采煤课程设计

1学号：200605050120河北理工大学采煤课程设计采煤课程设计2010年 3月学 院： 资源与环境学院 专 业： 采矿工程 班 级： 06煤安1班 学生姓名： 指导教师： 2目录第第一一章章 井井田田概概况况 .31矿矿井井煤煤层层赋赋存存条条件件.32瓦瓦斯斯和和水水文文条条件件.33开开拓拓方方式式 .4第第二二章章 井井田田开开拓拓 .41 井井田田准准备备方方式式选选择择的的原原则则.42 井井田田准准备备方方式式的的选选择择：.4第第三三章章 采采煤煤方方法法 .51 采采煤煤方方法法的的选选择择 .52 采采煤煤工工艺艺 .53、工工作作面面设设备备选选型型与与配配套套.64.工工作作面面回回采采工工艺艺 .85.工工作作面面劳劳动动组组织织 .86、确确定定采采区区内内工工作作面面数数目目及及接接替替顺顺序序.9第第四四章章 井井底底车车场场 .101 选选择择井井底底车车场场形形式式的的原原则则.102 设设计计依依据据 .103 井井底底车车场场线线路路布布置置.114 存存车车线线长长度度的的计计算算.125 井井底底车车场场线线路路的的坡坡度度及及闭闭合合计计算算.136 、通通过过能能力力计计算算 .13五五章章 采采区区的的井井巷巷布布置置 .161 采采区区多多煤煤层层联联合合准准备备方方式式.162 煤煤层层群群区区段段集集中中平平巷巷的的布布置置.173 采采区区车车场场布布置置 .184 采采区区煤煤仓仓形形式式 .185 采采区区回回采采和和准准备备巷巷道道断断面面选选型型.18备备注注：参参考考资资料料 .233第第一一章章 井井田田概概况况1矿矿井井煤煤层层赋赋存存条条件件拟设计矿井井田可采煤层总计 3 层，煤层倾角 20，根据煤层埋藏深度自上而下分别为 Ml、M2 和 M3 煤层， 煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。设计采（带）区走向东西，长度 3000m，倾斜长度 900m，采（带）区内各煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，M1 煤层属简单结构煤层，普氏系数 f=2，M2 和 M3煤层属中硬煤层。设计矿井生产能力为 120 万 t/a，生产布局为一井一面高产高效格局。设计采（带）区综合柱状图设计采（带）区综合柱状图 岩性柱状厚度(m)最小最大一般8.67.210.88.46.113.40.20.11.16.95.18.44.22.26.87.84.110.43.01.93.44.62.25.13.21.16.82.21.52.83.21.15.824.6815.430.8岩性描述 灰色泥质页岩，砂页岩互层泥质细砂岩，碳质页岩互层碳质页岩，松软 M1煤层，=1.30tm3 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 灰色砂质泥岩 M2煤层，=1.30tm3 薄层泥质细砂岩，稳定 灰色细砂岩，中硬、稳定 M3煤层，煤质中硬,=1.30tm3灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080MPa灰色中、细砂岩互层 42瓦瓦斯斯和和水水文文条条件件矿井相对瓦斯涌出量较 8.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为 26.50m3/min，有自然发火倾向性（发火期为 1a） 。开采水平正常涌水量为 118.8m3/h，最大涌水量为 142.6m3/h。3开开拓拓方方式式矿井采用立井开拓，通风方式为中央分列机械抽出式通风，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升，井下大巷煤炭采用 3t 底卸式矿车运煤，辅助运输为 1.5t 固定式矿车，10t 架线式电机车牵引，矸石量占矿井产量的 5，掘进煤量占 10。第第二二章章 井井田田开开拓拓1 井井田田准准备备方方式式选选择择 的的原原则则准备方式是否适当，直接关系到工作面和矿井的生产效率，正确合理的准备方式应遵循以下几个原则：1）有利于矿井合理集中生产，使采准巷道系统有合理的生产能力和增产潜力；2）保证具备完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造条件； 3）力求在技术和经济上合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进及维护工程量，减少设备占用台数和生产费用，便于采掘衔接；4）煤炭损失少，有利于提高采出率；5）安全生产条件好符合煤矿安全规程 。