X集团XX矿业公司XX井的900水平二采区设计毕业设计

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1、 摘 要本设计为X集团XX矿业公司XX井的900水平二采区设计。900水平二采区走向长预计为1800m，倾向长2000m。煤层平均倾角为20，采区内有1层煤可采，既5#煤，且均为中厚煤层，煤层平均厚度为2.83m。本采区内可采储量为269.4万吨，服务年限为4.4a。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤，采空区处理方法为全部垮落法。本设计采区采用轨道上山、运输上山和分组大巷布置方式,中央分裂式通风。关键词 ：走向长壁后退式开采; 采区设计; 综合机械化; AbstractThe design for the X XX XX well group mineral company i

2、n 900 level two the design of mining area. 900 level two mining strike long expected for 1800m, tendency of long 2000m. The average coal seam dip angle is 20 , mining area there are 1 layers of both 5# recoverable coal, coal, and is the medium thick coal seam, the average coal seam thickness of 2.83

3、m.The area within the recoverable reserves of 2694000 tons, length of service for 4.4a. Mining method for to long wall mining, mining technology for fully mechanized coal mining, mined area treatment method for fully caving method. The design of mining area by rail hill, hill and packet transport ro

4、adway layout manner, the central division type ventilation.Key words: strike longwall retreating mining; mining design; comprehensive mechanization; 第1章 矿区概述及井田特征第1节 矿区概述1位置及交通情况X矿业集团XX矿业有限公司XX井位于河北省X县境内,北距X县城23Km，南距XX市120Km，井口标高+1412m。XX市至XX县公路南北穿过井田，交通运输较为便利。 2地形、地貌该矿区地势较平坦，东高西低，东部为丘陵，西部为平地，区内无水系发

5、育，地面标高+1388+1509m，相对高差121m。3气象、地震本区地处张北坝上高原，属于典型高原半干旱气候，气候寒冷，风沙大，年平均气温1OC，雨季集中在78月份，年平均降水量380mm，年平均蒸发量1710mm，区内无发生洪水的历史和最高洪水位的记录。冬春季多风，平均风速4.3m/s，最大风速25m/s；冬季积雪厚度不足200mm，冻结深度在2.5m左右，冻结期为11月份至次年4月份。根据中国地震烈度区划图（1990），本区地震基本烈度属六度区，历史上未发生过破坏性较大的地震。第2节 井田地质特征一、地层井田内发育的地层由老至新依次为：太古界红旗营子群，元古界化德群，中生界侏罗系中、上统

6、土城子组及新生界第四系。分述如下：1、太古界红旗营子群（Arh）该地层是煤系地层古老基底，井田内及区域上均有发育。井田内9-2-ZHI号钻孔以西是煤系直接基底，岩性为黑云斜长片麻岩，以灰绿夹灰白色条带，矿物成分为其特征。钻孔揭露22m，区域资料厚度大于7000m。2、元古界化德群（Pthd）该地区在区域上分布局限在煤系基底较高处发育，井田内仅分布在9-2-ZHI号钻孔以东，为煤系直接基、底，主要岩性为灰绿色变质砂岩，变质砂岩及灰白-灰绿色板岩。井田内钻孔揭露最大厚度41.5m，区域资料厚度大于100m，与下伏地层不整合接触。3、侏罗系中、上统土城子组（J2-3t）本组是该井田的含煤地层，依据岩

7、性及岩相组合，含煤性及特征，划分为上、中、下三段，其中下、中段含煤，上段不含煤。1）上段地层在井田内分布在5-2-ZHI-9-2号钻孔以西地区，岩性下部一紫长、灰绿色中厚层状砾岩、含砾砂岩、含砾粉砂岩为主，上部一紫红色灰白-灰绿色泥岩、粉砂质泥岩、含砾粉砂岩为主，局部夹含砾粗砂岩，该段地层厚度变化在0-264m，平均168m。2）土城子组中段（J2-3t2）：本段地层全区分布，厚度47-399m，平均239m左右，与下段整合接触。依据岩性组合及含煤情况可以分东北、西南两个小区，分区界线大致以4勘探线和F6断层为界。东北小区：在该小区内中段岩性主要由粉碎屑岩构成，夹细砂岩薄层，极少含煤，其沉积特

