采矿工程毕业设计论文

目 录一 回采工艺方式及机械技术特征21、回采工艺方式22、主要技术特征2二 采煤工艺61、落煤方式62、装煤方式63、运煤方式64、工作面支护式65、采空区处理方式66、循环进度、控顶距、采高、端面距及支架中心距67、采煤机牵引方式7三 顶板管理91、支护设计92、工作面顶板管理12四 回采工作面生产技术管理151、作业方式152、采取双向割煤时，循环方式为153、劳动组织16五 采区上部车场及交叉点设计181 采区上部车场的类型及形式选择182 车场的选择183 单道起坡上部逆向平车场设计194 外轨抬高或轨距加宽的递增距离215 选用道岔及线路有关参数236 采区上部车场储车线线路设计247交叉点设计24二 采区地质情况1 、采区位置、范围、四邻关系、地表及已有勘探钻孔(1)、位置与范围西一采区位于雁南矿井田内第2027勘探线之间。该采区东起F20断层20勘探线，西至第27勘探线；南起18号煤层550水平等高线以下，北至18煤层+350水平等高线。该采区平均走向长3.70km，平均倾向宽1.20km，面积4.44km2。(2)、四邻关系雁南矿西一采区东部与三矿一井(已报废)相邻；西部与一矿接续区未开采煤体相邻；南部与各小井开采17、18号煤层相邻;北部为深部未开采煤体相邻（附雁南矿各采区范围图2-1）。图2-1 雁南矿采区划分平面图(3)、地表情况采区对应地表标高变化于+655+705米之间，地貌单元属山地、丘陵类型。地表有部分耕地和雁南矿西二风井井筒、景气井、兴旺井、矿二西井、矿产品劳服公司井、三矿二井各小井，现各小井井筒均已封填，具体位置详见“西一采区”。2 、采区地质根据勘探资料西一采区内的地层有中生界白垩系下统梅勒图组的酸性熔岩和碎屑岩，大磨拐河组的凝灰碎屑岩、泥岩、砂岩、煤层；新生界第四系的松散沉积物。该采区内无伊敏组地层。3 、 采区地质构造西一采区的构造以断裂为主，其北部和中部有F20和F3断层为较大断层，F10断层赋存于雁南矿井田中部13-31勘探线间，分布长度6000.0m，走向北东，倾向南东，倾角13-53，落差最大150.0-250.0m，平均210.0m，断层面是呈上陡下缓的波状。本区地质构造有如下特点：(1)、本区煤层为近东西走向的狭长块段，煤层倾向变化于238-248之间；(2)、在F12断层和F10断层附近可能伴生或派生小型断层或褶曲；(3)、本区构造以断裂为主，褶曲构造简单；(4)、本区断层有逢断必正的规律；(5)、本区内无岩浆岩侵入体、无古河床冲刷等情况；4 、煤层及顶底板本采区内煤层及围岩层均属于白垩系下统大磨拐河组上部含煤岩段，煤种牌号为褐煤（HM）。采区内17、18号煤层为全区发育较稳定的可采煤层； 17号煤层为大部可采煤层。现将各煤层情况分述如下：17号煤层在井田内全区发育，为大部可采煤层，在23勘探线以西的浅部与18号煤层合并，煤层厚度变化较大，变化于0.725.34m之间，含有0-3层夹矸。煤层顶板多为粉砂岩，细砂岩次之，泥岩少见；煤层底板为泥岩。 18号煤层在井田内全区发育，为局部不可采煤层，在23勘探线以西的浅部与17号煤层合并，厚度剧增，煤层厚度及结构变化较大，含有0-3层夹矸，煤厚变化于0.308.49米之间，煤层顶板为薄层泥岩，往上为17煤层，煤层底板以粉砂岩为主，细砂岩次之，泥岩少见。5 、采区的沼气、煤尘情况三矿井田煤层瓦斯为低沼气矿井，有煤尘爆炸危险和自燃现象。具体叙述如下:(1)、瓦斯含量：根据通风队2003年对三矿一井的瓦斯含量实际测定，平均日产一吨煤的沼气涌出量最大为1.02m3，最小为0.42m3，属于低沼气矿井，但参考一、二矿个别煤层有超限现象。(2)、煤尘：目前三矿未进行煤尘爆炸指数的测定工作。(3)、煤的自燃：三矿井田煤样的燃点试验结果为原样燃点为253、还原样燃点为265、氧化样燃点256，说明煤的燃点比较低。三矿井田煤种为褐煤，煤化程度低、燃点比较低，极易风化成粉末和碎块，煤层含水分又较高，煤炭采出后堆积在一起，因湿度较大，煤堆很容易发热，当温度达到临界值时，就会发生煤的自燃。煤层自燃发火期一般为36个月。四、地温：三矿井田未进行过专门的地温测试，但目前井下温度一般在15-25之间，对采掘生产无影响。一 回采工艺方式及机械技术特征1、回采工艺方式综采放顶煤后退式走向长壁综合机械化采煤法，即综放。