2 井井田田准准备备方方式式的的选选择择：除近水平煤层以外，井田一般按一定标高划分成若干个阶段。阶段内可有采区式、盘曲式以及带区式三种准备方式。目前，我国大多数采用采区式准备，即在阶段内沿走向划分成若干个生产系统相互独立的采区；倾角在 12以下的煤层也可不划分采区，采用在大巷两侧直接布置工作面的带区式准备。当煤层倾角较小时（一般小于 16）时，可利用开采水平大巷来分别开采上、下山采区。开采水平标高以下的采区称下山采区，采区内布置采区下山等准备巷道，采用的煤通过下山由下往上运至开采水平反之则为上山采区。当煤层倾角较大时，采用下山开采，掘进、运输、通风、排水等困难较大，一般只开采上山采区。根据煤层赋存条件即相关地质资料可选择上山采区式准备方式。由于 3 个煤层间距较小（5-15m） ，走向长度 3000m，倾斜长度 900m，符合集5中开采的条件。故采用联合准备方式。其特点有：1）生产集中，采面回采数目多，有利于炮采和普采采区提高产量；2）改善了巷道维护条件，维护费少；3）改善了运输条件，简化了运输系统，利于发挥设备效能；4）采出率高，煤损少；5）岩巷工程量大，初期工程量大，准备时间长。综上所述，设计采用上山采区集中上山联合准备方式，采区式准备采用采区多煤层联合准备方式。第第三三章章 采采煤煤方方法法1 采采煤煤方方法法的的选选择择1.1 采煤方法的选择原则采煤方法必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。1.2 影响采煤方法选择的主要因素1）煤层倾角；2）煤层厚度；3）煤层的地质构造情况；4）煤层及围岩特征；5）煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况。1.3 采煤方法的选择 本矿井煤层有自燃发火倾向性（1a） ，煤尘无爆炸性危险，煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，M1 煤层构造简单，矿井相对瓦斯涌出量较 8.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为 26.50m3/min，属低瓦斯矿井。走向长壁采煤法适用于缓倾斜煤层，在我国适用广泛，积累了大量的经验，技术比较成熟，而且具有布置简单，管理方便等优点。根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定采用走向长壁采煤法。2 采采煤煤工工艺艺2.1 工艺选择本矿井煤层倾角为 20，属于缓倾斜煤层，第一煤层厚度为 6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全厚放顶煤工艺。2.2、工作面走向推进长度对于综放工作面，为了延长工作面寿命，减少搬家次数，应尽量加大工作面的6推进长度，加大推进长度有力于高产高效综放工作面的能力发挥和降低成本。国内其它矿区的高产综放工作面一般都在 1000m 以上。根据移交采区的布置，首采工作面的走向长度为 1500m。2.3、工作面割煤高度与放煤高度工作面割煤高度除应满足通风行人的要求外，还应考虑设备投入和机道上方顶煤和煤壁的稳定性，采高越大，煤壁越高易发生片帮，同时支架的高度增加初期投入大。综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为 2.4m。首采煤层工作面厚度为6.9m，则放顶煤高度为 4.5m，采放比为 1：1.875。2.4、采煤机截深与放煤步距根据放顶煤工作面的实际统计，也可用下面经验公式估算放煤步距： d=(0.150.2)h d-放煤步距；h-放煤高度采煤机截深为 0.6m 时，为提高资源回收率并降低混矸率，采用 2 刀 1 放循环作业方式，则放煤步距为 1.2 m。2.5、工作面设计生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算： A0= L 采V0mC 式中：A0 工作面生产能力，万 t/a ； L 采 工作面长度；150m； V0 工作面推进度.