8、征与下段在西南小区相似。西南小区：该小区内此段地层由粗、细碎屑岩相间构成，但是以粗碎屑岩为主，碎屑成分以石英、长岩、岩屑为主，泥质胶结。含煤4-9层，其中有的煤层局部可采，但对比困难，相互之间犬齿交错，开发困难。3）土城子下段（J2-3t）：本段地层全井田发育，具有东北薄、西南厚的变化趋势，厚度78-256m，平均182m。依据含煤情况，岩性组合特征在井田内分东北、西南两个小区，分界线大致以4勘探和F6断层为界。东北小区：该小区含煤地层主要由灰白、灰、灰黑粗细相间的碎屑岩和煤层组成，碎屑岩的变化以正粒序为其特征，显示多个旋回，中粗砂岩的矿物成分以长石、石英、岩屑为主，斜交层理、平行层理发育，粉

9、砂岩和泥岩则波状、微水平层理发育，但粉砂岩和泥岩发育很薄，以夹层的形式出现，含稀少完整的植物化石，大多为炭化很重的植物碎屑。在此小区内下段地层含煤5-26层，煤系多以极薄煤层及煤线的形式出现，仅底部发育的5煤层，在井田内大部分可采，但厚度变化较大。西南小区：该小区内，下段地层厚度大，岩性粗、含煤性差为其主要特征，根据已有钻孔资料，岩性以粗砂岩、砂砾岩为主，中、细粒级及粉砂岩级地层少，沉积构造以斜层理、交错层理为主，结构成熟度低，细碎屑岩以薄层夹于粗粒级之间，未见可采煤层，以煤线居多，因本区内施工的钻孔有几个未见基底而终孔，下部有无可采煤层没有定论，即使有也在800m以下，现很难利用。从含煤段岩

10、性组合特征可以看出，本井田含煤地层的沉积特征显示了河流环境的特征，由于河流环境的快速堆积及河流改道而造成的沉积相不稳定性，决定了难以形成很好原可采煤层，仅在煤系底部，因沉积初期具有相对稳定的沼泽环境，在古基底填平补齐的基础了发育的5煤层，在井田内大部分可采，具有工业价值。4、第四系煤系上覆层为新生界第四系，井田内发育，主要由风积、冲洪积作用而成的砾质粘土、砂砾等组成，厚度变化受地形控制，东薄西厚，厚度在0.3-42m，平均为18m。二、构 造井田为单斜构造，走向近南北，倾向西，倾角18左右，有F6、F7两断层分别从井田及南部边界穿过。F6断层位于井田西南部45勘探线之间，走向北东、北西，倾向南

11、，呈反“S”形，推测倾角70以上，为正断层，断距约350m左右，该断层的活动是造成井田内东北、西南两小区的岩相和含煤差异的主要因素，同时也是将影响开采的主要因素。F7断层位于井田正南34勘探线之间，走向北东倾向北西，倾角较陡，推测断距1000m，对开采无影响。XX井位于忠义凹陷的东部边缘。矿井构造较为简单，井田总体构造形态呈一单斜构造，地层走向近SN，倾向W，倾角1525，平均倾角1。因受边界构造影响，局部地层走向有偏转，且倾角也增大，有时达30-45。但根据X物探队报做的三维地震报告以现有井巷工程揭露，在900水平二采区布置区域内存在现规模较大的断层及褶曲构造，对后期生产会造成影响。（见构造