2、主要技术特征（1）采煤机采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒电牵引采煤机适应煤层采高范围：2.453.5m煤层倾角：25煤层硬度：f4采煤机总体装机功率：2250+250+18.5+55=673.5KW机面高度：1465mm机身宽度：1380mm整机重量：51.1T滚筒直径：1800mm摇臂回转中心距：7070mm摇臂回转中心距底板高度：1335mm滚筒水平中心距：1139mm两牵引中心距：5666mm过煤高度：600mm卧底量：352mm摇臂摆角：上摆27；下摆21.4最大生产能力：1400T/h操纵方式：中部手动、两端操作站集中控制，可实现无线离机遥控牵引牵引方式：交流变频调速啮合方式：摆线轮销轨式牵引速度：07.1m/min牵引力：687KN截割摇臂形式：整体弯摇臂冷却形式：壳体水套冷却截 深：800mm滚筒转速：42r/min截割速度：3.96m/s（2）液压系统调节泵型号：CBTL-F416/F404-AFP双联齿轮油泵调节系统压力：23Mpa流 量 ：23.6L/min过滤精度：20m电动机截割电动机：型号：YBC3 -200/250/300额定功率：250Kw 额定电压：1140V 额定电流：162A牵引电机： 型号：YBQS3-50 额定功率： 50Kw 额定电压：380V 额定电流：94A泵站电机：型号：YBRB-18.5额定功率： 18.5Kw额定电压：1140V额定电流：12A（3）前、后部可弯曲刮板输送机 采用SGZ-764/630型中双链整体铸焊刮板输送机。基本参数：设计长度：200m输送量：900 T/h刮板链速度：1.03m/s紧链方式：闸盘紧链冷却方式：水冷整机弯曲性能：水平弯曲1.1垂直弯曲2电动机 型号：YBSD-315/160-4/8功率：315KW转速：735/1480 r/min电压：1140V减速器传动比：33.16 :1刮板链形 式：中双链圆环链规格：30108mm最小破断负荷：1103KN刮板间距：1080mm中部槽规格尺寸：1500764317mm联接方式：哑铃销联接转载机采用SZZ-830/315型中双链桥式转载机主要技术参数：设计长度：70 m出厂长度：45.8m输送量：1500T/h刮板链速：1.46m/s爬坡角度：10爬坡高度：1.30m减速器型式：圆锥圆柱行星减速器 型号JS-315减速器传动比：29.858：1减速器冷却形式：水冷链条间距：180mm刮板间距：756mm紧链型式：闸盘紧链悬空段中部槽：1750770707mm落地段中部槽：1750770970mm电动机型号：YBSD-315/160-4/8转速：1480r/min电压：1140V（4）破碎机采用PLM-1800（200W）型轮式破碎机。主要技术参数：破碎能力：1800T/h最大入口断面：1000900mm出口粒度：300mm以下破碎轴转速：466r/min刀齿顶圆线速度：22.6m/s传动速比：1：3.15电动机型号：YBKYS-200功率：200Kw转速：1475rpm电压：660/1140V喷雾水压：6Mpa液压支架中部支架采用ZF520015.5/34La型普放两用支撑掩护式液压支架。主要技术参数：支架高度：1.553.40m工作高度：2.503.3m支护宽度：1.431.60m支架中心距：1.50m初撑力：P28.0Mpa 4652KN工作阻力：P31.3Mpa 5200KN支护强度：0.890.905MPa对底板比压：平均1.738MPa适应煤层厚度：2.4015m适应煤层倾角：25泵站工作阻力：28.0MPa操纵方式：本架控制主立柱：数量4根，行程760780mm支架重量：20.476T过渡支架采用ZFG520022/34H型放顶煤过渡支架。主要技术参数：支架高度：2.203.40m工作高度：2.503.4m支护宽度：1.421.59m支架中心距：1.50m初撑力：P28.0Mpa 4652KN工作阻力：P31.3Mpa 5200KN支护强度：0.7340.7545MPa底板比压：平均1.30MPa适应煤层厚度：2.4015m适应煤层倾角：25（15时，设防滑防倒装置）泵站工作阻力：28.0MPa操纵方式：本架控制支架重量：19.87T（5）乳化液泵站采用LRB-400/31.5（250KW）型五柱塞泵，由两泵一箱组成。主要为中厚煤层综采液压支架提供动力源。主要技术参数：规格尺寸：321012351270mm电机功率：250KW润滑油泵工作压力：0.20.5MPa工作液：35%乳化液（清水）配套液箱：RX315/25型，组成乳化液泵站。公称压力：31.5MPa公称流量：400L/min进液管路：32 mm 高压胶管回液管路：38 mm 高压胶管（6）移动变电站工作面设置KBSGZY型移动变电站3台。其中：KBSGZY-1600KVA/6型1台，采煤机、刮板输送机；KBSGZY-1600KVA/6型1台，破碎机、转载机、乳化液泵；KBSGZY- 500KVA/6型1台， 工作面上、下顺槽的低压电气设备（如喷雾泵、污水泵、煤电钻、照明信号综保、回柱绞车、等）。