） 15092 速度（km/h） 11 机车结构速度(km/h) 25 电动机功率(kw) 224 控制方式有触点直接控制 制动方式机械电气 轨道最小曲率半径(m) 7 轴距(mm) 1100 受电弓工作高度(mm)18002200 外形尺寸(mm) 450013601550 架线电机车主要技术参数 则两电机车之间的距离为 1800-1520=280200，满足煤矿安全规程 的有关规定。 设计带区双轨巷道布置，因此巷道净宽度： B=a1+b+c1 B巷道净宽度，； a1非人行侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离， ； c1人行侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，； b轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，； 故巷道净宽度为： B=a1+b+c1=（500+1520/2）+1800 +（1000+1520/2） =4820。 1 1、拱形巷道净宽度：拱形巷道净宽度： H=h3-hb-h0 式中： H巷道净高度，； h3墙高，； hb从巷道底板到道碴面的高度，由铺轨参数确定，； h0拱形巷道拱高，。 （1）拱高：半圆拱形巷道拱高为巷道净宽度的一半，即：R= h0=B/2=2410； （2）墙高：为了满足行人安全、运输通畅，设备运送，安装和检修的需要，拱 形巷道墙高在一般情况下可以参照表 3-3-1 中公式进行计算。 表 3-3-1 拱形巷道净高计算参照表 按人行高度要求计算 h31800+ hb-； 22 ()RRj 按架线电机车导电弓要求计算h3h4+hc- 22 1 ()()Rnkb 按管子悬吊高度要 求计算 导电弓h3h5+h7+hb- 22 2 () 2 D Rkmb 电机车h3h5+h7+hb- 22 1 12 () 22 AD Rmb 按 1.6 高度范围内人行宽度要求 计算 h31600+h0- 22 1 12 () 2 A Rcb 按设备上缘至拱壁 最小安 人行侧h3h+hc- 22 1 12 () 2 A Rcb 确定巷道壁高 h3： 按架线式电机车导电弓子要求确定 h3： h3h4+hc- ； 22 1 ()()Rnkb 按煤矿安全规程规定，取 h4=2200，查表选用 30/m 钢轨，再查表得 hc=410，道碴高度 hb=220；取 n=500，k=360，b1=B/2-a1=4820/2- 1260=1150. 故 h32200+410-=1440 22 (2410500)(360 1150) 按管道装设要求确定 h3： h3h5+h7+hb- 22 2 () 2 D Rkmb h5渣面至管子底高度； h7 管子悬吊件总高度； m导电弓子距管子间距； b2轨道中线与巷道中线距离； D压气管法兰盘直径。 按照煤矿安全规程要求取 h5=2000，h7=900，m=300,D=335, b2=B/2-c1=4820/2-（1000+1520/2）=650； 故 h32000+900+220-=1216 ； 22 335 2410(360300650) 2 按人行高度要求确定 h3: h31800+hb- ； 22 ()RRj 其中 j距壁 j 处的巷道有效高度不应小于 1800，j100，一般取 j=200。 h31800+220- =1069。 22 2410(2410200) 综上计算，并考虑有一定的余量，确定本巷道壁高为 h3= ，则巷道断面 净高度 H=h3-hb+h0=1800-220+2410=3990. 2 2、确定巷道断面面积确定巷道断面面积 S S： 巷道设计掘进宽度：B1=B+2T=4820+2200=5220. 巷道设计掘进高度：H1=H+hb+T=3990+220+200=4410 巷道设计掘进断面面积：S1=B1(0.39B1+h3)=5220（0.395220+1800） =20.0m2 巷道净断面面积：S=B(0.39B+ h3)=4820(0.394820+1800)=17.7m2 每米巷道工程量及材料消耗量表 材 料 消 耗 量设计掘进工程量（m 3） 号 序 编 号 断 面 巷道 数量(根) 喷射材料 基础 （m 3） 锚 杆 重量(kg)注砂浆（m 3） 铁托板 （kg） 钢丝网 （m2） 面积 （m2） 粉刷 17.30.041.1111.010.5 断 面 编 号 围 岩 类 别 断 面 积(m 2) 净掘进基础 设计掘进尺寸(mm) 宽高 支护 方式 支护厚度 (mm) 锚 杆 (mm) 型 式外露长度排列方式 间排距锚 深 直径 净周长 （m） 巷道断面特征表 16.217.30.04500040001001001000170015.3 锚喷 一一一一一 一一 一一一 一一 1:50 3 3、水沟、水沟 （1）一般布置在行人侧。当非行人侧有适当的空间时，亦可布置。应尽量避免 穿越轨道或运输机。 （2）确定水沟流速时，应以煤，泥等杂物不沉淀为原则。设计采区水沟采用混 凝土砌筑，最大流速 510m/s。 