12、断层表）三、水文地质一、 含水层及其水文地质特征本井田均为第四系所覆盖，第四系厚度342m,平均18m，厚度变化主要受古地形控制。结合以往地质资料将本矿井水文地质条件叙述如下。1、含水层太古界红旗营子群片麻岩裂隙含水层(1)该层为本区基底地层，主要分布在纵7线以西，含水层岩性主要为片麻岩，具斜交裂隙和发育交错层理等。钻孔揭露厚度1522m，钻孔简易水文地质观测冲洗液基本不消耗，局部微量消耗，为富水性弱的含水层。元古界化德群变质岩裂隙含水层(2)该层与下伏红旗营子群片麻岩共同构成本区的基底地层，主要分布在纵7线以东地区。含水层岩性主要为变质砾岩、变质砂岩、板岩等，在变质砂砾岩中局部地段节理裂隙较

13、发育。钻孔揭露厚度1341m，钻孔简易水文地质观测冲洗液消耗量0.201.20m3/h，为富水性弱的含水层。中生界侏罗系中上统土城子组下段砂岩、砾岩孔隙、裂隙含水层（1）区内均有分布，为煤系主要含煤段。含水层岩性由中厚层状中粗砂岩、砾岩组成，厚度23114m，由南向北逐渐变薄，局部地段裂隙较发育，在裂隙发育段钻孔冲洗液消耗量0.203.30m3/h，其余大部分地段均不消耗，为一富水性弱的含水层。中生界侏罗系中上统土城子组中段砂岩、砾岩孔隙、裂隙含水层（2）主要分布于7线以南地段，含水层岩性由中厚层状砂岩、砾岩组成，层位不稳定，厚度变化较大，厚度28240m，裂隙不发育，钻孔冲洗液多不消耗，个别

14、地段消耗量最大为0.60m3/h，局部(5-1、7-4孔)在孔深7080m处漏水，综合分析，该含水层为一富水性弱的含水层。中生界侏罗系中上统土城子组上段砂岩、砾岩孔隙、裂隙含水层（3）主要分布于井田西部，含水层岩性由中厚层状砂岩、砾岩组成，层位不稳定，厚度2062m，裂隙不发育，钻孔冲洗液多不消耗，因此该含水层为一富水性弱的含水层。第四系砂、砂砾石孔隙含水层区内大部分为粘土所覆盖，砂、砾石含水层仅呈透镜状及条带状分布，厚度1.5028.60m，岩性由中砂、砂砾石、砾石等组成，仅在个别钻孔中冲洗液消耗量为0.603.30m3/h，集贤村北有泉水出露，流量2.715 L/s，为一富水性弱的含水层。

15、2、各含水层间的水力联系区内煤系上、下段含水层之间及其与基底之间没有较稳定的隔水层存在，第四系底部的砂砾石层与煤系呈带状“天窗”接触，使其各含水层间水力联系的可能性是存在的。3、矿床水文地质类型依据各含水层与主要可采煤层的关系，井田内的直接充水含水层为煤系下段砂岩、砾岩含水层，其它均为间接充水含水层。本矿井处于第四系掩盖下的隐伏煤田内，煤系含水层和第四系含水层富水性均较弱，迳流循环条件较差，另外区内构造简单，因此，矿床水文类型为水文地质条件简单的裂隙充水矿床，即二类一型。第3节 煤层特征一、 煤层本矿井含煤地层为侏罗系中上统土城子组，其上段为杂色砾岩无煤段，中段为次要含煤段，下段为主要含煤段。

16、下段含煤性较好，煤系平均厚度150m，含煤5-26层，煤层平均总厚度8.79m，含数系数约5.8%。底部的5号煤层全区可采，煤厚为0.30-6.07m，平均厚度2.83m。在其上部还有8个孤立可采点，厚度为0.70-1.68m，这些可采点经对比其层位是上下关系，难以连片。其余均为极不稳定的不可采煤层，厚度为0.05-0.68m，且相互犬牙交错，无开采和工业利用价值。中段含煤性较差，煤系平均厚度250m，但厚度变化极大，含煤49层，煤层平均总厚度3.72m，含数系数约1.5%。仅见有13个孤立可采点，均为极不稳定的不可采煤层，无开采和工业利用价值。2、可采煤层据钻孔和矿井巷道揭露，位于土城子组下