综采面年推进度可达10002000m，取 1300m； m煤层厚度，6.9m；煤容重，1.30t /m ；3C工作面采出率，一般为 0.930.97，取 0.93。 A0= L 采V0mC=15010806.91.30.93=135.2 万 t/a工作面最大年生产能力，按年 300d 计算，日完成 3 个生产循环，则矿井工作面年产量可达 135.2Wt，可以保证矿井一期 120Wt/a 的生产能力。73、工工作作面面设设备备选选型型与与配配套套3.1、工作面设备选型基本要求（1）适应第一煤层的地质条件；（2）单面年生产能力达到 120Wt 及以上；（3）装备水平达到国内先进，设备实现智能化管理；3.2、设备选型（1）架型选择 放顶煤支架根据综放支架选型原则与当今我国综放开采液压支架发展现状，并结合 6 号煤层的开采条件，采用双输送机大插板式低位放顶煤支架。这种支架又可分为正四连杆和反四连杆放顶煤支架。设计采用正四连杆双输送机大插板式低位放顶煤支架。将工作面基本支架确定为 ZFSB4200/18/28 型低位放顶煤液压支架，工作阻力4200KN。 工作面过渡支架由于综放工作面前、后部输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求。为此，在综放工作面上、下两端的机头、机尾处分别布置 2 组过渡支架。过渡支架支护强度与工作面中部基本支架相同，可选择。ZFSG4800/17/28 过渡支架型，工作阻力 4800KN。(2) 采煤机经计算，采煤机选用 MG-360/B 型采煤机，截深 800mm。（3）工作面输送机工作面前后部输送机采用平行布置方式。 前部输送机能力核算按照输送机应满足的采煤机的生产能力并以其配套，可选用 SGZ-764/264 型刮板输送机，装机功率为 2132kW（双速）.后部输送机能力核算要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业，按照输送机应满足的后部放煤能力要求，并考虑到割煤和放煤步距为0.8m，及前后输送机同一型号便于设备管理等因素，则选用与前部输送机同型号8SGZ-764/264 型刮板输送机，装机功率为 2315kW（双速） 。（4）转载机按照转载机的运输能力要求，可选用 SGW-150 型箱式刮板转载机，装机功率为 315kW（双速） 。（5）胶带输送机根据工作面生产能力，选用 SSJ-1200/2200 型胶带输送机，功率为 2200kW（6）乳化液泵及喷雾泵站采用 WRB200/31.5 乳化液泵及 RS200 泵箱，两泵一箱。4.工工作作面面回回采采工工艺艺 工作面采煤机截深 0.6m,双向割煤，一刀一放循环作业，放煤步距 1.2m,割煤与放煤平行作业。5.工工作作面面劳劳动动组组织织 工作面采用“三八”作业制，三采三准。放煤步距为“一采一放”工作面作业循环图见下图工作面劳动组织表序号 班数工种一二三合计1班长11132采煤机司机33393输送机司机444124接车工11135电工22266移架工22267放煤工444128打大块工22269超前维护工4441210探眼工2211运料工5512皮带司机4451313清架工555159 综放工作面主要设备组成表综放工作面主要设备组成表序号名 称数 量备 注1ZFSB4200/18/28型放顶煤支架100按面长150m2ZFSG4800/17/28型过渡放顶煤支架43MG-360/B型11140V4SGZ-764/264刮板输送机21140V5SGW-150型转载机.11140V6PCM160型破碎机11140V7SSJ1200/2200型可伸缩带式输送机11140V8WRB200/31.5型乳化液泵11140V9RS200型乳化液箱2 首采工作面主要技术经济指标首采工作面主要技术经济指标序号项目单位指标备注1工作面长度m1502推进长度m15003煤层厚度m6.9回采率 93%4煤层倾角度205割煤高度m2.46截深m0.67年推进度m10806、确确定定采采区区内内工工作作面面数数目目及及接接替替顺顺序序采煤工作面参数：采煤工作面设计为综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺，采煤方法为走向长壁采煤法，煤层倾角平均为 20。