本畢業設計我所做的是安鋒煤礦新井設計。在這次畢業設計之前，我們在高永格老師的帶領下到云駕嶺礦進行了為期一個月的生產實習。在這次生產實習中，我們收集了大量的設計資料并結合生產中現場工作的經驗，完成了對云駕嶺礦井的初步設計。并且在這次生產實習中，更加深了我們對今后所從事的工作的了解；同時，我們也獲得了先進的設計思想及設計中所涉及到的在學校里所學不到的現場工作經驗，為畢業設計的順利進行打下了堅實的基礎。本次畢業設計是我們畢業設計小組所有成員共同努力的成果。是小組成員經過共同的研討，反復計算并比較后共同確定的，是我在四年大學學習的結晶。洺河礦井設計共包括以下幾部分：1.礦井的礦井概述及煤層特征的基本情況。2.礦井井田內的可采儲量，礦井生產能力及服務年限的確定。3.礦井井田的總體開拓的設計，包括水平的劃分，井筒位置的確定，經濟比較部分，礦井延深方案的確定，采區的劃分，井底車場線路計算，硐室布置及井底車場的通過能4.工作面生產機械的參數，工作面生產程序的確定以及采區車場的設計計算等部分。5.礦井生產中的提升、運輸、通風、排水方式的確定及其所用設備額選型計算與相關的硐室布置等。由于本人水平有限，又沒有長時間的生產和工作經驗，所以在設計中必定有很多不理想的地方，希望各位老師與同學多多指教，本人感激不盡。關鍵詞：礦井開拓生產系統采煤方法回采工藝礦井儲量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節井田地質特征 2 5 26第5節開拓系統的綜述 第1節煤層的地質特征 第6章礦井提升與運輸 第1節概述 第4節主井提升設備選型設計 第7章礦井通風與安全 參考文獻 1第1章礦井概述及井田特征第1節礦井概述洺河礦井田位于河北省邯鄲市西北約15Km處。中心地理座標：東經114°18'19",線為界，東部深部以-250煤層底板等高線為界，淺部以F4斷層為界。洺河煤礦西距武安市康城火車站1km,邯鄲至武安公路北部通過，各鄉與村之間均有公路相通，交通條件極為便利。詳見交通位置圖。(圖1-1)洺河煤礦井田位于紫山與鼓山之間的丘陵地帶，區內地勢南、北兩側高，最高處為石盒子組三段砂巖組成的灌林山，標高+276.6m,中部地勢低，沁河最低標高為+120m,相井田南部發育有一條河流——沁河，屬海河流域子牙河水系滏陽河的支流，沁河由西南部的師窯支流和西部的王溝支流在牛叫河村附近匯合而成，流量很小，由礦井排水、大氣降水組成；井田西北部屬洺河水系，南洺河在井田外圍有自西南向東北逕流，在紫泉四季分明。據武安氣象站多年觀測資料，本區最高氣溫42.5℃,最低氣溫-19.9℃,最大年降水量1472mm,最小年降水量289mm,最大凍結深度410mm。春末夏初多風，風向以北東、北北東向居多，冬季多為北風，時有西風。區內雨季集中在7～9月份，降水量占全年70%以上，豐水年與枯水年降水量相差3～5倍，并存在10年左右的氣象周期，從而形成了地下水集中補給的條件。自1972年以來，受全球性氣候變化的影響，區內年平均氣溫與蒸發度逐年提高，降水量逐年減少，相對濕度也逐年降低。21.1.2礦區地震情況邯邢礦區屬國家地震重點監測區，按照《中國地震裂度區劃圖(1990)》劃分，本區地震裂度為7度區。因此，在基本建設和礦井開采方面必須予以重視。1.1.3礦區水源狀況本礦區工業及生活用水的主要供水水源為奧陶系巖溶裂隙水和第四系頂部卵石層水。供水水源的取水方式采用管狀井分散取水。第2節井田地質特征31、奧陶系中統(O2)磁縣組(O2c):鉆孔揭露不全，底部為褐紅色花斑狀灰巖，中部為灰白色白云峰峰組(O2f):底部為雜色角礫狀灰巖，中部為灰、深灰色石灰巖，頂部為灰層厚度25m左右。巖、伏青灰巖、野青灰巖全區分布穩定。本組地層厚度106～150m,平均120m。4、二疊系下統(P1)本組含有2～4層煤，其中穩定可采一層，即2#煤層。本組地層厚度平均75m。的鋁土泥巖。本組地層厚度22～76m,平均49m。5、二疊系上統(P2)4 6、第四系(Q)1.2.2礦井水文地質條件洺河煤礦地表為低山丘陵坡地，陡坎較多。雨季泄水條件好，大氣降水對礦山開采無影響。節理和斷層等構造裂隙不僅提高了巖層的富水性，又是各種水源進入采、掘工作面的天然途徑。2#煤老頂砂巖和巖漿巖中節理發育，且大多為張節理，裂隙寬度較大，是礦井水的良好充水水源和充水通道。大中型斷層使得主要可采煤層局部與各含水層相接觸，因此在今后的生產過程中，必須對大中型斷層進行提前探測，對大斷層按照相關規定留設斷層防水煤柱。本井田內含水層自下而上的水文地質特征為：(一)、奧陶系中統石灰巖巖溶裂隙含水層(I):該含水層是煤系地層基底，奧陶系灰巖水具有集中補給，長年消耗，調節儲量大的特點。(二)、中石炭統本溪組灰巖巖溶裂隙含水層：5該含水層在本溪組鋁土泥巖之上，巖性為深灰色，致密，厚層狀，質不純。井下北部水源孔揭露水量120m3/h,穩定涌水量50～80m3/h。對2#煤層開采無影響。(三)、上石炭太原組大青灰巖巖溶裂隙含水層(Ⅱ):該含水層一般情況下對2#煤層開采無影響，但深部區因水壓大、裂隙發育等原因也可直接影響2#煤層的開采，(四)、上石炭統太原組伏青灰巖巖溶裂隙含水層(IⅢ):本井田鉆控揭露的厚度一般為2.81～5.7m,平均厚4.1m,青灰色，灰黑色，堅硬細致，含紡錘蟲質及海百合莖化石，層面有滲透系數為1.48～1.82m/d,水質類型(五)、上石炭統太原組野青灰巖巖溶裂隙含水層(IV):(六)、二疊系下統大煤頂板砂巖含水層(V):主要由2#煤頂板砂巖組成，巖性以灰白色中、細粒砂巖為主，由數層組成，總厚度在5~20m,在構造帶和巖漿巖侵入體附近裂隙較發育，鉆孔單位涌水量為0.0055～0.269Vs·m,富水性較弱，局部富水性中等。滲透系數為1.96m/d,礦化度0.3g/l,水質類型為HCO3·SO4—Ca·Na型。井下揭露情況：以靜儲量為主，涌水量一般10～20m3/h,最大30m3/h左右，易于疏干。(七)、二疊系石盒子砂巖裂隙含水層(VI):主要是由上石盒子組二段、四段和下石盒子組底部砂巖組成。一般不影響2#煤層開采，但大落差斷層附近有可能造成涌水。該層主要分布在山間溝谷地帶，由一套沖洪積相的沉積物組成。其厚度和水位受地形控制變化較大，一般不大于25m,水位及水量呈季節性變化較明顯。(九)、巖漿巖裂隙含巖漿巖由北向南侵入本區，北厚南薄，呈巖盤侵入，似層狀，巖性以閃長巖、閃長斑巖為主，據抽水試驗結果，單位涌水量0.039～0.富水性弱至中等，水質類型為HCO3·SO4—Ca·Mg。第3節煤層特征61.3.1煤層地層含煤性根據以往地質工作及洺河煤礦開采對比，主上統太原組、二疊系下統山西組，含煤地層以奧陶系灰巖含水層為基底，假整合其上。石炭系為海陸交互相沉積，二疊系為陸相沉積。煤系地層總厚220m(未計算巖漿巖),含煤13層，煤層總厚14.40m。夾一層不可采薄煤層(10煤層)不穩定，不可采，煤厚0.36～0.42m,平均厚度0.39m。下部鋁質泥巖具緬狀結構，局部含透鏡狀赤鐵礦。