17、段底部的5号煤层为本区的主要可采煤层，全井田广泛分布，全部可采。煤层厚度0.30-6.07m，平均2.83m，煤厚变化较大，变异系数为0.71。富煤带沿7勘探线及4-5勘探线展布，在6勘探线存在分岔变薄条带。在本井田内普遍含1-3层夹矸，夹矸厚度0.02-0.66m，属于结构简单中等的薄厚煤层。顶、底板岩性均为中、细碎屑岩，局部有炭质泥岩的伪顶、底。 鉴于本区5号煤层在井田内全部可采，虽其厚度变化较大，但规律明显。因此，本报告将该煤层的稳定程度确定为较稳定型。3、煤层对比本井田除5号煤层之外，其它煤层稳定性极差，煤层对比标志全井田很难统一。尽管见到的可采点不少，但因其为上下层序的关系，很难连成

18、一片，因此，仅对煤系底部的5号煤层采用地层层位、层间距、顶底板岩性组合特征、煤层厚度及结构、煤质特征及物性特征进行对比。主要对比标志为：位于煤系底部，距煤系基底一般2-6m；顶、底板岩性细腻，一般为泥岩和粉砂岩；煤层厚度多为中厚厚煤层，下部常含一层夹矸；煤质为气煤和长焰煤（深部为气煤，浅部为长焰煤）；测井曲线DLW在同孔等厚的情况下以高异常示出，在HGG曲线上以明显的低密度高异常反映，HG曲线呈明显的低异常；在5号煤以上60m左右有一物性标志层，它以DLW高异常、HGG低异常和HG低异常示出。二、 煤质5号煤层主要煤质指标表煤层号Mad（原）%Ad（原）%Vdaf（精）%St，d（原）%Pad

19、（原）%51.69-4.742.319.82-24.6317.5042.86-50.7647.090.35-1.020.630.0004-0.0130.008本井田5号煤层的工艺性能特征为：原煤发热量（Qgr.d）28.26MJ/kg，精煤发热量32.11MJ/kg，粘结性中等，结焦性弱，结渣性中等，富焦油，不易磨，低腐值酸，对CO2的反应性较差，煤类东部为长焰煤，西部为气煤。气煤可用于炼焦配煤，长焰煤可作动力用煤，也可作气化用煤和民煤。 第四节 其他开采技术条件1、瓦斯矿井2008年瓦斯鉴定结果为：瓦斯相对涌出量0.407m3/t，绝对涌出量0.378m3/min，二氧化碳相对涌出量3.7m

20、3/t，绝对涌出量3.341 m3/min，属低沼气矿井。2、煤尘矿井虽未发生过煤尘爆炸，但勘探过程中样品试验表明各煤层均有煤尘爆炸性危险，矿井在生产过程中应提高警惕。3、煤的自燃5号煤层通过做燃点试验，T为13，属自燃煤层，但根据其煤类属于长焰煤及气煤分析，有自燃的可能性。4、地温区内地温正常，地温梯度2/100m左右，井下工作面温度15左右，无热害现象。第2章 井田境界和储量一、井田及采区境界本井田位于XX县XX镇境内。井田范围：东起XX村，西至经线38549590为界；南起纬线4612065，北到XX滩，南北长20002500m，东西8001500m，面积2.4174Km2。井 田 境

21、界 坐 标 表拐点X坐标Y坐标146120853854959024612411385481503461450038548150446143003854935054613000385490006461260038549590张纪井900水平二采区位于井田北部，其东部边界以煤层最低可采线(综采1.5米)为界，南部以DF15断层为界，北以井田边界为界，西以煤层最低可采线为界。二、采区煤资源/储量900水平二采区走向长预计为1800m，倾向长2000m。该采区可采煤层一层，为煤系地层底部的5#煤层，厚度平均2.4m，属薄-中厚煤层，根据几何法求得地质储量为449万吨, 按60%的回采率计算,得实际可采