工作面长度初选为 150m，上、下平巷留设 8m 煤柱，工作面煤厚平均 6.9m，煤层容重 1.30t/m3；由于采区生产能力为 120 万 t/a,且初步概算工作面生产能力为 135.2 万 t,对于 M1煤层布置一个工作面便可满足生产要求。而对于 M2，M3 煤层可采取综合机械化采煤工艺，两个工作面同时回采，以满足生产要求。具体回采顺序如：表 1.1 所示：14送饭工111315油泵工111316检修工55合计34344711510表 1.1 回采顺序表101021010110202102011030210301101041010310204102031030410303101061010510206102051030610305101081010710208102071030810307101101010910210102091031010309M1 煤层M2 煤层M3 煤层M1 煤层开采顺序：1010110102101031010410105101061010710108101910110M2 煤层开采顺序：（10201，10202）（10203，10204）（10205，10206）（10207，10208）（10209，10210）M3 煤层开采顺序：（10301，10302）（10302，10303）（10305，10306）（10307，10308）（10309，10310）说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。综上所述，同一煤层的开采顺序在倾斜方向由上往下开采，采区的开采顺序为前进式，区内工作面的开采方式为后退式。第第四四章章 井井底底车车场场1 选选择择井井底底车车场场形形式式的的原原则则 井底车场必须满足下列要求“(1) 车场的通过能力，应比矿井生产能力有 30以上的富余系数，有增产的可能性；(2) 调车简单。管理方便，弯道及交叉点少；(3) 操作安全，符合有关规程、规范要求；(4) 井巷工程量小、建设投资省、便于维护、生产成本低；(5)施工方便，各井筒间、井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建设时间。2 设设计计依依据据11（1） 矿井设计能力 120Mt/a；，年工作日 300d，两班生产，一班准备，每日净提升时间 16h。（2）立井开拓，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升；（3）大巷煤炭采用 3t 底卸式矿车运煤，每列车由 20 辆矿车组成，由两台 10t架线式电机车一前一后牵引。辅助运输和掘进煤采用 1.5t 固定式矿车，煤矸列车由 18 辆矿车租车，一台 10t 架线式电机车牵引；（4）矸石量占矿井产量的 5，掘进煤量占 10（5）该矿井属于低瓦斯矿井，采用中央分列机械抽出式通风。主要参数的确定车场形式初步确定为立式环形，矿车经石门进入井底车场3 井井底底车车场场线线路路布布置置3.1. 单开道岔非平行线路连接选用15135624DK参数如下：，,，.mma3258mmb4142615211 mmR20000 45查表可得： ，mmm11218mmn8884mmH6282mmT6034。mmKp11731选用12164624DK参数如下：，,， mma3496mmb34045114mmR20000 60查表可得：，mmm13292mmn11804mmH10223mmT8438。mmKp159703.2. 单开道岔平行线路联结选用,15165624DK参数如下： ， ,，mma3258mmb4142615211 mmR20000。 mmS1600查表可得： ，mmL13178mmc1938mmn6068mmD117033.3渡线道岔线路联接选用 12164624DX参数如下：,，。5114mma3496mmb3404mmS1600 60查表可得：, mmc1700mmL132923.4对称道岔线路连接选用204930DC参数如下：，,。012014 mma2300mmb4858mmL712212存车线有效长度的确定确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：（1）大中型矿井的主井空、重车线长度各为 1.52.0 列车长；（2）副井空、重车线长度， 大中型矿井按 1.01.5 列车长；（3）材料车线长度，大中型矿井应能容纳 1520 个材料车；（4）调车线长度通常为 1.0 列车和电机车长度之和。