地層厚度13～31m,平均厚度25m。本組地層假整合于奧陶系中統峰峰組地層之上。本組為一套海陸交互相含煤建造。一般可劃分為6～8個小旋回，從旋回結構看，海退相序較海進相序巖層厚度大。沉積環境相對穩定，泥炭沼澤發育，有利于厚而穩定煤層形成。巖性主要由深灰色、灰色粉砂巖、泥巖及灰色中～細粒砂巖組成。粉砂巖中含大量植物化石，如鱗木、蘆木、苛達樹。其中夾有5～7層石灰巖，石灰巖中富含紡繼蟲及海百合莖等海生動物化石。含煤8～14層，都不可采，石灰巖以8#煤層頂板的大青灰巖厚度最大，次為6下煤層頂板的伏青灰巖。各層灰巖和煤層為其良好的標志層，本組地層厚度112～153m,平均厚度120m。該組為本區的主要含煤地層，地層沉積屬于海退系列，是在濱海環境下形成的一含煤4～7層，除2#煤以外，其余均不可采。2#煤為礦井的主采煤層。砂巖占本組厚度的40%以上，呈厚層狀，具交錯層理，普遍含菱鐵礦結核，呈假鱖狀，局部含泥質包裹體。在本區北部砂巖對2煤層局部有沖刷，使煤層厚度變薄或尖滅。粉砂巖中含有大量的植物化石，蘆木、輪葉、苛達樹、星輪葉、翅羊齒、鱗木、櫛羊齒、瓣輪葉及植物炭化碎屑。上界為駱駝脖砂巖，底界以北岔溝砂巖與下伏太原組地層呈整合接觸。本組下部的2煤層是本組對比的標志層。本組地層厚度變化較大，地層厚度49～83m,平均厚度75m。71.3.2可采煤層2#煤：位于山西組中下部，煤厚4.58～5.43m,平均厚度5.1m,屬較穩定的復雜結構煤層，無夾矸，直接頂板為粉砂巖，厚度在16.0m左右，性脆，裂隙較發育，易冒落。2#煤層局部發育一層偽頂，巖性為炭質泥巖，厚度在1.0～2.0m,完整性極差，冒落嚴重。老頂為細砂巖，厚度為3.0～10.0m,堅硬，完整性好。直接底板為黑色粉砂巖，厚度約在1.3～2.5m左右，富含植物化石。老底為灰白色細砂巖，厚度約在3.72m左右，含方解石脈及黃鐵礦，堅硬。2#煤下距4#煤28.34～52.31m,平均37.68m。井田內的煤層為濱海沼澤相腐泥煤，煤質類型均為高度變質無煙煤。受區域巖漿熱變質的影響，各煤層均變質為無煙煤，呈黑色、灰黑色，條痕為灰黑色及灰色，具玻璃光澤、瀝青光澤及似金屬光澤，貝殼狀、眼球狀及參差狀斷口，半松軟～半堅硬，呈塊狀及粉狀，外生裂隙發育，性脆，煤巖組分多由亮煤組成，鏡煤及暗煤次之，屬半亮型和半暗型煤，條帶狀結構。煤巖鏡下鑒定時表面光亮，反射光呈亮黃色及亮黃白色，具明顯的消光現象，有機組分界限難以區分，個別的可見條帶狀鏡質體、絲質體、絲質碎屑體、氧化絲質體及粗粒體，保存較好的絲炭胞腔，有的還存在定向的煤的原始結構及形態各異的半鏡質組和半絲質組，穩定組分的孢子體等。無機組分以層狀、塊狀、透鏡狀及分散狀粘土為主，次為裂隙充填狀、細胞充填狀的方解石，細晶狀、半棱角狀的石英，分散狀、結核狀的黃鐵礦等，無機組分含量在8%~19.2%之間。由于受巖漿熱變質的影響，局部煤層變質程度增高，致使個別煤芯樣中含有天然焦顆粒。三、煤的種類確定：根據井田內鉆孔煤芯煤樣工業基礎樣的工業分析和少量的膠質層測定資料，各煤層的情況基本相同，可燃體揮發份平均值5.12%,粘結性特征均為粉狀一類，煤的變質程8度極高，膠質層最大厚度(y)為零，不具結焦性。因此本井田內各個煤層的煤種均屬無煙煤。四、各煤層的工業指標分析及變化特征：2#煤層灰分低，為低～中灰煤，煤層精煤灰分小于10%。煤層原煤水分平均在1.96%～2.57%之間，山西組煤層水分普遍高于太原組煤層水煤層精煤揮發分平均值在4.37%～6.42漿巖的位置關系，垂向上規律不明顯。4、全硫屬陸相和過渡相沉積的山西組，煤含硫量很低，大部分不超過1.0%,個別點也不超過1.5%;屬海陸交替相沉積的太原組，從各種硫的化驗成果上看，煤中硫分主要有揮發硫組成，固定的硫酸鹽硫均低于0.1%,因此煤中的硫分，在燃燒、干餾過程中經揮發可大大降低。與變質程度關系不大，各煤層間元素含量變化不甚明顯。煤層中有害元素磷含量較低，基本屬于特低磷煤和低磷煤，煤層有少量中磷煤和高磷煤。1、煤灰成分：煤層煤灰成分以SiO2為主，平均含量在42.58%～52.00%之間，其次為ADO3,平均含量在18.64%～33.98%之間，兩項含量在60%～90%之間。其它灰成分含量無明顯規律。92、煤的灰熔點：煤灰成分中SiO2含量高，則煤的灰熔點低，A12O3含量高，則煤的灰熔點高，煤灰成分中的Fe2O3、CaO、MgO均為易熔組分。3、煤的熱穩定性：各煤層熱穩定性TS+6高于60%,在63.3%～94.0%之間，煤樣屬較高和高熱穩定性煤，表明塊煤在高溫狀態下保持原來粒度的能力較強，不易爆裂。煤#水分(點數)灰分(點數)揮發分(點數)固定炭(點數)發熱量(點數)全硫(點數)2原煤凈煤第2章井田境界和儲量第1節井田境界洺河煤礦南翼以VII勘探線為界，北翼以I勘探線為界，東部深部以-250煤層底板等高線為界，淺部以F4斷層為界。第2節井田工業儲量2.2.1井田勘探類型本井田勘探類型為二類一型，即中等構造。馬家河井田為緩傾斜煤田，煤層傾角一般為9°---15°,平均13°。計算儲量時，水平面積利用AutoCAD軟件在微機上圈定。2.2.2井田工業儲量計算式中Q------儲量(萬t);S------煤層水平投影面積(m2);Y-----煤的容重(t/m3)。由于受奧灰水及其他方面的影響，本井田只開采2#煤。本井田的工業儲量為=8978.45(萬噸)第3節井田可采儲量2.3.1井田煤柱留設在本井田范圍內，各類煤柱的留設原則為：兩側各留50m(水平距離),落差≥20m(水平距離),兩側各留20m(水平距離),落差(20m者，不留保護煤柱。2.井田邊界煤拄：按50m(水平距離)留設。松散移動角45°α-----煤層真傾角4.在井田開采初期，由于工業廣場范圍內布置主、副井和其他相關的建筑，根據下表確定工業廣場面積為9*1.3*10000m2=120000m2,井田范圍內的松散層大于100米，中型井生產能力(萬噸/年)占地指標(公頃/10萬噸)0.8—1.12.0—2.52.3.2可采儲量計算n-----地質及水文損失系數，洺河煤礦取2.3%;K-----設計采區回收率，2#煤取75%。Q采=(8978.45-270.97-424.58)×(1-2.3%)×75%=6069.29萬噸第3章礦井生產能力、服務年限及工作制度第1節生產能力及服務年限洺河煤礦的可采儲量為24398.55萬噸，除去1.4儲量備用系數，按設計生產能力計算礦井服務年限按設計生產能力90萬t/年計算，礦井服務年限A-----礦井設計生產能力(萬t/年)T-----礦井服務年限(a)=48.2年按《關于煤礦設計規范中若干條文修改的決定》,本礦井設計服務年限為48.2年，符合規定。我國煤礦目前有向大型礦井發展的趨勢，設計90萬噸的井型，達產后，當技術條件適宜時，有充裕的能力來提高產量，用以增產。綜合各方面的原因，礦井年產900萬噸是符合要求的。第2節礦井工作制度根據有關規定，達到礦井設計生產能力時按年工作日330天，每天三班，每天凈提升時間14小時。