乳化液泵站 泵站选型、数量选用两台GRB315/31.5型五柱塞泵，与RX315/25型乳化液箱组成乳化液泵站，该泵站由两泵一箱组成。选用32mm高压管为进液管路，38mm高压管为回液管路。泵站设置位置 泵站安设在上顺槽上帮距离采煤工作面70m的位置。 泵站使用规定安装时，泵应水平放置，以保证良好的润滑条件。保证泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度3-5% 。当泵站压力达不到时，应立即停泵。并通知有关人员进行检查，无误后，方可重新启动。油位在泵运转时，不应低于油标玻璃的下标或上标。要注意箱体温度不宜过高，油温应低于80；箱液的液位不得过低，以免吸空，液温不得超过40。加强支架与泵站得维修，杜绝液压系统窜、漏液现象发生。二 采煤工艺1 落煤方式工作面采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒电牵引采煤机割煤。2 装煤方式工作面前部主要利用采煤机滚筒上螺旋叶片的旋转以及推移刮板输送机时，利用铲煤板来装煤。工作面剩余的少量浮煤，由人工装入刮板输送机内。3 运煤方式工作面采用SGZ-764/630（2315kw）型可弯曲刮板输送机运煤，运输能力为900吨/小时。下顺槽采用SZZ-830/315型桥式转载机运煤，运输能力为1500吨/小时。4 工作面支护方式正常回采时工作面中部采用128部ZF5200-15.5/34La型支撑掩护式综采液压支架支护顶板；工作面前后排头、排尾各采用3部ZFG5200-22/30H型过渡支架支护顶板；当工作面伪斜时，工作面中部中部采用134部ZF5200-15.5/34La型支撑掩护式综采液压支架支护顶板；工作面前后排头、排尾各采用3部ZFG5200-22/30H型过渡支架支护顶板。工作面上、下出口及上、下顺槽均采用单体液压支柱配合型钢梁支护巷道顶板，棚距为0.8m。同时，上、下顺槽超前支护的距离不得小于20m。自工作面硬帮煤壁向外10m范围内中心柱为双柱，即一梁四柱支护；1020m范围内，中心柱为单柱，即一梁三柱支护。5 采空区处理方式采用全部跨落法管理顶板。夹矸处理总体来看全采区夹矸较薄，而且夹矸岩性为泥岩或粉砂质泥岩，可有采煤机直接截割，同时要加强煤质管理。6 循环进度、控顶距、采高、端面距及支架中心距循环进度：1.60m。最大控顶距：4510mm；最小控顶距：3910mm。平均采高3. m。工作面要及时移架，前梁接顶严密，端面距最大值340。工作面支架中心距为1.50m，偏差不超过100。7 采煤机牵引方式MG250/675-QWD型双滚筒采煤机牵引方式为电牵引。靠采煤机本身齿轮与刮板输送机上的销排咬合产生动力来运行。附图工作面布置图5-1。（1）、采煤方法 综采放顶煤后退式走向长壁综合机械化采煤法，即综放。（2）割煤方式 采取双向割煤。采煤机从斜切进刀处上行割煤至上出口，再返刀由上往下割煤；割煤至下出口，再返刀上行斜切进刀。然后下行割煤至下出口后，再返刀上行割煤至上出口。采高平均3. m，截深0.8m。采煤机下行割煤时，采用下滚筒割顶煤，上滚筒割底煤的方式，其牵引速度不得超过10m/min。采煤机上行割煤时，采用上滚筒割顶煤，下滚筒割底煤的方式，其牵引速度不得超过7.7m/min。（3）进刀方式采煤机进刀采取上、下端头自开缺口，双向穿梭斜切进刀。斜切进刀段长度为200-250m，进刀深度为0.8m，采煤机往返一次进两刀，然后放顶煤。具体操作如下：采煤机位于进刀位置下行斜切进刀；采煤机位于吃刀位置上行割三角煤至上出口；采煤机下行割煤至下出口；采煤机上行牵引，位于进刀位置斜切进刀；采煤机位于吃刀位置下行割三角煤至下出口；采煤机上行割煤。回采过程割煤移架移前溜放煤移后溜割煤整个工序以移架作为循环结束的标志。（4）移溜、移架方式工作面采用追机移溜、移架作业。移溜作业距采煤机机尾滚筒不小于15m移架作业距采煤机尾滚筒不得小于3部液压支架。特殊情况下，可采取分段追机移架方式。见图采煤机斜切进刀方式与循环示意图5-2。图6-1 工作面端部割三角煤斜切进刀(a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机三 顶板管理1、支护设计（1）液压支架强度计算经验计算支护强度P=NHF式中：P -顶板压力 KN/架H-采煤机割煤高度 取3.0mN-顶板压力系数 48 取 8-顶板岩层平均容重 取2.5T/m3 即24.5KN/m3F-支架支护面积 1.5（3.57+0.34）m283.01.5（3.57+0.34）24.53448.62KN5200KN（2）、液压支架规格的选择估算顶板下沉量： SLmL 式中: -顶板下沉系数 取0.04 m-采高 3.0 m L-控顶距，支架前大柱处为2.24m0.043.02.240.27m 则支架的最大高度：H大m大SL3.10.272.83m支架的最小高度：H小m小SLa2.80.270.12.43m式中: m大（小）-煤层最大(小)采高.