4 存存车车线线长长度度的的计计算算(1) 主井空、重车线，副井进、出车线L=mnLk+NLj+Lf （4-5-1）式中 m列车数目,1.5 列； n每列车的矿车数，20 辆； Lk每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； N机车数,2 台； Lj每台机车的长数，4.5m；Lf附加长度，取 10m。经过计算，得 L=1.5203.45+24.5+10=122.5m ，取 124m（2）副井进、出车线L=mnLk+NLj+Lf （4-5-1）式中 m列车数目,1.0 列； n每列车的矿车数，19 辆； Lk每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； N机车数,2 台； Lj每台机车的长数，4.5m；Lf附加长度，取 10m。经过计算，得 L=1.0193.45+14.5+10=80.1m ，取 85m13(3) 材料车线有效长度L=ncLc+nsLs （4-5-2）式中 nc材料车数，10 辆；Lc每辆材料车带缓冲器的长度，2.4m；ns设备车数，台；1Ls每辆设备车带缓冲器的长度，2.5m；L=102.4+12.5=26.5m取材料车线长 30m。根据副井出车线布置要求 A 点距副井 110m。副井出车线轨道中线至主井空车线轨道中线间距离为 B 点与主井中线间距离为 161.3m5 井井底底车车场场线线路路的的坡坡度度及及闭闭合合计计算算井底车场线路的坡度按表 541 选取（采矿工程设计手册中 ） ，具体数值见下表：矿车类型线路名称线路区段距离（m）坡度（）高差（m）机车摘钩点至复式阻车器段8530.255复式阻车器至单式阻车器1000副井进车线单式阻车器至罐笼入口段15100.150罐笼出口至罐笼出口后 1020m 加速段20150.300罐笼出口后1020m 至机车挂钩点前 1520m 中间等速段8540.340副井出车线机车挂钩点前1520m 至机车挂钩点减速段3520.071.5t固定式矿车回车线2205- 0.88014B 点到主井中线161.350.806卸载站00空车线12440.4963t 底卸式矿车回车线3305- 1.650线路坡度闭合计算 副井进车线高差 + 副井出车线高差 + 回车线高差 = 0.235主井环线高差 = - 0.3486 、通通过过能能力力计计算算 6.1.调车作业程序及时间 3 吨底卸式煤列车调车作业程序及时间区段区段运行状况运行状况运行距离运行距离（m m）运行速运行速度度（m/sm/s）运行时间运行时间（s s）机车牵引列车至 2#道岔922.046牵引列车161.32.081列车过卸载坑60牵引空车至道岔 1#1242.062机车牵引空车运行3301.5220机车牵引列车运行922.046 总计515 1.5 吨煤矸混合列车调车作业程序及时间15挂钩、启动20机车顶列车运行921.561机车换向10机车牵引矸石车运行481.532机车牵引矸石车运行321.522摘钩换向启动20单机运行412.021机车换向10单机运行192.010单机运行2202.0110挂钩，换向启动20机车牵引空列车运行2202.0110机车牵引空列车运行722.036机车牵引空列车运行922.046合计691 6.2.调度图表 每一调度循环进入井底车场的列车数比可用两种方法计算：1）按运量和净载重计算：矿井工作面日产原煤 3744t； 掘进煤占矿井产量，日产掘进煤为%1037448.5=440t；矸石占产量的,为 220t 。3t 底卸式矿车列车数为 3744/（320）%5=63 列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例（(5%)/(10%)=1/2） ，确定 1.5 吨煤矸石混合列车由 4 辆矸石与 15 辆煤车组成，每列矸石车与煤车载重之比为（2.74）/（1.315）=0.55，故符合要求，每日混合列车数为（220+440）/（2.74+1.315）=22（列） 。每日进入井底车场的 3t 底卸式矿车数与 1.5 吨混合列车数之比为 63/22 3/12）按运量比和净载重计算：列车数比=3/17 . 243 . 11510. 005. 