第4章井田開拓第1節概述4.1.1影響礦井開拓的主要因素本井田為全隱蔽式煤田，位于太行山東麓山前丘陵地帶，武安盆地的西部，呈山前過渡平原地形特征。井田以北有北洺河自西向東流過，為季節性河流。井田地面海拔標高在+280～+300m。井田內主采2#煤層底板等高線標高在-250~+150m。井田開拓以考慮開采2#煤層為主，進行開拓系統布置。4.1.2確定井田開拓方式部分的埋深不同，差別比較大，考慮到本礦井為中型礦井，為適應提升能力較大，機械拓。方案一：主、副井井筒都設于井田中部，都打到第一水平井底車場，采用上、下山開口方案二：主、副井井筒都設于井田中部，都打到第一水平井底車場，再由第一水平延圖4.3開拓方案二平面圖圖4.4開拓方案二剖面圖圖4.5開拓方案三平面圖圖4.6開拓方案三剖面圖表4.1方案的技術比較表方案優缺點方案一1.井筒短，初期工程量2.提升能力大，機械化程3.出煤早，見效快。1.-100水平以下都要采用下山開采，提升、運和掘進工作量較2.開采-100水平以下采用下山開采時，通風、排水困難，費方案二和方案一基本相同，只是采用兩水平后均可上山開采，在提升、運輸、通風、排水和掘進等方面井筒延伸，增加了石門，掘進、方案三1.井筒工程量相對較2.井底車場布置復雜，不易于掘進及生產管理。1.提升相對復雜，提升環節較2.地面生產系統分散，不便管理。方案一和方案二開拓的基本思路是一致的，只是開采水平選擇不一樣，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，機械化程度高，出煤早，見效快。但是單水平開采，在-100水平以下都要用下山開采，提升、運和掘進工作量較大，通風、排水有點困難，費用有點高，管理增加難度。方案二較方案一雖然立井井筒工程量較大，增加了石門，掘進費用大大增加，提升設備也較復雜，環節較多。但是采用兩水平后均可上山開采，在提升、運輸、通風、排水和掘進等方面比下山開采更優越，整體運輸費用減小，便于后期生產管理。方案三區別在于第二水平的延深形式以及井筒和工業廣場的位置不同，方案二水平為立井延深，需多開一立井井底車場，石門較長，且井筒施工復雜需用設備多，要求有較高的技術水平，但立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制，井筒長度小，輔助提升能力大；通風線路短，排水距離短，提升轉載環節少，系統綜合考慮，應該放棄方案三，將方案一和方案二進行經濟比較。方案一和方案二的經濟比較：將方案一和方案二進行經濟比較，其初期基建費及工程量，維護費用，運輸費用等經濟比較結果匯總于下表。在比較中需要說明以下幾點：(1)兩方案中階段的劃分和采區的布置均相同，故大巷和采區上山的開掘長度相同，費用也基本相同，故未對其進行比較(2)兩方案中井底車場的形式和建設費用雖稍有差別，但相對較小，故也未予以(3)運輸費用中運距不包括準備巷道，只包括大巷和石門的運輸。表4.2掘進費用比較表(元/10M)費用(萬方案一主井表土段5基巖段5副井表土段6基巖段6石門0000總計方案二主井表土段5斜井段5基巖段5副井表土段6斜井段6基巖段6石門總計方案三主井表土段5基巖段5副井表土段6基巖段6石門井底車場巖巷總計表4.3提升費用比較表方案提升煤量(萬t)(萬/t.km)(米)(萬元)(萬元)方案一一水平方案二一水平二水平單價(元/km×t)費用(萬元)方案一(-100水平以下)90萬噸皮帶機方案二(-100水平以下)90萬噸皮帶機方案(萬/t.km)(萬元)(萬元)方案一上山開采下山開采方案二一水平二水平表4.6維護費用比較表項目服務年限(年)量(m)米)總費用(萬元)限(年)工程量(元/米)(萬元)副井大巷總計表4.7方案經濟比較表方案掘進費用(萬元)提升費用(萬元)運輸費用(萬元)排水費用(萬元)維護費用(萬元)(萬元)方案一方案二由以上比較可看出，(7098.53—5210.39)/7098.53=26.59%,方案一的生產系統更為簡單，后期工程量較小。而且方案一比方案二的綜合費用低。綜合考慮，選擇方案一為最優方案，本次設計即采用單水平分區上下山開采。第2節井筒位置的確定4.2.1井筒位置的確定在井田內布置一對主副立井，在井田邊界東部布置一個風井，采用分區對角抽出式通風方式。遵循《設計規范》2—13條選擇井筒的依據，應遵循以下原則：(2).井筒位置的選擇牽涉井下、地面等一系又要便于井筒的開拓和維護，還要注意充分利用地形，使工業廣場便于布置，減少工業廣場2.保證第一水平要有足夠的服務年限。5.井口標高要高于歷年最高洪水位。7.井底距奧灰水保持一定的安全距離。根據以上原則確定井筒及工業廣場位置如圖所示：1NN圖4·7井筒及工業廣場位置圖主、副、風井特征如下表所示表4.8井筒特征表井筒名稱井口標井筒傾角(o)井筒直徑井筒斷面凈凈厚度材料主井5鋼筋混凝土副井6噴射混凝土風井5噴射混凝土4.2.2井筒用途及布置裝備主井主要負責煤的提升兼作進風井；副井負責人員的上下、井下所需材料的提升及矸石的提升，并且兼作進風井；風井總回風。副井和風井安裝梯子間，作為安全出口。(1)主井井筒裝備采用剛性裝備(剛性罐道),主井罐道梁采用工字鋼、山形式布置，罐道與罐道梁的連接方式采用鋼軌連接。(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，再按松散煤的容重計算出松散體積，選擇8噸箕斗。(3)主井井筒采用圓形斷面，這里選用JDS——9/110×4標準底卸式四繩8噸提升箕斗。牛(1)副井井筒裝備采用剛性裝備(剛性罐道),罐道梁采用工字鋼、通梁式布置，罐道與罐道梁的連接方式采用鋼軌連接。(2)副井提升設備采用罐籠，根據礦車規格和《設計規范》有關要求驗算，選用GDG-1.5/4/2/2型多繩提升罐籠。罐道采用38.45kg鋼軌，罐梁采用20b工字鋼。(3)副井井筒斷面選用圓形斷面，根據圖解法解出井筒的直徑以及罐籠在井筒中的位置，如下圖所示：置包括安全出口及風硐等，本礦井采用風硐平行與安全出口的布置方式。圖4.10風井斷面圖第3節開采水平的設計4.3.1確定開采水平的位置合理的開采水平垂高應以合理的階段垂高(斜長)為前提，并使開采水平有合理的服務年限，有利于礦井水平和采區的接替，還要有較好的技術經濟效果。確定合理的水平垂高應考慮如下因素：1、具有合理的階段斜長；2、具有合理的區段數目；3、有利于采區的正常接替；4、要保證開采水平有合理的服務年限；5、經濟上有利的水平垂高。對于本井田而言，因為地質構造簡單，煤層單一，井田斜長不大，且深部傾角平緩，故綜合考慮采用單水平開采。4.3.2設計水平的巷道布置根據《設計規范》主采煤層2#煤是厚煤層，應在布置巷道時盡量減少煤柱損失。1.主要運輸大巷位置的確定：-100水平大巷基本沿著-100米等高線；-95水平大巷基本沿著-95米等高線，均布2.總回風巷，風井的布置：因考慮到井田地質地形、構造及煤層賦存情況，決定在井田東部邊界外部設一個風第4節井底車場井底車場是連接井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱，是連接井下運輸和提升兩個環節的樞紐，是礦井生產的咽喉。