当运输大巷和回风大巷的掘进工作面超过采区沿走向的中央位置一定距离 （100m 左右）后，即可开始采区的工作。首先，在带区沿走向的边界位置，由 运输大巷开掘带区下部车场，并由此在距离煤层底板 1520m 的岩石中开掘轨道 斜巷，当斜巷掘至带区上部边界时，开切眼，轨道斜巷与运输斜巷连通，形成 通风回路布置工作面。在掘进上述巷道的过程中，要将下部的带区煤，带区变 电所等硐室及相关联络巷道掘完，并完善车场。这样第一区段的采煤工作面就 准备完毕。各巷道及硐室的规格质量经检验合格后，即可安装机电设备移交生 产。 第四章第四章 回采工艺回采工艺 第一节第一节 落煤落煤 一、落煤方法一、落煤方法 采用倾斜长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切 进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深 0.6 米，根据本带区设计生产能力 为 180 万吨，采煤机适宜选用 MXA-300/4.5 型。 采煤机技术特征表 型号 项目 生产能力(t/h)910 采高(m)2.34.5 截深(m)0.6 滚筒直径(m)2.0 截割速度(m/s)3.9 牵引力(kN)200400 牵引速度(m/min)08.6 牵引方式无链牵引 电动机型号DMB/3005 电动机功率(kw)300 电动机电压(v)1140 灭尘方式内、外喷雾 拖电缆方式自动卷电缆 外形尺寸(mm)（长宽高） 1271723421905 主机48.5 附件179 三、采煤机进刀方式三、采煤机进刀方式 方案比较：方案比较： （1）直接推入法进刀：）直接推入法进刀： 分析：分析：其过程与单滚筒采煤机直接推入法进刀相同。因该方式需提前开出 工作面端部切口，而且大功率采煤机和重型输送机头（尾）叠加在一起，推移 困难，固而很少采用。 （2）综采面中部斜切进刀）综采面中部斜切进刀 分析：分析：中部斜切进刀方式可以提高开机率，适用于较短的综采面，采煤机 具有较高的空牵引速度；工作面端头空间狭小，不便于采煤机在端头停留并维 修保养；采煤机装煤效果较差的综采面。但是采用该方法，工作面工程规程质 量不易保证。 （3）滚筒钻入法进刀）滚筒钻入法进刀 分析：分析：钻入法进刀需求采煤机滚筒端面必须布置截齿和排煤口，滚筒不用 挡板。若用门式挡煤板，钻入前需将其找开，并对输送机机槽，推移千斤顶， 采煤机强度和稳定性都有特殊要求，采高较大时不宜采用。 （4）工作面端部斜切进刀）工作面端部斜切进刀 分析：分析：综采面斜切进刀，要求运输及回风平巷有足够宽度工作面输送机机 头（尾）尽量伸向平巷内，以保证采煤机滚筒能割至平巷的内侧帮，并尽量采 用侧卸式机头，若平巷过窄需要人工开切口。 四、采煤机割煤方式四、采煤机割煤方式 采煤机往返一次割两刀，双向割煤，采高 4.5 米最大牵引速度 8.6 米/分。 五、合理截深的选择五、合理截深的选择 根据设计产量、生产能力以及采煤方法等要求，选择截深为 0.6 m 的采煤 机。 第二节第二节 支护支护 一、支架选型及规格的确定支架选型及规格的确定 由于煤层顶底板均为粉砂岩后泥岩，属于中等稳定顶板，老顶属于级， 老 顶来压明显。矿井为高瓦斯矿井，选架时要求通风良好，选用掩护式支 架，优点是掩护式支架，反撑力大，切顶性强，防护性能好，通风面大，稳定 性好。 在选取支架时，通常所选用支架的最大结构高度比最大采高大 200mm 左右， 最小结构高度比最小采高小 250350mm. 煤层顶底板岩性为粉砂岩，判断为中等稳定顶板，老顶为级顶板周期来 压明显。 有关 BY-3600-25/50 液压支架的特征参数详见下表 BY3600-25/50 型支架参数 支架型号BY3600-25/50 支架型式掩护式 支撑高度（m）2.55.0 煤层厚度(m)3.04.8使用 条件煤层倾角(度)180 1.301.40 由公式（ 5-3）得 ： Qwi= 60VwiSwikwi=601.011.21.3=872.6m3/min； 3)按工作面人员数量计算 Qwi=4n wi （5-4） 式中 4 每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； n wi 第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数，个； 由公式（5-4）得： Qwi=4n wi =420=80m3/min 根据的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值， 则工作面需风量确定 2467.2m3/min。 2.掘进工作面需风量的计算 煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最 大值。 1)按瓦斯涌出量计算 Qhi= 100 Qghikghi （5-5） 式中 Qhi 第 i 个掘进工作面需要的风量，m3/min； Qghi 第 i 个掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min； kghi 第 i 个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数， 一般可取 1.52.0。 