020385. 0每一调度循环时间=2.88+2.90+2.90+15.00=23.68；列车进入井底车场的平均16时间隔时间为 23.68/4=5.92；列车在井底车场平均运行时间=（3515+691）/4=559s10min6.3. 核算通过能力当采用电机车运输时，井底车场通过能力可按下式计算： G =gKtGnag115. 16016300式中，G 井底车场的通过能力；g n每一列车的矿车数，20 辆； G每辆矿车的实际载重量，2.50t； 330年工作日数； 16每日工作小时数； 60每小时分钟数；1.15运输不均衡系数； K矿井矸石系数，一般情况可取煤产量的（以车计） 。%2510 t列车进入井底车场的平均时间间隔，根据运行图表确定，取其平ag均值；t按下式求出：agn=20，G=2.5，K=0.15所以 G =gKtGnag115. 16016300 =t15. 0192. 515. 16016300205 . 2 183.9mt/a故有，通过能力富裕系数=183.9/120=1.53，满足规范要求。井底线路布置见附图五五章章 采采区区的的井井巷巷布布置置171 采采区区多多煤煤层层联联合合准准备备方方式式根据煤层赋存条件可知：采区工业储量由公式 Zg=H*S*(m1+m3)*r 式中 Zg- 采区工业储量，万 t H- 采区倾斜长度，900m S- 采区走向长度，3000m r- 煤的容重 ，1.30t/m3 mi- 第 i 层煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m Zg=900*3000*12.1*1.3 =4247.1(万 t)设计可采储量 设计可采储量 Zk=（Zg-p）*C 式中：Zk- 设计可采储量,万 t Zg- 工业储量,万 t p- 永久煤柱损失,万 t C- 采区采出率，厚煤层可取 75%，中厚煤层取 80%，薄煤层 85%。 说明：p 可取其为工业储量的 10%来计算，即 p=10%*Zg Zk=（4247.1-4247.1*10）*80=3057.91 万 t则采区服务年限 由 T= Zk/（A*k） 式中： T 采区服务年限，a; A 采区生产能力，120 万 t； Zk 设计可采储量，3057.91 万 t K 储量备用系数，取 1.418 T=3057.91 /(120*1.4) = 18.2 a本矿井为低瓦斯矿井，煤层间距小且上山服务年限长，可选择在煤层底板岩层中布置两条岩石上山，一为运输上山，一为轨道上山。2 煤煤层层群群区区段段集集中中平平巷巷的的布布置置 煤层群区段集中平巷的布置方式大致有：机轨分煤岩巷布置、机轨双岩巷布置、机轨合一巷布置、机轨双煤巷布置。 采区煤层间距小，采用机轨双煤巷布置时受采动影响大且受多次采动影响，加以集中平巷的服务年限较长，维护工程量大。采用双岩巷布置时巷道压力小维护费用低，能长期处于良好状态，但岩石巷道掘进工程量大掘进费用高。煤岩巷布置比双岩巷布置少掘一条岩石平巷，掘进速度快，轨道集中平巷沿煤层超前掘进，可以探明煤层的变化情况，为绝境岩石运输集中平巷时取直定向创造了条件，在下区段投产时，还可以利用轨道集中平巷回风。综合以上因素，并考虑到煤层煤质中硬、围岩稳定、地质构造简单，选用机轨分煤岩巷布置。区段集中巷与超前平巷间的联系方式采用石门联系 3 采采区区车车场场布布置置根据采区条件，采区上部车场采用逆向平车场，这种车场摘挂钩方便安全，由于这种车场车辆需反向运行，故调车时间较长，运量较小，因此，车场采用双轨线路布置，以增大运输量。采区中部车场多为甩车场，故此处选用单侧甩车场，这种车场优点是甩车时间短，操作劳动强度小，车场能自溜，提升能力大，缺点是矿车易掉道，甩车处易磨钢丝绳，工程量大。采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，集合本矿实际情况，本着工程量省，调车方便的原则，采区下部车场形式为卧式车场，底板绕道。4 采采区区煤煤仓仓形形式式由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用垂直式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。因此，垂直煤仓为圆形断面，自由降落式。1、支护形式19根据各类巷道的不同用途、服务年限、巷道所在位置的岩性及其稳定性而确定其支护方式。