井底車場設計合理與否，要看其運輸通過能力是否滿足礦井生產需要，列車運行是否安全，施工是否方便和車場繞道工程是否井底車場線路平面布置要滿足以以下要求：2.井底車場線路布置應盡量減少彎道，增加直線巷道，在直線軌道上頂送重車，滿4.4.2井底車場的選擇原則1.依照井田地形地質條件、運輸量大小、大巷運輸方式、井筒提升方式、主副井筒3.井底車場應有30%的通過能力富裕系數。4.4.3井底車場的設計依據1.立井開拓方式，年生產能力90萬噸，年工作日330天，三班生產，一班準備，每天凈提升時間16小時，矸石系數20%。2.主副井筒距離90米，大巷在底板巖層中。3.主井提升采用一對8t箕斗，副井采用1.5噸單車單罐籠。4.井下運煤采用皮帶運煤，輔助運輸采用1噸固定式礦車，每列車15輛。當大巷采用帶式輸送機運煤，輔助運輸采用無軌系統時，宜采用折返式或折返與環形相結合形式的車場；若輔助運輸采用有軌系統，則宜采用環形式車場4.4.4井底車場的線路設計主副井筒在平行于存車線方向上距離45米主副井筒在垂直于存車線方向上距離35米則主副井筒的直線距離為(452+352)12=51.5m副井空、重車線長為1.0～1.5列車長；中小型井材料車線長5～15個材料車長；調車線長度通常為1.0列車和電機車長度之和。(1)副井空、重車線長度的確定=55.06米取60米Lsh----存車線長度，一般取整數；N----列車數，列；n----每列車的礦車數；1bw----倒茬基本軌點至警沖標的距離，m;1s---電機車停車距離(制動距離),一般去8～15米。(2)材料車線的長度=31.5米取32米(3)人車線有效長度一般為一列人車長加15～20米，人車用XRC—15—616W,取20米，所以人車線有效長度取35米。4.4.5馬頭門線路的平面布置計算馬頭門線路是指副井重車線的末端，重車線阻車器輪檔至材料車線進口變正軌距的起點的一段線路，馬頭門線路的平面布置，主要取決于所采用的設備類型和礦車的自滑副井采用單罐籠提升，馬頭門線路的重車線的雙軌段上，需要裝設雙軌道單式阻車器，單式阻車器的作用是縮短重車進罐距離，以減少進罐時間，重車進罐借助搖臺，設副井馬頭門線路計算取37mb、b':搖臺的搖臂長度。1噸礦車為1.5米左右，3噸礦車為2.0米；d:單式阻車器輪擋面與對稱道岔連接的切點交點之間的距離，通常取1-2e:搖臺中心至對稱道岔連接的切線交點之間的距離，通常取2.0-4.0米。f:基本軌起點至道岔連接的切線交點之間的距離，其大小取決于對稱道岔的型號。查表可知為7.441米。第5節開拓系統的綜述經過方案比較，確定本井田為立井分區式單水平開拓，通風方式為中央分區對角式，主、副井進風，井田邊界的西風井回風。各生產系統如下：1.運煤系統：工作面-----區段運輸巷------運輸上山------采區下部煤倉------皮帶運輸大2.運料系統：副井-----井底車場-----軌道運輸大巷----采區下部車場-----軌道上山-----采區上部車場-----區段回風巷-----工作面3.通風系統：主、副井----井底車場-----大巷----軌道上山-----區段運輸巷-----工作面第5章采煤方法和采區巷道布置第1節煤層的地質特征采區位置和范圍：該采區位于F4號斷層以西，東部以背斜軸為界，西部以-95水平運輸大巷為界，南部以7'勘探線為界。本區屬溫帶大陸性氣候，夏季酷熱高溫，冬季干旱寒冷，全年降水偏少，主要集中在7～9月份。采區走向長度2216.5米；傾向斜長1052米，面積大約1935889.8675m2,2#煤的工業儲量大約1727.79萬噸，可采儲量大約1266.03萬噸。地面標高+304.34～+306.53米，煤層埋深200～550米。煤層具有自然發火傾向，2#煤為二類自燃煤層，自然發火期為6～12個月。頂板。2#煤局部有偽頂，系淺灰色砂質泥巖，厚0.1m,層位極不穩定，分布局限，粗、中、砂體，單體抗壓強度62.8MPa,為中等堅固巖石，屬二級2#煤瓦斯成分CH4在12.36～77.02之間，氮氣在18.38～76.76之間，馬家河井田屬氮氣---甲烷或甲烷帶，為低瓦斯區。第2節采煤方法和回采工藝5.2.1采煤方法的選擇在洺河煤田，可采煤煤層2#煤平均厚5.1m,純煤平均厚度5.1m。可采性指數(Km)為1。煤層變異系數(y)為21.7%,屬穩定的厚煤層，瓦斯含量底，2#煤直接頂板以粉砂單項抗壓強度35.6MPa,為不堅固巖石類。結合煤層的條件，可設計放頂煤和一次采全高兩種回采工藝：放頂煤和一次采全高都具有高產、高效、安全可靠、經濟效益好、掘進率低等優點。但是放頂煤采煤方法要求煤層在中硬以下，煤層結構簡單，沒有堅硬不易破碎的夾石層，同時要有較大的支撐壓力。考慮到本礦區的煤層頂板條件易破碎，不穩定，況且煤層厚度不是很大，所以不適合采用該方法。一次采全高采煤方法具有生產集中、工作面產量大、效率高、效益好、有利于防止煤層自燃發火等優點。雖然這種采煤方法初期投資大，搬家倒面困難，但是采高大，產量大，投資回收快，況且采高3～5米的液壓支架在國內也很普遍，因此采煤工藝采用一次采全高采煤方法。5.2.2回采工藝的確定采煤工作面采用單一厚煤層一次采全高走向長壁后退式全部跨落法的綜合機械化法采煤。工作面采用采煤機采煤、裝煤，刮板輸送機運煤，順槽使用轉載機和破碎機及可伸縮膠帶輸送機，切眼用液壓支架，頂板隨液壓支架的前進而跨落。5.2.3采煤機械的選用煤機，滾筒直徑2000mm,截深600mm。5.2.4確定工作面長度本地區采區傾斜長度為1052米，整個斜長劃分為5個區段，其中最后一個區段傾斜長度為160米，其余每個區段傾斜長度均為200米，在采區有關部分要留一定量的邊界和保護煤柱，以確保巷道的安全，考慮順槽的寬度，所以設計采區200米，正好劃分5個區段，采取中央上山開采，兩邊布置工作面是合理的。5.2.5工作面長度合理性的檢驗按一個工作面生產驗算：1.按通風條件進行V-----工作面內允許最大風速，v=4m/s;B-----工作面內最小控頂距，B=3.97m;M-----煤層高度，5.1m;Q-----晝夜產煤1噸所需風量，Qb=1m3/min;P-----煤層生產能力，P=m×r×c=5.1×1.75×93%=8.3t/m3;n-----晝夜循環數，n=1.5。代入數據，L≤(60×4×3.97×5.1×0.95)/(1×1滿足要求。2.按采煤機能力計算MXG-500/4.5H型采煤機的實際生產能力，按開機率50%計算，為工作面日計劃生產能力為900000÷330=2727噸/天<3373.65噸/天所以工作面長度200米時，采煤機生產能力足夠。3.按刮板輸送機長度驗算刮板輸送機選用SGZ-800/200型，長度280米，大于工作面的200米，所以滿足要求。工作面長度為200米是滿足要求的。輸送量為1500t/h,也滿足要求。綜上，工作面選200米是滿足要求的。