22、储量为269.4万吨。 第三章 采区生产能力、服务年限及工作制度第一节 采区生产能力和服务年限1、采区生产能力是采区内同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的总和。影响采区生产能力的因素有煤层赋存状况和地质构造，采区类型，矿井生产能力，采区正常接替和准备时间、掘、运、通风的装备水平及设备能力等。采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度和推进度。（1）回采工作面生产能力AO=LVOMCO式中 L-采煤工作面长度mVO-工作面年推进度m/aM-煤层厚度或采高m-煤的密度t/m3CO-工作面采出率A01509002.41.495%43.1万t/a。所以工作

23、面生产能力：A0= 43.1万t/a（2）采区生产能力AB=nA0BkAB采区生产能力 万t/an采区同时生产的工作面个数n=1A0每个工作面的生产能力 万t/aB掘进出煤率 取1.05-1.1K工作面不均衡系数（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1，两个工作面取0.92，三个工作面取0.9）AB=143.11.10.92=43.6万t/a（3）采区生产能力验算错误！未指定书签。为确保采区生产能力，要求采区上山运输设备的小时能力为：An1.25AB/27即AB11.2An，t/d An运输设备的设计能力，取200t/h； 1.25产量不均衡系数； 27昼夜工作小时，即两班出煤，每班工作

24、7小时； 运转不连续性，采用输送机时为0.7-0.8 43.611.20.7200 即43.61568（4）采区通风能力采区的生产能力应和通风能力相适应。根据矿井瓦斯等级，进回风上山数目、断面和允许的最大风速，验算通风允许的最大采区生产能力为：AB60vs/Q,t/d式中：v巷道允许的最大风速，m/s; S进风或回风巷道净断面，m2; Q日产一吨煤所需的风量（m3/min）,低瓦斯等级为1.25；AB60610.9/1.25 即43.63144二采区首采工作面布置安排了一个综掘机队和一个炮掘队分别掘进工作面的上下顺槽，由于在采区上山处地质条件的影响（该处地板凸起形成无煤区，范围长35300m）

25、，施工需过构造掘进岩巷工程。二、采区服务年限T=z/An=182.1/43.6/1.4=4.41式中：T采区服务年限， a; Z采区可采储量，万t; An采区生产能力，万t/a符合设计规范关于采区生产能力服务年限的规定。第二节 生产组织与管理一、劳动定员和设计工作制度劳动定员参照煤炭工业矿井设计规范中有关技术经济指标的计算方法，根据矿井有关资料及本设计选择的方案，设计各类人员构成比例基本按实际发生的情况编制。该区域配置一个综采区，设计出勤116人/个；三个掘进队，每个掘进队设计出勤47人。该区域总共设计出勤人数为210人。详见下表：区队序号工 种八点班四点班零点班合计综采队1班 长22262采

26、煤机司机02243泵站司机11134支架工22265皮带机司机244106刮板机司机22267打眼工22268端头支护工477189爆破工011210机电修10221411运输工6331212清煤工3551313管理人员611814综采队合计掘进队15队长216班长111317司机222618支护工6661819司机222620运料工222621检修工111322其他111323小 计1515154724三个掘进队合计454545141总 计857979249设计工作制度采区设计生产能力43.6万吨/年，年工作日按330天计算，生产采用三班作业的八小时工作制度。二、劳动生产率依据煤炭工业矿井设