由公式（5-5）得 Qhi = 100 Qghikghi= 1002.41.9=456 m3/min 2)按炸药量计算 Qhi=25Ahi （5-6） 由公式（5-6）得 Qhi=25Ahi =2520=500 m3/min 式中 25 每使用 1Kg 炸药的供风量，m3/min； Awi 第 i 个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，Kg； 3)按局部通风机吸风量计算 Qhi=QhfiKhfi （5-7） 式中 Qhfi 第 i 个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。 各种通风机的额定风量可以按表 5-3 选取。 Khfi 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取 1.21.3。进风巷道中无瓦斯涌出时取 1.2，有瓦斯涌出 时取 1.3。 表 5-3 各种局部通风机的额定风量 风机型号 额定风量/ m3min-1 JBT-51(5.5KW) 150 JBT-52(11KW) 200 JBT-61(14KW) 250 JBT-62(28KW) 300 由公式（5-7）得 : Qhi=QhfiKhfi=6001.3=780m3/min 4)按工作面人员数量计算 Qhi=4n hi=420=80m3/min； 式中 n wf第 i 个掘进工作面同时工作的最多人数，个。 3.独立硐室实际需风量计算 井下爆破材料库取 80m3/min。装设瓦斯检测报警自动断电仪，加强瓦斯监 控保证安全生产，充电硐室取 40m3/min，机电硐室取 80m3/min； 则 Q8040+80200m3/min 4.其它巷道实际需风量计算 各类其他用风巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采 用其最大值。 1)按瓦斯涌出量计算： Qoi=133Qgoikgoi=1331.51.25=250 m3/min； 2)按最低风速验算： Qoi600.15Soi Qoi600.1510=90 m3/min；取 Qoi=250 m3/min； 三、采区总供风量三、采区总供风量 采区的总进风量应按采煤、掘进、硐室和其他地点实际需要的风量总和计算。 Q（QaQbQcQd）K = (2467.2+780+200+250) 1.2 = 4436.64m3/min 式中 Q 采区总供风量，m3/min； Qa 采煤工作面实际需风量之和，m3/min； Qb 掘进工作面实际需风量之和，m3/min； Qc 硐室实际需要风量和，m3/min； Qd 采区除了采煤，掘进和硐室需要风量之外其它井 巷的需要风量之和，m3/min； K 矿井通风系数，可取 1.151.25。 四、风量分配四、风量分配 1.风量分配原则 分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不小于 各用风地点设计计算的风量； 为维护巷道，防止坑木腐烂、金属腐蚀、以及行人安全等，所有巷道都 应分配一定的风量； 风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度、风速等满足 煤矿安全规程的各项要求。 2.风量分配方法 当采区总风量确定后，首先按照采区布置图给回采工作面、掘进工作、 硐室等分配风量； 从总风量中减去回采工作面、掘进工作、硐室用风量；余下的风量按采 区总产量、采掘面数目、硐室数目等按照一定的比例这部分风量分配到其它用 风地点，用于维护巷道和保证行人安全。 五、风速验算五、风速验算 1.采煤工作面风速验算 1)按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量 Qwi600.25Swi=600.2511.2=168m3/min Qwi =2467.2168 m3/min； 满足要求。 2)按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量 Qwi604Swi=60411.2=2688 m3/min Qwi =2467.2108 m3/min； 满足要求。 各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量 Qhi600.25Shi=600.2512=180 m3/min Qhi=780180 m3/min ；满足要求。 2)按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量 Qhi604Shi=60412=2880 Qhi=780中要求，大巷中风速不能超过 8 m/s,则符合要求。通过验算， 各风速均满足要求。 表 5-4 井下巷道的适宜风速表 序号巷道名称适宜风速 1 运输大巷、主石门、井底车场4.55.0 2 回风大巷、回风石门、回