5.2.6確定回采工作面的支護方式、支架規格和布置方式(1).初撐力不低于規定值的80%(25MPa)。(3).支架與運輸機垂直，偏差小于正負5°,支架與頂板接觸嚴密，與頂板平行支設，不前傾后仰。(5).支架完好，不漏液、不竄液，推移、護幫、側護等各部件完好，能正常使用。(6).支架編號管理，實行分段包機責任制管理。(7).支架內無浮塵、浮矸堆積，活柱，缸臺和閥體無煤塵堆積。(8).相鄰支架錯距不超過頂梁側護板地2/3?？紤]本采區的條件：厚度(m)初步跨距(m)初跨強度KN/架42表5.2老頂初步跨距初壓強度KN/架周壓步距KN/架分級拱梁Ⅱ表5.3底板種類12表5.4煤層產狀煤層(m)真傾角(度)表5.5ZY5000-25/50型掩護支架技術特征表項目單位煤層厚度m煤層傾角度<18度頂板直接頂類2老頂級Ⅱ抗壓強度不低于4.9Mpa。地質構造總體特征支架高度m工作阻力初撐力對底版最大比壓制頂板。支護方式：追機及時移架支護，片幫時超前支護。2.頂板管理方法：依據洺河頂板為Ⅱ級2類，,確定采用全部跨落法管理頂板，采空區頂板隨支架前移自行跨落充填。3.控頂、放頂距離：最大控頂距離4.80米，最小控頂距離3.97米，放頂步距0.7米(機道寬1.62米)。5.2.7各工藝過程的安全注意事項本工作面采用及時移架支護，即采煤機割過后及時移架打開護邦板，移架在采煤機后3—5架進行，超過此距離或發生片幫冒頂片幫時，必須停止割煤。如果頂板破碎，必須采用立即支護，即采煤機后滾筒割過后，帶壓及時移架，并打出片如工作面片幫達700mm,必須超前支護即移架在割煤之前進行。1.移架時，做到一步三調，不得出現前傾后仰，擠架。咬架現象。相臨支架不得2.移架時，立柱前至煤壁，被移支架上三架，下五架內不準有人停留。3.移完架后立即升緊支架，達到初撐力，立柱的壓力表讀數在25Mpa以上，保證頂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護的單體初撐力不低于90KN,移運輸機機頭，機尾或其他原因拆除附近單體支柱時需先打好臨時支護。5.支架工段號追擊作業，制定專門的包機制。6.嚴格按照支架規格質量要求拉架，保證工作面支架直率。1.采煤前，首先檢查機組各部連接螺栓，不得松動，油管不漏油，水壓合適，拖纜裝置完好方可試車，試車聲音正常，按紐靈敏可靠。2.割煤時，必須嚴格控制采高，支架控制采高在2.1米左右。端頭上下各10架采3.割煤時，必須超前滾筒2-3架收回支架護幫板，嚴防機組割支架并維護好頂板，煤壁平直與頂板垂直，支架傾角不超過+-5,割煤后及時移架并打出護幫板。4.割煤時，時刻注意電纜，煤壁，支架等，若有異常情況立即停機處理。5.機組速度控制在4m/min以下，防止壓溜子。移架跟不上；(4)、溜子停止運轉；(5)、不符合煤礦安全規程第69條的規定。7.其余未盡事項按新《煤礦安全規程》第51條、第54條、第57條、第67條、第69條、第72條的相關條款執行。1.推溜彎曲長度不得小于15m,不得有死彎。2.推溜后及時把手把打回零位。3.當溜子的上仰和下俯角與工作面的角度不一樣時，必須采用專項措施，必須處4.運輸機停止運轉時，除機頭機尾處嚴禁移溜子。5.移機尾時，必須清凈浮煤，保護好油路和水路。1.開泵前，檢查乳化液箱的液量大于箱體的二分之一，用濃度計檢驗乳化液濃度在3—5%之間，每次加水或加油后，都必須檢查一次。2.開泵時，時刻注意泵的聲音，正常清晰，壓力大于或等于30Mpa,發現異常，立3.泵站及液壓系統完好，不漏夜。4.開泵人員必須設專人，不得隨意更換，配置方法為每95—97公斤水加乳加油3—5公斤，并每次配置后用濃度計檢測，要做到不漏液，泵站壓力正常。5.在泵箱附近掛牌管理，明確配比方法、用液比例、責任者等，有維修保養制度，1.所有刮板輸送機司機必須經過專門技術訓練，取得合格證書后方能上崗。2.開車前必須認真檢查油位，各部連接情況。機頭馬達必須必須脫開。3.開車順序為下巷一部皮帶機、二部皮帶機、破碎機、轉載機、工作面溜子、機組、各部設備啟動時，必須先點動試車，完好無誤時方能開車。4.運轉中端頭維護工要經常檢修各種連接及油位，轉動部分有無異常，冷卻水是否5.開車時，先發出開車信號不少于2次，點動試車，正常后方能開車。6.開車時，機頭、機尾的煤流方向不能有人。7.運輸機只能運送面采出的煤和矸石，不許運載其它材料。更換大件必須使用溜子時，通知運輸機司機專門送料，并由跟班領導或班長采取有效措施現場組織1.杜絕電氣失爆，設備要完好。2.嚴禁帶電作業、帶電維修、搬移電器設備或電纜等，嚴禁去掉保護。3.保證各處通訊信號暢通無阻，按鈕靈敏。4.電氣工作必須由電工按操作規程辦。5.嚴格執行電氣設備操作規程。6.所有電氣設備均應上架，設備責任到人，懸掛責任牌。1.上巷超前支護為30米，兩幫各支護一道跑馬梁，下巷超前支護為20米，兩幫各2.超前支護的單體要打成一條直線，單體迎山有勁，升緊打牢，所有單體必須用16#鐵絲拴好。兩巷無空載、失效支柱，支柱初撐力不低于90KN,底版松軟時單體必須穿木鞋。上巷壓力大時上幫跑馬梁用一梁二柱，且單體穿木鞋。3.跑馬梁上加半圓木時，首先用單體將半圓木升起，再掛梁打單體，上板梁時，兩人托板梁，兩人扶單體，一人送液，要求密切配合，抓牢板梁，扶穩單體，送液準確。4.上下安全出口高度不低于1.8米，寬度不少于700毫米，否則需要臥巷、擴巷，5.超前支護的鉸接梁要平直，單體打成一條直線，保持梁的直率。要保持頂梁鉸接梁率大于90%,不得出現連續不鉸接頂梁。6.單體與梁的完好標準按照邢臺礦物局《采煤安全操作規程》的有關規定。7.占號工負責回收錨桿及錨桿盤，清潔雜物，嚴禁將錨桿等拉入溜子。上巷下幫、下巷上幫的錨桿盤可以提前回收，但提前回收的最大距離煤壁不得大于2m,上巷下幫的錨桿盤不回收，而且堅持敲幫問頂，防止片幫傷人。8.機頭人行道寬度不符合要求時，必須堅持行人不開車，開車不行人制度。1.上巷運輸采用卡軌車、絞車運輸，絞車司機必須經專門的培訓合格可上崗。2.絞車要安設在通風良好，支護完整無片幫冒頂危險的安全地點，卻安全設施、信4.鋼絲繩與和絞車的連接遵守《采掘技術操作規程》第360—364條。5.信號靈敏可靠，燈鈴齊全。堅持行人不開車，開車不行人制度。6.小絞車允許掛重罐一個，掛空罐時17KW絞車不得超于兩個。11.4小絞車只準掛一個空罐，并使用好滿罐線。嚴禁多掛罐。7.嚴禁放飛車，絞車開動時嚴禁司機離開崗位，絞車不用或司機離開時必須停電閉8.信號規定：回柱絞車用口號為信號，其他絞車必須使用電鈴信號。一次鈴稍長-----慢回車。9.各點存放罐，用十字道木設置臨時阻車必須牢固可靠.10.起吊運輸大件、長件材料時要按《刑局馬家河礦運輸大件、長件設備技術操作規程》執行。11.車輛掉道時，按《馬家河礦關于車輛掉道處理方法》進行處理。12.按規定安設安全設施，按《運輸安全技術操作規程》的規定對安全設施、軌道進行檢查，發現問題按《運輸操作規程》進行處理。13.其他執行《南翼軌道坡及四中運輸措施》。7.不同型U型肖不得混用，嚴禁用鐵絲代替。