最大取3.1 m，最小取2.8m。a-移架时,支架的最小可缩量 取0.1m.支架的伸缩量和伸缩比伸缩量： SH大H小2.832.430.4m3.11.551.55伸缩比：SH大/H小2.83/2.431.1653.1/1.552 符合要求。支架的初撑力一般应大于或等于工作阻力的80%。即520080%4160KN4652KN 符合要求。支架的支护强度FP/A式中：P-液压支架工作阻力 KNA-每部支架支护的顶板面积1.5（3.570.34）5.8653448.62/5.865588 KN/890KN/ 满足要求。（3）最小、最大控顶距工作面最小控顶距为：L小de式中： d-支架顶梁长度3.57me-梁端距 取0.34m3.570.343.91m工作面最大控顶距为：L大des式中：s-采煤机截深 0.8m 3.570.340.84.71m根据液压支架基本技术参数可知，选择ZF5200-15.5/31La型中部支架和ZFG5200-22/30H型放顶煤过渡支架，能满足工作面支护要。如表5-2。表5-2 工作面条件与支架适应条件对照表 液压支架参数工作面条件支架适应条件中部支架过渡支架采高（m）3.263.31553.402203.4倾角（） 5.418.592525煤厚（m）2.5-132.4152.415煤层硬度（f）13底板比压1.7381.30支护强度(Mpa)0.890.9050.7340.754（4）、单体液压支柱支护设计支柱规格的选择最大高度：HmaxMmaxbc式中： Mmax-工作面开缺口处最大采高 取2.5m b-顶梁厚度 取0.07m c-活柱的富裕行程 取0.1m2.50.070.12.53m最小高度：HminMminhba式中：h-顶板在最大控顶距下的平均最大下沉量 取0.2m a-支柱必须的卸载高度 取0.1m2.00.20.070.11.83m根据以上计算，本工作面选用DZ2532型单体液压支柱。（5）、工作面上、下端头支护设计该工作面上、下端头顶板维护采用2.6m-3.2m型钢梁配合DZ2532型单体液压支柱“一梁四柱”架设倾向棚支护，棚距为0.8m，柱距与超前支护柱距相同。 工作面顶板压力计算：Pt（24）h式中： h-工作面安全出口处高度 取2.4m-顶板岩石容重 取2.5T/m3 即24.5KN/m342.424.5235.20 KN/m2工作面支护强度应大于235.20 KN/m2支柱实际工作阻力计算：RtKRKgKzKbKaR式中：K-支柱阻力影响系数R-支柱额定工作阻力 取289.1KN Kg-工作系数 液压支柱取0.99Kz-增阻系数 取0.8Kb-支柱承载不均衡系数 取0.8Ka-倾角系数 取1.000.990.80.81.001.00289.1183.2KN工作面合理的支护密度计算： nP/Rt式中：P-支护强度 （KN/m2）Rt-支柱实际工作阻力（KN） 235.2/183.21.284根/m2棚梁采用2.63.2m型钢梁，每个棚梁上的支柱根数N为4根，所能支护顶板的面积： sN/n4/1.2843.115 m2按使用最长型钢梁L为3.2m计算棚距为：as/L3.115/3.20.974m 为便于职工操作实际棚距a实取0.8m。实际支护密度：n实N/（La实）1.563根/m2实际支护强度：P实n实Rt1.563 183.2286.25 KN/m2235.20 KN/m2通过支护密度核算，满足工作面上、下端头及安全出口顶板支护强度的要求。2、工作面顶板管理（1）正常工作时期顶板支护方式 本工作面采用全部垮落法管理顶板。采煤机割煤时，在采煤机前方收回支架伸缩梁及护帮板不得超前机组前截盘4部支架以上；采煤机割煤后4部液压支架，及时伸出伸缩梁，给好护帮板。并采取顺序追机移溜、移架的作业方式对顶板进行及时支护。移架方式操作人员站在所移支架架箱内，面向煤壁采取本架移架，当采煤机割煤、上行推移溜子后，在移溜工序后依次上行顺序移架。移架工艺因排头1#支架下方无靠点，当前板输送机机头推移后，先移3#支架，后移1#支架，再移2#支架，而后顺序移置其它支架。在采煤机正常割煤时，超前采煤机前滚筒4部支架，将护帮板收回。并滞后采煤机前滚筒4部支架，顺序给好护帮板。