根据各类巷道的不同用途及服务年限，原有井筒采用砌碹和矿工钢架厢，新掘井筒采用锚喷支护，运输大巷、采区提升上山、采区回风上山及采区溜煤上山采用锚喷支护，绞车硐室、变电所、水泵房硐室等大断面巷道采用砼支护。各巷道断面必须达到设计要求，以满足行人、运输、管线敷设、通风等要求。5 采采区区回回采采和和准准备备巷巷道道断断面面选选型型5.1 运输大巷矿山年产量为 120 万吨。其服务年限为 18.2 年，则在沿下煤层M3煤层走向布置煤层底板运输大巷， 采用 600mm 轨距双轨运输，其净宽在 3 米以上，选用半圆拱形巷道。1） 、确定巷道净断面尺寸1.1）确定巷道净宽度 B查表 2.2 知 ZK10-600/550 电机车宽 A =1060mm、高 h=1600mm，YCC1.2（6）矿车1宽 1050mm、高 1200mm。根据煤矿安全工程 ，取巷道人行宽度 c=840mm、非人行道一侧宽 a=400mm。查表 2.3 知该巷双轨中线距 b=1350mm，则两电机车之间的距离为 1350-（1050/2+1050/2）=300mm故巷道净宽度：B= a1+b+c1=(400+1060/2)+1350+(1060/2+840)=3650mm，取B=3700.1.2）确定巷道拱高 h0半圆拱形巷道拱高 h = B/2=1850mm。半圆拱半径 R=h =1850mm。001.3）确定巷道壁高 h3（1）按架线式电机车导电弓子要求确定 h 。3由表 2.5 中半圆拱形巷道壁高公式得：h h +h 34c212)()(bKnR式中 h 轨面起电机车架线高度，按煤矿安全工程取 h =2000mm；4420h 道床总高度，查表 2.9 选 30kg/m 钢轨，再查表 2.11 得 h =410 ccmm，道渣高度 h =220 mm；b n导电弓子距拱璧安全距离，取 n =300 mm； K导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359 mm，取 K=360mm； b 轨道中线与巷道中线距离，b = B/2-a =3700 mm/2-930 111mm=920mm。故 h 2000 mm +410 mm mm =1536mm322)920360()3001850(（2）按管道装设要求确定 h 3h h +h +h 357b222)2/(bDmKR式中 h 渣面至管子底高度，按煤矿安全规程取 h =1800 mm；55h 管子悬吊件总高度，取 h =900 mm；77m导电弓子距管子距离D压气管法兰盘直径，D=335 mm；b 轨道中线与巷道中线间距，b =B/2-c221=3700 mm/2-1375 mm=475 mm；故 h 1800 mm +900 mm +220 mm 322)4752/335300360(1850mm=1606 mm（3）按人行高度要求确定 h 1800+h 3b22)(jRR式中 j距壁 j 处的巷道有效高不小于 1800 mm ,jmm，一般取100j=200mm。 h1800+200-=837mm322)2001850(1850综上计算，并考虑一定的余量，确定该巷道壁高 h =1770mm。321该巷道高度H= h - h +h =1770mm-220mm+1850mm=3400mm。3b0运输大巷断面图 5.2 回风大巷回风大巷布置在M3煤层底板中，设计为半圆拱断面，净宽 2.4m，墙高1.2m，净断面5.14m2，锚喷支护（锚喷厚度 100mm，采用16mm锚杆,间距800mm） 。22 回风大巷断面图 1:50 5.3 运输石门石门布置在运输大巷垂直穿层布置至 M1、M2煤层，分别在采区下车场附近的运输大巷中开口，巷道设计为半圆拱断面，净宽 2.4m，墙高1.4m，净断面5.67m2，锚喷支护（锚喷厚度100mm，采用16mm锚杆，锚杆间距800mm） 。 石门断面图 1:50 5.4 采区运输上山和轨道上山断面 23运输上山断面图采区轨道上山断面图55 区段回风平巷和区段运输平巷区段回风平巷和区段运输平巷均采用锚杆支护。详见下面示意图。24区段回风巷道断面示意图备注：参考资料1.煤矿开采学 徐永圻 主编 中国矿业大学出版社2.煤矿矿井采矿设计手册 上册 煤炭工业出版社3.中国采矿设备手册 下册 王运敏 主编 科学出版社4.中国采煤学 煤炭工业出版社5.井巷工程 宋宏伟 主编 煤炭工业出版社