10.設備檢修與使用：(1)常規要求(2)設備檢修操作特定要求2.生產出煤班，工作面運輸機機頭、機尾責任人要時刻注意減速機油溫、冷卻水、運轉是否正常，以及機尾減速機周圍不能有煤，機尾電機不能與支架干涉，機頭電機減速機。與轉載機之間不能有煤。3.轉載機負責人要注意減速機溫度、噪音、連輪油位及減速機冷卻水，割板鏈張4.檢修班除完成上述各項要求外，每班要檢查減速機油位處齒輪連軸節內浮煤以防損壞齒輪連軸節，升坑后填寫記錄并注明責任人。5.檢修班要檢查各鏈輪的油位并注意破碎機注油。6.檢修班要檢查機頭彎槽超級牽引組件與機頭彎槽間螺絲的緊急情況，機尾彎槽超級牽引組件與機頭彎槽間螺絲的緊急情況，并填寫記錄。7.皮帶機機尾縮皮帶時利用千金頂將機尾拉移到位后，應將堆煤清理掉，防止底8.生產出煤班，皮帶機機頭和中間驅動裝置責任人要時刻注意減速機及油箱液壓連軸節的溫度和油位，及減速機、電機的冷卻水是否正常。經安裝在減速冷卻后進入減速箱，開車三分鐘后及時檢查輪泵出口是否有潤滑油，若無潤滑油應檢查泵的旋向與出油口旋向及油路無誤時應檢查濾油器是否10.運轉中傳動裝置聲音不能異常。11.電動機啟動前應將勺官伸至殼體最里側，再啟動齒輪泵向偶合器充油，檢查各管路是否暢通，打開冷水器，最后啟動電機。12.運轉中皮帶偶合器的油溫不得超過85度。13.經常清除電液執行機構連桿，郵箱上的污垢檢查管路無漏油現象。1.區內要設有一專職防塵員，負責噴霧和煤塵工作。3.工作面上、下巷每周至少沖刷兩次，下巷靠工作面50米每天沖刷一次。4.負責好轄區的通風設施，文明生產和設備保護，有問題及時匯報。5.工作面供水壓力不小于2Mpa.6.檢修班機電檢修的同時，要檢修防塵設施。7.工作面上下巷必須安設防滅火管上巷每100米安設閥門一個，下巷每50米安8.上下巷凡是發生冒頂超過2米或空懂體積超過6米的地點必須及時比、背頂。9.工作面少留浮煤頂底煤。10.如發生毒氣，煤霧高溫點，一氧化碳等異常現象及時報告調度室，調度室及時通知通風區，救護隊，迅速查明原因，采取緊急措施進行處理，同時要想礦11.通風區每周至少一次對上下巷凡是發生冒高超過2米或空硐超過6米的地點，工作面下隅角，下巷距煤壁線10米一外的會風流和其他可能發生的地點進行瓦斯與自然火災的觀測預報工作，發現異常立即指定措施處理。12.下運輸大件過電纜等需要拆除或打開風設施時，施工單位必須提前兩天提出申13.不準在通風設施前后5m范圍內堆放雜務，嚴禁同時打開兩道風門，防止風流14.工作面上、下巷及吊掛電纜的鋼絲繩嚴禁進入采空區，鐵道及時拆除，鋼絲繩及時剪斷，兩巷頂幫網在放頂線處剪斷，并拆向采空區的一方，剪斷的間距不小于200mm.15.任何人不得進入上下隅角及盲巷區。12.端頭機電設備及防滑措施：(1)上端頭機電設備維護：1.開車時，溜子司機首先發出開車信號，詢問機尾是否有冷卻水，水量是否正常，2.機尾占號工經常檢查水管是否擠、堵、電機、減速機電纜是否擠卡現象，發現3.機頭占號工要經常觀察電機減速機溫度，聲音出現異常即刻閉鎖工作面溜子。電機溫度不大于70度。4.嚴禁將單體、圓木及其他雜物堆放在電機周圍。片落在電機側煤、矸石及時清5.機尾溜子要順平，順直，嚴禁局部超前或落后，出現三角煤提前放炮處理。6.機尾嚴禁將錨桿，膠管半圓木及煤矸石以外其他物品放入溜子。(2)下端頭機電設備維護：1.溜轉司機必須由受過培訓的持證專職人員擔任，溜子司機開車前對各部分詳細檢查，有問題處理好后方可開車。2.端頭移溜前，先與皮帶機尾維護工聯系，皮帶機尾工檢查無單體雜物擠肩后，發3.頂溜時，機頭5架以下同時操作，溜子司機觀察機頭各個連接部位，發現異常，4.溜子機頭電機與轉載機線架間距不小于200毫米，電機與底盤托架轉角為+-5度，否則調整超前量。5.開車前機頭電機必須有冷卻水和噴霧，且水量正常，電纜，水管無擠，堵現象。6.機頭上幫錨桿及時回收，嚴禁拉入溜子和轉載機，轉載機上幫雜物及時清理。7.機頭占號工配合下段號支架工經常調整支架受力狀態。端頭支架排排吊底座，支打單體時要頂在溜子的肋板上，嚴禁頂在薄弱部位。8.機頭占號工回收的單體，禁止放在轉載機上，嚴禁使用轉載機外運單體或鋼梁。9.如轉載機偏離中線，向下或上幫靠移時，要用單體及時輔助調整。13.其他：1.必須跨越皮帶處要設過橋，嚴禁跨越皮帶及扒，跳，登運輸皮帶。2.皮帶的跑偏，煤位，過載，低速打滑等保護齊全，機頭4個，機尾2個滅火器和50米滅火水管。3.機頭1-3個架按底后錨一個和頂錨一個，在機尾安設頂錨一個，每10架安設一組防滑。4.工作面有作業圖版及避災路線圖板。5.工作面每5架，上下巷每40米安照明燈一個，工作面每10架安設一臺TK-100通訊控制系統，可用于送話和閉鎖溜子等。6.工作面機頭處和每部皮帶機頭各設電話一部。7.頂板動態監測，工作面每架立拄壓力表2塊，每次移架后要搞好礦壓觀測，表上要保護罩，條件變化必須放炮時要有保護表的措施。8.工作面超前距離：根據傾角變化，地質條件變化可適當調整超前距。9.工作面存放大件(溜槽，護幫板，大千斤頂等)必須用大鏈或8#鐵絲四股連接好，及時清理。10.在溜子內工作時，必須有人觀山。溜子必須停電閉鎖，打開護幫板，防止片幫，工作之前清除架間活喳，嚴格敲幫問頂制度。11.更換機組截齒或距滾筒上下3米內有人作業時，必須切斷電源，并打開離合器。12.用于機頭，機尾的絞車要支設牢固，連接可靠。13.煤倉上口設置柵欄，嚴防人員掉入煤倉內。14.本規程未盡事宜，以《采掘安全技術操作規程》和《煤礦安全規程》89條及《采掘工作面安全技術規程》為準。5.2.8循環作業方式及各圖表采用“四六”制作業，三采一準，即三班(早晚夜)采煤一班(中班)檢修。每班進2刀，三班共進6刀。表5.6工作面機電設備表設備名稱規格型號1采煤機臺12液壓支架架3刮板輸送機架14乳化液泵臺45轉載機架16膠帶輸送機架27回柱絞車臺28卡軌車臺19破碎機架1表5.7單工作面工人出勤表序號班早中晚夜1班長11112機組司機32333支架工34334轉溜司機11115溜子維護26轉載機維護27皮帶及溜子司機2228皮帶及溜子維護69乳化泵司機1111端頭維護5755電工兼2兼兼小計區管區管共6人合計82人，按80%出勤率需101人表5.8技術經濟指標表序號單位1工作面平均走向長度米2工作面平均采高米3循環進尺米4循環產量噸容重按1.755月正規循環數個按30天計6正規循環率%7月進尺米8月產量噸9平均日產噸平均日工數工回采工效噸/工灰份%含矸率%2回采率%第3節采區巷道和生產系統5.3.1采區概況將首先開采的采區命名為一采區，該采區位于F4斷層以南，-95運輸大巷以西，南本采區煤層為2#煤，位于山西系組下部，最小厚度1.23m,最大厚度6.78m,平均5.1m,純煤平均厚度5.1m,屬穩定的厚煤層。大部分為氣煤(QM)和1/3焦煤。以氣煤為主，少量的1/3焦煤。本采區2#煤，傾角5°~15°,變化不大。2#煤的瓦斯含量在0.35～7.07mg/g之間，為低瓦斯區。本采區煤層具有自然發火傾向，2#為二類自燃，自然發火期為6～12個月。