当液压支架被升起保持3秒钟，使支架达到额定初撑力后，方可将操作手把打回零位。支护要求严格按煤矿工人安全技术操作规程 液压支架工中的规定进行液压支架操作。当煤壁片帮或顶煤破碎时，应采取带压擦顶移架，以减少顶板的松动和破坏。移架后，工作面应达到动态的质量标准要求，确保工作面支架成一条直线。加强液压支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。（2）、正常工作时期的特殊支护形式 工作面顶板破碎时，采煤机割煤过后，及时带压擦顶移架，伸出支架伸缩梁给好护帮板。工作面煤壁片帮严重时，可采取向煤壁和顶板补打锚杆维护煤壁、保持顶板稳定；当支架前梁端头与煤壁距离达到0.6m时，采煤机割煤前可提前移架，如还不能有效地支撑顶板可在支架前梁上挑倒撅棚维护新爆露出的顶板。（3）、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离推移刮板输送机与采煤机的距离不少于15m，开始移架距采煤机不小于3部液压支架。上顺槽回撤（给棚）密集时，要在机组下行70#支架其他工序完成后进行，机组上行70#支架后完毕。下顺槽回撤（给棚）密集时，要在机组上行30#支架其他工序完成后进行，机组下行40#支架后完毕。上顺槽圈密闭可在机组上行70#前提前回撤一个循环。 （4）、特殊时期的顶板管理 初次来压、周期来压期间，端头和两巷超前支护内，应加强支护，确保安全出口畅通。工作面支架及两巷单体支柱完好，泵站压力必须达到30MPa，支架初撑力不低于24Mpa. 加强工程质量管理，保证支架状态良好，防止出现歪架、咬架、挤架现象，若出现此现象时必须及时调整。采煤机割煤过后及时带压擦顶移架，及时伸出伸缩梁，给好护帮板；移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。前后端头、超前支护支柱必须达到额定初撑力90KN，对卸载及不完好支柱必须及时更换。根据前后两巷顶板状态，适当加密支护，加大支护强度。初采、初次放顶和周期来压期间加强矿压观测，对顶板来压进行全面真实掌握，为控制顶板提供数据保障。（5）、来压及停采前的顶板管理工作面顶板初次来压和周期来压期间，必须加强工作面顶板管理，并及时进行来压期间的预测、预报工作。工作面支架及上、下顺槽所有支设的单体液压支柱必须达到规定的初撑力，并及时采取支护措施，预防冒顶。加强工作面上、下出口的顶板管理。要提高支护质量，适当加大支护密度，确保端头顶板支护稳定，防止出现端冒现象。工作面停采前，要及时编制停采措施，加强工作面收尾回撤期间的顶板管理。 （6）、过断层及顶板破碎时的顶板管理 过地质破碎带时，应调整好工作面煤壁与破碎带走向的夹角，一般保持在3045之间，以减少破碎带在工作面煤壁揭露的长度，防止顶板事故的发生。过破碎带时，工作面顶板尽量割平，并及时进行支护。同时，使工作面输送机保持平缓，相邻支架间不能有明显的错茬。过破碎带时，应靠工作面硬帮煤壁打临时点柱，架设走向棚来维护顶板，保证支护可靠。加快工作面的推进速度，加强技术管理，减少硬帮煤壁及顶板的暴露时间。工作面的浮煤、碎矸应及时清理干净，严禁支架底座出现台阶。为有效控制顶板，移架极为困难时，应使用单体液压支柱辅助移架。（7）、上下顺槽及端头安全出口管理上、下顺槽的超前支护 支护要求：上、下顺槽超前支护采用单体液压支柱配合型钢梁架设走向棚进行支护，超前支护距离不小于20m。采用3.4m长型钢梁配合单体液压支柱一梁四柱支护。下顺槽超前支护柱距为1.0m、0.3m、1.8m，上顺槽超前支护柱距为1.0m、0.3m、1.6m，棚距均为0.8m，顶板破碎或顶板压力较大时可适当缩小棚距。工作面下顺槽破碎机处，下帮侧顶板采用两根4.50m长特护型钢梁配合单体一梁三柱架设迈步前移走向双抬棚支护，1.2m进行交错迈步前移。工作面上、下端头顶板管理支护形式 采用单体液压支柱配合型钢梁架设倾向棚一梁四柱进行支护。工作面刮板输送机机头处顶板采用一对4.50m型钢梁配合单体液压支柱一梁三柱架设走向迈步抬棚支护。1.2m进行交错迈步前移。刮板输送机机尾处，当端头支护棚梁与排尾支架间空顶距离大于500mm时，采用一对4.50m型钢梁配合单体液压支柱一梁三柱架设走向迈步对棚支护，1.2m进行交错迈步前移。当前刮板输送机尾进入上顺槽内，造成端头支护棚腿无法支设时，可在刮板输送机尾上方采用一对4.50m型钢梁配合单体液压支柱一梁三柱架设走向迈步双抬棚支护，1.2m进行交错迈步前移。无上述两种情况，则取消走向抬（对）棚支护 。下顺槽的圈密闭支护与过渡支架的尾梁平齐，上顺槽的后密闭支护应与过渡支架的尾梁平齐。零点班交班时上顺槽圈密闭。