27、计规范，按出勤人数计算的原煤生产效率设计为：综采区原煤生产效率=采区设计年产量/（原煤生产出勤人数年工作日）=43.6万t/（249330）=5.3t/工 所以，采区原煤生产设计效率为5.3t/工。第4章 井田开拓 概述该矿现有一对主、副斜井和一立风井，采用斜井多水平分区式开拓，现生产水平为900m。主、副井筒倾角25，斜长735m，井口间距40m。主斜井安装型号为DTS80/20/355钢芯大倾角强力皮带输送机担负煤炭提升任务兼作进风井，副井安装一台JK2/20绞车担负辅助提升任务兼作进风井，立风井为矿井总回风井，同时作为矿井的安全出口。井筒特征表序号井筒特征主斜井副斜井立风井1井口座标X=

28、4612514.416Y=38549580.546X=4612474.119Y=38549573.893X=4612889.826Y=38549153.2532净断面（m）2.62.52.62.54.03净断面5.775.779.624倾角（）25255井 壁混凝土混凝土混凝土6提升容器-单勾串车-7井筒装备安装DTS80/20/355钢芯皮带机。30kg/m钢轨，混凝土轨枕，行人台阶，排水管路。-第五章 900水平二采区巷道布置及支护第一节 巷道布置1、上（下）山及其硐室数目、位置、断面形状大小及支护方式采区上山布置，受煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，应

29、综合考虑上述因素，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。1上山条数的确定考虑该矿井的实际情况及煤炭工业矿井设计规范、煤矿安全规程规定，拟布置两条上山，分别为轨道上山和运输上山，为了实现布置开采及生产均衡的要求，两条上山大致布置位于采区南侧，两条上山间距留设为30m保护煤柱。2上山位置的选择采区上山的位置主要有上山布置在煤层中或底板岩石中的问题和相对于煤层群的上、中、下部的问题。(1)煤层上山优点：费用低、掘进容易、联络巷道工程量少、速度快。缺点：需要锚梁网支护，生产期间上山的维护困难，煤柱留设多，煤层上山受工作面采动影响较大。适用条件：煤层顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护；

30、为部分煤层服务的，维护期限不长的专用通风或运煤上山；开采薄或中厚煤层的单一煤层采区，采区服务年限短。(2)岩石上山优点：维护费用低，煤柱留设少，维护状况良好。缺点：联络巷道工程量大，掘进困难。适用条件：对单一厚煤层采区和联合准备采区，为改善维护条件，将上山布置在煤层顶板岩石中。根据本设计采区煤层及顶底板岩性等实际情况，结合上述煤层上山和岩石上山的情况，本设计采区就上山布置方式提出如下三种方案：方案一：两条煤层上山； 方案二：两条岩石上山；方案三：一岩一煤上山。下面对于这三种采区上山布置方案进行评价：(1)两条煤层上山布置方案该方案将两条上山布置在5#煤层中，掘进速度快，费用低，联络巷道工程量少

31、，受DF15断层影响两上山间间距太大，煤炭损失量大，轨道上山坡度起伏不定，中部甩车场不好布置，对于本设计采区不适宜。 (2)一岩一煤上山布置方案该方案将运输上山布置在5#煤层中，巷道沿煤层布置，掘进坡度控制在15以内，以利皮带运输。轨道上山布置在煤层顶板岩石中，虽然掘进工程量较大，但可以方便布置甩车场，该方案在技术上可行。(3)两条岩石上山布置方案该方案将轨道、运输上山布置在煤层顶板岩石中，该方案掘进工程量更大，掘进困难，不适合本采区。根据本设计采区的条件，通过简单的技术经济比较就可确定方案二最为合理。故本设计采区将运输上山布置在5#煤层中，轨道上山布置在DF15断层岩石中。二采区两条上山巷道

32、长度分别为750m，两上山间距为30m。运输上山采用皮带运输，轨道上山上部掘砌绞车房，安设绞车进行运输。采区轨道上山上、中、下部分别布置甩车场（附图）。工作面上顺槽与轨道上山贯通，下顺槽与运输上山贯通。3上山断面形状大小及支护方式采区巷道与900水平开拓工程的断面设计是根据设计手册和操作规程所规定设计完成的。采区运输上山巷道为矩形断面，规格4.02.5（净断面），支护方式采用锚梁加锚索联合支护。采区轨道上山为半圆拱形断面，规格为3.52.4（净断面），支护方式采用锚喷支护。巷道断面详见附图。图31 运输上山断面支护图图32 轨道上山断面支护图第二节 硐室数目、位置、断面形状大小及支护方式一、采