采區范圍內煤塵具有爆炸性或爆炸危險性，應加強防塵，降塵措施。主要涉及的含水層為2#煤頂板砂巖含水層，下石盒子底部含水層，均為弱含水層。表5.9一采區2#煤層特征表(米)(度)平均5.1全部可采1/3焦煤單一經計算，本采區的面積為1935889m3,煤層的工業儲量為：1727萬噸。其中可采儲量為1266萬噸，按式中Ts----水平內的可采儲量；A-----礦井年產量，萬噸K-----礦井備用系數，取1.4。按生產能力90萬噸計算，得T=1266/(90×1.4)=10年在本采區，地質條件簡單，只邊界煤柱留50米即可。5.3.2采區布置本采區采用雙翼開采，布置兩條上山，一條為軌道上山，一條為運輸上山。1、運煤系統工作面溜子—區段運輸平巷—皮帶上山—皮帶運輸大巷—井底車場—主井2、運料系統副井—井底車場—軌道大巷—采區下部車場—軌道上山—采區上部車場—區段回風平巷—工作面3、排矸系統與運料系統線路相反4、通風系統新鮮風流——主、副井——井底車場——大巷——采區下部車場——軌道上山——中部車場——區段運輸平巷_—工作面—區段回風平巷_—回風大巷——風井_地面5、供電系統高壓電纜由井底中央變電所——皮帶大巷_—運輸上山——采區變電所——回采工作面、掘進工作面、上山和區段平巷的輸送機、移動變電所等處6、壓氣和供水系統掘進巖巷的鑿巖機和錨桿打眼機所用的空氣，采掘工作面、平巷以及運輸上山皮帶機轉載機點所需的防塵噴霧用水，分別由地面(或井下)壓氣機房和地面貯水池(或井下小水泵)以專用管路送至采區各個需要的地點。第4節采取車場設計及硐室5.4.1采區變電所采區變電所布置在兩條上山之間，從上到下的區段之間的位置上。這個位置處于負荷中心，有利于采區內的供電系統的平衡。支護方式——剛混拱、料石墻5.4.2采區車場采區車場是采區巷道布置系統的一個重要組成部分，按其位置不同可分為：上、中、下部車場。按其形式又可分為平車場、甩車場和繞道車場。1、采區中、上部車場絞車房必須位于斷層保護煤柱中，這樣就減少了煤柱損失，采用平車場。采區中部車場采用甩車場，其優點是：使用方便，安全可靠；采用雙道變坡，通過能力大；具有高低道設自動滑行坡度，調車方便；絞車司機可直接觀察車輛運行情況。二次回轉，雙道起坡。2、采區下部車場由于煤層傾角不大，采區下部車場采用底板繞道，并采用調度絞車調車。其路線布置和裝車站線路如采區平面圖如下所示。5.4.3采區煤倉為了便于布置和防止堵塞，選擇圓形垂直煤倉，為了提高煤倉斷面的利用率，不易形成死角，便于施工，施工方便，施工速度快，選擇圓形斷面自由降落式煤倉。煤倉容量與采區生產能力的關系可參照下表進行選擇。表5.10煤倉容量與采區生產能力的關系表采區生產能力(萬t)30以下60~100及以上按照采煤機連續割一刀煤的產量計算式中Q——采區煤倉容量，t;Q?——防空倉漏風煤量，一般取5-10t;L——工作面長度，m;b——進刀深度，m;經過計算，選擇煤倉的容量為1000t。第5節采區采掘計劃一采區上山煤巷均錨梁網支護，煤巷軌道上山端面為矩形：寬×高=3.5m×3.5m,煤巷皮帶上山斷面為也矩形，寬×高=4m×3.5m。工作面巷道采用錨梁網支護，上、下順槽斷面寬均為3.5m,平均高度為3.25m,切一采區下部車場為巖巷，半圓拱斷面寬×高=4.5m×3.5m,錨噴支護。所有錨梁網支護均采用金屬經緯網、H鋼帶梁，頂板采用φ22×2400mm等強錨桿，幫采掘進采用“四六”制作業方式，四班掘進支護并且檢修兩個循環，每班進尺2.52米，正規作業循環，日進尺7.56米。序號型號及名稱1EBZ-132SH型掘進機1臺上巷使用25臺備用2臺3ZM-145型幫錨桿機5臺備用2臺4SSJ1000/M型皮帶機2部5SGZ-630/220型刮板運輸機2部6JD-11.4KW型調度小絞車4臺7水泵、風泵各2臺序號1采煤機MXG-500/4.5H2液壓支架端頭支架3刮板輸送機5皮帶機6轉載機7調度絞車8小水泵9卡軌車乳化泵FRB-400/31.5采區工作面年推進度623.7米，產量為99.54萬噸，完全滿足設計年產量要求。經計算，本采區回采率為95%。第6章礦井提升與運輸第1節概述礦井提升設備是當前立井溝通井下和地面的唯一運輸設備。它的任務是沿井筒提運煤炭、矸石，下放材料、升降人員和設備，其性能和提升能力是決定生產能力的重要因可靠。礦井提升設備的特點是較短的距離內，以很大的速度往返運行。在這種條件下，為了確保提升容器的運行準確、安全、可靠，礦井提升必須具備性能良好的控制設備和相應的保護裝置。因此，其設計和選用、運轉和維護都必須符合《煤礦安全規程》的有關規定。同時，礦井提升設備又是一個動力消耗很大的較為復雜的大型固定設備，其運轉的經濟性和合理性對節約電耗、降低成本具有很大意義因此必須經濟合理的選擇和使用礦井提升設備。本礦井設計年生產能力為90萬噸，工作制度為：年工作日為330天，日工作16小時，煤層傾角為5～15°,瓦斯等級為低瓦斯礦井，煤的散集容重為1.75噸/米3,矸石的散集容重為0.97噸/米3。井下全部采用皮帶機運輸煤炭，采用1噸固定式礦車運輸掘進煤、矸石、材料、人員及設備。主井裝備一對9噸箕斗，安裝p=3.0米多繩磨擦輪提升機提升，擔負提煤任務。副井裝備一雙層車罐籠，安裝φ=3.25米多繩摩擦輪提升機，作為提矸、下料、上下人員及進風用。礦井的矸石量系數為20%,最大班下井人數為120人。第2節采區運輸設備的選擇表6.1采區設備表所需設備臺數刮板輸送機型1轉載機1皮帶運輸機1采區運輸上山皮帶運輸機1采區軌道上山選用GKT1.6×1.2-20型提升絞車，電動機選用JR127-8型電動機，功率為130千瓦。第3節主要巷道運輸設備的選擇目前大中型礦井大巷煤炭運輸有膠帶輸送機和底卸式礦車兩種不同方式：(1)膠帶輸送機運輸具有以下優點：2.井底車場布置簡單，工程量小；3.運輸費用低；4.易于實現集中管理和自動化；6.適于大巷的起伏變化。其缺點是：初步設備投資高。(2)礦車運輸具有以下優點：1.初步設備投資低；3.運動靈活，適應于地質條件復雜的礦井。其缺點是：2.井底車場布置較為復雜，工程量大；3.運輸費用高，管理復雜；4.對巷道坡度有一定有一定限制。本礦為中型礦井，煤層賦存條件好，構造簡單，綜合上述分析，確定大巷運輸方式為膠帶輸送機。型，輸送能力630t/h,完全滿足要求。輸送能力：630t/h水平輸送長度：1100-2000米6.3.3電機車的選型設計大巷運輸設備選用ZK7-7/250架線式電機車，牽引電動機為ZQ-21型和MG1.1-6B式1噸固定式礦車。一列車應該由多少輛礦車組成，要按機車的牽引能力和制動能力計算。牽引能力受粘著力和牽引電動機溫升條件限制，制動能力指能夠在規定的距離內停車。因此，列車組成應按粘著力條件、溫升條件及制動條件來確定。(1)粘著力條件計算機車所能輸出的牽引力(單位：牛)為Pn-----電機車的粘著質量，t;9----粘著系數。