前后密集支护柱距不大于200mm；戗柱间距不大于1.0m，戗柱角度在7580，柱窝深度不得小于100mm。 所有单体液压支柱系好安全绳，棚梁必须接实顶板；支柱应支到实底，并做到迎山有力，迎山角度68迎1。上、下安全出口顶板无危岩、险块，无外露过长的失效锚杆头、锚索头、金属网等。保证无杂物，行人运输畅通。当顶板不稳定时，应及时采取加强、加密支护强度等措施进行维护。质量要求当顶板不稳定时，应及时采取加强支护措施进行维护。上、下安全出口必须保证净高不低于1.8m，行人宽度不小于0.7m。确保无淤泥及杂物，运输、行人畅通无阻。所有支设的单体液压支柱必须系好安全绳。且棚梁接实顶板，支柱应支设在实底上，并做到迎山有力（每68，给1迎山）。上、下安全出口不得出现空载的型钢梁和卸压、失效单体液压支柱，发现必须及时修复或更换。上、下安全出口处支护的前移，支设时，须在排头、排尾液压支架移架完成并达到初撑力后，方可进行。在下出口替棚、窜梁或给撤单体支柱作业时，作业人员必须同转载机司机、刮板输送机司机之间取得可靠联系。停机后，并由刮板输送机司机现场监护，确认安全后方可作业 。与其他工序之间的衔接关系采煤机上、下穿梭进刀过程中，严禁替棚和窜梁作业。在下出口替棚、窜梁和拉移排头支架时，作业人员必须同转载机司机取得联系停止运转，同时由前溜子司机负责现场监护，做到安全作业。（8）、采空区顶板管理采空区采用全部垮落法管理。四 回采工作面生产技术管理1、作业方式 综采工作面采取四、六工作制，按照四班倒轮班作业。每天四个班，每班作业六小时。圆班由三班生产，一个班准备、检修。工作面采取昼夜多循环的循环作业方式。2、采取双向割煤时，循环方式为：割煤移架移溜割煤；即：圆班组织割煤8（即：3循环），循环进度1.6m，圆班组织进4.8m。 在确保工作面安全生产的前提下，各工序间尽量采取平行作业。平行作业时，各工序在时间上和空间上均要有一定的时间间隔 ，移溜作业必须距机组尾滚筒距离不小于15m。移架作业距采煤机尾滚筒距离不小于3部液压支架。附图正规循环作业图表5-3。3、劳动组织工作面每班由工长、副工长负责组织生产，同时配有工程质量验收员、采煤机司机、刮板输送机司机、转载机司机、泵站司机、支架工、爆破工、放煤工、清煤工及机电维修人员等各相关专业工种与综合工种相结合。全队合计192人。见表5-3工作面人员配备见劳动组织图表。表5-3 劳动组织表序号工种合 计 人 数：192人一班（27）二班（31）三班（28）四班（29）合计1队机关142工 长111143副工长111144质量验收员25采煤机司机222286支架工222287刮板机司机2333118爆破工222289清煤工68772810电气保守1111411顺槽维修67772712泵站司机1111413水泵工1111414看大线1111415两巷维修1516文明生产7（看支柱1）17机电段40(3)、主要技术经济指标（见表5-4主要经济技术指标表。）表5-4 主要经济技术指标表序 号项 目单 位数 量计算式或说明1工作面倾斜长度m250正常回采时是250m，但是伪斜是大于250m。2回采工作面长度m175017号煤层平均1750m，18号煤层平均1750m3煤层厚度m1217号煤层平均12m，18号煤层平均12m4煤层倾角717号煤层平均7，18号煤层平均75回采率806采煤方法综采放顶煤综合机械化采煤（综放）7顶板管理方法全部垮落法8日进度m6.49月进度m19210日循环数个411日产量T19535.412出勤人数个8513回采工效率t 工38.8714坑木定额m元t2.515液压支柱丢失率316型钢梁丢失率117火药定额kg万t13018雷管消耗发万t28019吨煤成本元t19.2六 采区生产系统1 、采区运输（1）、采区远输方式选择 煤炭远输方式：井下以一个工作面，两个掘进工作面来保证全矿井的设计生产能力，出煤点集中，出煤量大，所以采掘工作面采用带式输送机运输。采掘工作面运出时煤炭通过采区运输机上山和350大巷运输机，经主立井25t箕斗运至地面。井下采用带式输送机运煤时优点：可实现连续化运输。易于实现生产自动化管理和集中控制。带式输送机适应顺槽的起伏变化。带式输送机运输，生产集中，开采强度大，运输量高。因此选用于带式输送机。辅助运输方式：大巷的辅助运输方式和井筒辅助提升、采区内的辅助运输方式统筹考虑。因此采区轨道上山采用液压绞车运输。（2）、运输系统与设备选型运煤系统如下采煤工作面 下顺槽转载机 破碎机 下顺槽胶带输送机区段溜煤眼（或直接搭接）采区运输上下山采区煤仓胶带机运输巷（+350大巷）-井底煤仓-给煤机-倾斜式计量装载设备主井25T箕斗一对地面井口煤仓。