33、区变电所采区变电所的位置应选择在顶板稳定、地压较小、通风良好、无淋水的地点，以利硐室的维护和设备正常运转，在满足设备布置要求的前提下，应尽量减少硐室的工程量，降低工程费用。为了便于向采区各个用电点供电，在采区内，变电所的位置应选在采区用电负荷的中心，使各翼的供电距离基本相等，保证在该区域内最远距离的设备能够正常启动。为了便于设备的运输，变电所的位置应设在铺设轨道的巷道附近。因此，采区变电所布置在采区轨道上山附近的稳定围岩中。采区变电所的尺寸由硐室内设备的数量、规格、设备间距以及设备与墙壁间距等因素确定。高压电气设备与低压电气设备分别集中在一侧布置，硐室宽度为2.53m左右，硐室中主要人行道宽度

34、为1.4m。采区变电所的高度，是根据人行高度，设备高度及吊挂电灯来确定，其为2.5m。采区变电所采用锚喷支护，底板用100号混凝土铺底，须高出邻近巷道300mm且具有3的坡度，以防矿井水流进变电所。硐室内不设电缆沟，电缆沿墙敷设。电缆穿过密闭门处，需要套管保护。硐室与通道的连接处，须设向外开的防火栅栏两用门。二、空气压缩机硐室空气压缩机硐室设在无淋水、围岩稳定、有新鲜风流通过的900水平轨道大巷内。机电硐室的温度不要超过30。C硐室断面为半圆拱形，用锚喷支护。三、采区绞车房采区绞车房主要依据绞车的型号及规格，基础尺寸，绞车房的服务年限和所处围岩性质等进行设计。提升绞车选用JTPB1.61.5-

35、20矿用防爆绞车。滚筒直径1.6m,滚筒宽度1.5m，减速器变比20，最大静张力45KN，电动机功率160KW。钢丝绳选用6724.5特右交互捻钢丝绳，公称直径24.5mm,钢丝直径2.6mm,单位重量2.229kg/m,公称抗拉强度155kg/mm2,钢丝绳破断拉力总和35204kg。基础数据1 提升斜长 750m2 倾 角 20度3 初始加速度 a=0.3m/s2 4 车场内速度 v=1.5m/s5 主加速度 a=0.5m/s26 最大速度 v=3.1m/s7 摘挂时间 t=20s8 电动机换向时间 t=5s一次提升循环时间与路程1 重车在井底车场初加速 T1=v-vo/a1=1.5/0.

36、3=5s L1=V2/2a =2.25/20.3=3.75m2 井底车场距离取25米L2=25-3.75=21.25m3 重车在井底车场匀速运行时间 T2=21.5/1.5=14.2s4 串车提出车场后的加速阶段T3=（V-V0）/a1=(3.1-1.5)/0.5=3.2s L3=（V-V0）2/2a=1.62/20.5=2.56m5 减速度运行阶段 T5=V/a=3.1/0.5=6.2s L3=V2/2a=3.12/20.5=9.61m6 匀速阶段L4=750-（3.75+21.25+2.56+9.61）=712.58m T4=712.58/3.1=230s7 上车场取20mT6=1.5/0

37、.3=5s L6=3.75m L7=20-3.752=12.5mT7=8.3s8 一次循环时间： T=2（5+14.2+3.2+6.2+230+5+5+8.3+20+5）=603.8s提升绞车的静张力，钢丝绳及矿车连接器的验算：1、该绞车为提矸石，下放物料用。2、提升矸石时的验算：根据查书得绞车的最大静张力为45KN=4592kg。所以确定每次只能拉四个矿车，矿车自重670kg，矿车最大负荷为1700kg。提升绞车的静张力：按四个矿车进行计算：Fz=4（G0+G）(sin20+f1cos20）+P1L0(sin20+f2cos25)式中：G0矿车自重：670kg G矿车最大载重：1700kg