表6.2電機車粘著系數φ值表工作狀態工作狀態起動(撒砂)運行(不撒砂)起動(不撒砂)制動(不撒砂)制動(撒砂)、運行(撒砂)嚴重不良機車在運輸過程中，拉重車組在上坡時所需機車輸出的最大牽引力為O?-----重列車起動時的阻力系數，取0.0120;.-----運輸路線的平均坡度，一般取3‰。g----重力加速度，取9.8m/s2;a-----起動時的加速度，一般取0.03～0.05m/s2。為使機車在最困難的條件下車輪不打滑，利用(3-3-1)與(3-3-2)兩式可得出在滿足黏著力條件下機車的牽引質量(即重車組質量)為(2)按牽引電動機的溫升條件計算重車組質量按電動機的溫升條件，實質上是按照電動機的等值電流不超過長時電流的條件。式中Feh-----電機車長時牽引力，N;取1.4;運距為1000～2000m,取1.25;運距大于2000m,取1.15。ia-----等阻坡度，一般為2‰。式中Ty-----總的運行時間，min;0-----停車及調車時間，一般可取18～22min;式中L----加權平均運輸距離，km,在本次設計中，取3.04km;Vp----列車平均運輸速度，m/s;(3)按制動條件計算重車組質量式中Pz-----電機車的制動質量，對于礦用電機車，它等于電機車的全部質量，t;w-----制動時的粘著系數，撒砂時可取0.17。lz-----計算得t根據以上計算結果，重車組質量應該為43.5,t。則礦車數z為暫取15輛。式中Q----重車組質量，t;G-----礦車中貨載質量，t;6.3.4列車組成的驗算(1)驗算實際電動機溫升牽引重列車達到全速穩態時電機車的牽引力牽引空列車達到全速穩態時電機車的牽引力=1000×(10+15×1)(0.0165+每臺牽引電動機的牽引力F'k=Fk/na由相關資料得：重車I?=16.7A,v?=16Km/h=4.4m/s,平均速度Vzp=0.75v?重列車及空列車以其平均速度在最長運輸距離上的運行時間為所以，電動機不會發熱超過它的允許溫升，故合適。(2)驗算制動距離按重列車運行速度vz及最大制動減速度驗算制動距離。重列車下坡時，電機車必須給出的制動力為得列車的制動距離為即所以，上述大巷運輸設備的選擇是符合要求的。6.3.5電機車臺數的確定(1)列車往返一次所需時間(2)一臺電機車在一個班內可能往返的次數式中tb-----電機車每班工作小時數，不運送人員取7h,運送人員取7.5h。(3)每班所需運送貨載總次數式中Aa-----每班矸石產量，t/班；K-----生產不均勻系數，取1.35。(4)每班運送總次數r人(5)工作機車臺數(6)備用與檢修臺數取3(7)所需機車總數NO=N'+N第4節主井提升設備選型設計井筒深450米，受煤倉距井口水平高度20米，裝煤倉距井底車場水平高度30米，散煤(1)經驗提升速度H----提升高度，m;Hz----裝載水平與井下運輸水平的高差，m。(2)估算一次提升循環時間Ta----提升加速度，可暫取0.7～0.75m/s2;u----提升容器爬行階段附加時間，可暫取10s(對于箕斗)或5s(對于罐籠);表6.3箕斗休止時間箕斗規格，t休止時間，s8(3)計算一次提升量Qj式中C----主提升設備的提升不均衡系數，有井底煤倉時為1.10～1.15,無井底煤倉時為1.20;a----富裕系數，主提升設備對第一水平留有1.2的富裕系數；A----礦井年產量，t/a;br----提升設備年工作日數，300d;t----提升設備日工作小時數，14h。根據以上情況，決定選擇JDS-9/110×4型立井鋼絲繩罐道多繩箕斗，其技術規格如下：箕斗斗箱容積Vr=10米3,箕斗自重Q=10.7t,斗箱斷面2300×1300mm。(4)一次實際提升量根據《煤礦安全規程》規定：立井升降物料時，最大速度Vm=0.6H1/2所以，選擇JDS-9/110×4型立井箕斗符合規定。6.4.2選擇提升鋼絲繩(1)提升鋼絲繩的繩端荷重QdQ----提升容器的質量，kg。根據已知條件，計算鋼絲繩每米重量p式中OB----鋼絲繩鋼絲的極限抗拉強度，取σB=17000kg/cm2;He----鋼絲繩最大懸垂長度。(2)、根據計算結果，選擇4V×39S+5FC園股鋼絲繩，其規格是：(3)、驗算鋼絲繩安全系數Q----鋼絲破斷拉力總和，N。所選鋼絲繩滿足要求。平衡尾繩選用多層不旋轉圓股鋼絲繩，采用34×7,抗拉強度為1372Mpa的鋼絲繩。此時，為重平衡尾繩系統。重力差為n----提升鋼絲繩的數量；q----平衡尾繩的每米質量，kg/m。6.4.3提升機的選擇(1)主導輪直徑D《煤礦安全規程》規定，摩擦輪式提升機的主導輪直徑D與提升鋼絲繩的直徑d之比應符合以下要求：D≥12008=1200×2.0=2400mm(2)鋼絲繩作用在主導輪上的最大凈張力Ff最大凈張力差Fc(3)驗算滾筒寬度B=(520+30+4π×3)×(40k----纏繞層數，按《煤礦安全規程》規定，取2;式中N----提升電動機估算功率，kwn----減速器的傳動功率。當一級傳動時為0.92;當二級傳動時為0.85;K----礦井阻力系數，即考慮提升容器在井筒中運動似的風阻罐道阻力及鋼絲繩彎曲阻力等的阻力系數：箕斗提升時為1.15;罐籠提升時為1.2。p----動力系數，即考慮動負荷影響的系數，一般為1.2-1.4,箕斗提升取最小值；罐籠提升取最大值；g----重力加速度，取9.8m/s2提升電動機的旋轉速度i---減速器的傳動比；根據計算結果，選YR800-8/1180三相交流繞線型異步電動機，額定功率800kW,旋則提升機實際提升速度vm為6.4.5提升機對井筒的相對位置(1)、選擇天輪根據《煤礦安全規程》規定，圍包角大于90°時，天輪直徑Dt(單位mm)應滿足(2)、確定井架高度HtHt=Hx+Hr+Hg+Hmd+0.75R=18+3.3+8.25選取Hj=37m式中Hx----卸載高度，取18m;Hr----容器全高，為3.3m;表6.4過卷高度和過放距離提升速度(m-s1)468Hmd----摩擦輪與導向輪間的高差，取5m;R----天輪直徑。6.4.6立井提升理論及計算(1)確定速度階段：采用六階段速度圖(2)、確定提升加速度1)、初加速度ao2)、主加速度a?(a)、一般情況下：ai≤1.2m/s2(b)、按減速器輸出允許最大扭矩(c)、按充分利用電動機過負荷能力(3)、減速度a?采用自由滑行減速方式(4)、爬行速度及爬行距離采用自動控制h=3.0m,v4=0.5m/s(5)、速度圖各參數計算2)、主加速階段a?=0.85m/s2,t?=(Vm-vo)/ah=(Vm+vo)t?/2=(4.7+1.5)×3.76/2=a?=0.83m/s2,t?=(Vm-V4)/a?=(4h?=(Vm+v4)t?/2=(4.7+0.5)×5.06/v4=0.5m/s,h?=3m,t4=h?/v4=3/0.5=6s5)、等速階段6)、一次循環提升時間Tx=to+t?+t?+t?+t4+t?+0=3.12+3.76+104.2+5.06+6+1+10=133.14秒6.4.7驗算電動機(1)、按等效容量驗算1)、計算等效力Fd(a)