辅助运输系统地面副井双层罐笼+350轨道大巷西一采区上部车场轨道上山区段车场上顺槽工作面。运煤设备选型计算设计依据：年产量6Mt 矿井工作制度：330d/a 14h/d(开机率70%)提升高度：+100+410提升斜长：1076下山倾角：7连接方式：机头与转载皮带搭接进入采区煤仓。顺槽胶带机选型计算输送量、带宽、带速计算输送量：Q=1.15(600000033014)=1493.5t/h式中：1.15为运输备用系数或运输不均衡系数带速：2.5m/s取B=1000根据计算，选用带宽为1000米，带速为2.5m/s的钢丝绳芯胶带输送机。胶带强度3500kg/cm。胶带许用最大张力35t,单位重量约：452kg/m可伸缩胶带输送机。胶带最大张力为：31731kg35000kg安全系数为：m=100350031731=1110符合规程要求。设备选型：根据计算选用SSJ/2200型大倾角钢丝绳芯胶带输送机，该机主要技术特征：运输能力1500t/h带宽1000mm带速：2.5m/s传滚筒直径800mm电动机总功率400Kw电动机型号YBKT200运输上山选型计算输送量、带宽、带速的计算：输送量：Q=1.151.15600000033014=1717.5t/h式中：1.15为运输不均横系数或备用系数带速：v=3.15m/s取B=1000mm根据计算，选用带宽为1000带速为2.5/s的钢丝芯胶带输送机。胶带强度355kg/cm胶带用最大张力35t，单位重量约45.2kg/m胶带最大张力及安全系数：胶带最大张力为31731kg35000kg安全系数为m=100*350031731=1110符合规程要求。设备选型：根据计算选用SSJ1000/2160型大倾角钢丝绳芯胶带输送机，主要技术特征：运输能力：1800t/h输送长度：1200m带宽：1000mm带速：3.15m/s传动滚筒直径;1000mm传动机总功率:320Kw电动机型号:YSB160（3）、辅助运输选型计算主辅井均为立井提升系统，是按年产600万吨设计的，本采区是按600万吨设计的，符合要求。设计依据矿井年产量：A=6Mt/a矸石量：An=0.15Mt/a工作制度:330 d/a 14h/d(开机率)上山倾角：7上山长度：1160m选送钢丝绳根据原开采采区计算选择钢丝绳6730170特光右同钢丝绳，重量为3.224kg/m，钢丝绳破段力总和Qs=57350kg，抗拉强度170kg/mm2钢丝绳安全系数：提矸：m=7.5967.5符合要求。提大矸：m=7.5587.5符合要求。提升机造型主动滚筒直径：Dg8030=2400mm最大静拉力：Fz=5484=13273.24480.483=7553.10kg式中：5484为6辆矿车（含钩央车）的栽重与自重之和的计算结果；1327米为钢丝绳计算长度。对于单钩提升，最大静拉力差等于最大静拉力。即：Fc=Fz=7553.10kg根据现有机械设备选送JKY/2B型单滚筒防爆液压车。技术特征如下：主动滚筒直径：Dg=2500mm最大静拉力、最大静拉力差：Fze=Fzc=9000kg最大提升速度:v=4m/s矿车、人车轨型选型按350轨道大巷的轨距选择，西一采区的辅助运输轨道选轨距600m的轨道,轨型18kg/m.。矿车选用原雁南矿的MGL1.56A型矿车,人车选择XRB15616型斜井人车,矿车均拽9节选型计算。附运输通风系统图6-1。2 、采区通风 （1）、通风系统主、副井-井底车场+350大巷采区进风斜巷运输上山下顺槽区段进风斜巷下顺槽首采工作面上顺槽-区段车场-回风上山回风联络巷-西一回风井地面。 西一采区采用抽出式通风方式，通风系统为独立对角式通风。（2）、掘进通风及硐室通风掘进通风采用有消音器的2BKJ.NO.60型轴流式局部扇风机通风,局扇必须设在新鲜风流中,并设有专用电源和风扇用锁装置。西一采区火药发放室,采区绞车房,采区变电所，采区水泵房均采用独立通风系统，其他硐室采用自然通风。（3）、矿井风量风压及等体积的计算矿井风量计算及分配按井下同时工作的最多人数计算:Q矿=4NK矿通=43501.3=1820m3/min式中：4规程规定每人每分钟的供风量，（m3/人.min）；N井下同时工作的最多人数，人；K矿通矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均等因素， 1.3。按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算:Q矿（Q采Q掘Q硐Q备Q其他）K矿通式中: Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min；Q备备采工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q其他矿井内除采煤、掘进、硐室外的其他地点实际需要风量的总和，m3/min。采煤工作面所需风量，按各个需要独立通风工作面实际需要风量的总和进行计算。即：西翼一区段17#层采煤工作面、按气候条件计算Q采= Q基本K采高K采面长K温=530.461.51.01.0=795.69 m3/min取整数800 m3/min。Q基本=4.213.070%1.0 =530.46 m3/min式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min ；Q基本工作面控顶距工作面实际采高工作面有效断面70%适宜风速（不小于1m/s）；K采高回采工作面采高调整系数，取1.5；K采面长回采工作面长度调整系数，取1.0；K温回采工作面温度调整系数，取1.0。按工作面温度选择适宜的风速计算：Q采=60V采S采=601.0 (4.51+3.91)/23=757.8m3/min式中：V采采煤工作面风速，取1.0m/s；S采采煤工作面的平均断面积，m2。按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：A：按人数计算需要，按每人供风4m3/min：Q采4N4100400m3/minB：按炸药量计算需要风量时，每千克炸药供风25m3/min：Q采25A 256150 m3/min式中：N工作面最多为数；取100人；A一次爆破用的最大炸药量，取6Kg。经以上计算，取其中最大值800 m3/min为东翼17#层采煤工作面的实际需风量。西翼17#层采煤工作面按风速进行验算:15SQ采240S 15(4.51+3.91)/23 800240(4.51+3.91)/23189.458003031.2 经过风速验算800 m3/min符合要求。掘进工作面所需风量，按各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和进行计算。即：西翼17#层三区段运输顺槽开切眼掘进工作面按瓦斯（或二氧化碳的）绝对涌出量计算：Q掘=100 q掘 K掘=100 0.18 1.8=32.4 m3/min式中：q掘掘进工作面的二氧化碳绝对涌出量，取0.18m3/min；K掘掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的通风系数，取1.8。按局扇的实际吸入风量计算：Q掘 = Q局扇9S=30098=372 m3/min式中：Q局扇掘进工作面局扇实际吸风量；S局扇所在巷道的断面积，m2。按掘进工作面同时工作的最多人数计算：按掘进工作面同时工作的最多人数计算其所需风量时，按每人供风4 m3/min计算：Q掘 =4N=420=80m3/min按风速速验算（4）按最低风速验算：Q掘/（60S断）0.25=240/（609.1）0.25=0.440.25（m/s）（5）按最高风速验算：Q掘/（60S断）4=240/（6010）4=0.440.25=240/（609.1）0.25=0.440.25（m/s）（5）按最高风速验算：Q掘/（60S断）4=240/（609.1）4=0.440.25=240/（6010.36）0.25=0.390.25（m/s）2）按最高风速验算：Q掘/（60S断）4=240/（6010.36）4=0.390.25=240/（609.8）0.25=0.410.25（m/s）(8)按最高风速验算：Q掘/（60S断）4=240/（609.8）4=0.414（m/s）式中：0.25-煤巷或半煤岩巷掘进工作面最低允许风速, m/s;4-掘进工作面最高允许风速，m/s；S断-掘进工作面断面积，m2。Q掘Q掘1+Q掘2+Q掘3+Q掘4372+400+400+4001572m3/min （4）、硐室需要风量计算火药库实际需要的风量按每小时4次换气量计算，即：Q库=4V/60=0.07V =0.07(21.43.1412)151=46.19 m3/min式中：V包括联络巷在内的爆破材料库的空间总体积，m3。最后取,50 m3/min。（5）、其他用风地点风量计算轨道上山绞车配风巷按瓦斯（或二氧化碳的）绝对涌出量计算：Q其他1=100 q其他1 K其他1 =100 0.18 1.2=21.6 m3/min按同时通过(工作)的最多人数计算:Q其他1=4N=45=20m3/min按风速验算：Q其他1/（60S其他1）0.15 m3/S=Q其他10.15（605）= Q其他145 m3/min轨道上山与回风斜井联络巷按瓦斯（或二氧化碳的）绝对涌出量计算：Q其他2=100