38、f1矿车与轨道之间的摩擦系数 P钢丝绳的单位质量 2.229kg/m L坡长：750mf2钢丝绳与托绳轮之间的摩擦系数：0.18Fz=4(670+1700)(sin20+0.015cos20)+2.229750(sin20+0.18cos20)=4230.5kg45KN=4592kg钢丝绳的安全系数：m=FQ/ FZ式中FQ钢丝绳破断力总和（按机电手册数据计算）m=35204/4230.5=8.37.5 符合规程要求下放大件时提升机和钢丝绳的验算：井下现使用的不能解体运输的大件有采煤机、液压支架、移动变压器，其它均可以拆开运输，并且拆开后的最大件重量不超过移动变，移动变的重量为6700kg，故

39、，按6700kg的大件重量进行验算。6700(sin20+0.015cos20)+2.229750(sin20+0.18cos20)=3240.51kg45KN=4592kg 符合要求钢丝绳的安全系数：m=35204/3240.51=10.97.5 符合规程要求矿车连接器的验算：4(670+1700)(sin20+0.015cos20)=3376kg6000kg自然加，减速度的验算：1 a1z=Fx/Mx 式中 Fx-下放端钢丝绳的静张力， Fx=4(670+1700)(sin20+0.015cos20)=3376kg Mx-下放端钢丝绳的静张力，Mx=4(670+1700)(sin20+0.

40、015cos20)+2.229750(sin20+0.18cos20)=4230.5kg a 1=3376/4230=0.8m/s22 自然减速度的验算： a3z=n(G+G0)(sin20+0.015cos20)/n(G+G0)+Gr=0.35m/s2, Gr-天轮的转动惯量Gr=90DT=90 Ac=g(sin20+0.015con20)=3.49m/s2经计算：下放重物时：a1z=0.8m/s2大于0.5m/s2, 上提重物时：a3z=0.35m/s2小于3.49m/s2 符合要求 预选电动机：N=FzV/102nc 式中: N-电动机功率 KW Fz-提升机静张力 kg v-最大运行速

41、度 m/s nc-传动效率 N=42303.1/1020.85=151KW确定使用电动机功率为：N=160KW电动机转速的确定： N=60vi/3.141.6=603.124/3.141.6=740r/min天轮直径的确定：按照D大于或等于40d计算，Dt取1000mm，提升系统变位质量1提升机的变位质量：依据产品说明书知：Dj=4800kg2钢丝绳的变位质量：Ds=(L+Ld+Ls+Lj)p/g Ld-井底车长度 取25m Ls-上车场口到绞车体天轮的距离，取20m Lj-滚筒上钢丝绳的压底绳长度 取35m g-重力加速度 g=9.8m/s2 则 Ds=(750+25+20+35)2.229

42、/9.8=189kgm/s23电动机转子变位质量 查电工手册得知： 相同电机的飞轮转矩为75kgm Gdz=GD2dzi2/D2=75202/1.62=11719M/S24变位质量总和： m=4800+189+11719+4(670+1700)(sin20+0.015cos20)/9.8=2049m/s2提升系统力学计算1、重车初加速开始F1=n(G+GO)(Sin20+fcos25)+PL(Sin20+f2COS25)+ma0=4(670+1700)(sin20+0.015cos20)+2.229750(sin20+0.18cos20)+20490.3=4845kg2、重车初加速终了F2=n

43、(G+GO)(sin20+f1cos20)+pL(L-L1)(sin20+f2cos20)+ma0=4(670+1700)(sin20+0.015cos20)+2.229(750-3.75)(sin20+0.18cos20)+20490.3=4841kg3、重车在井底车场等速度开始：F3=n(G+G0)(Sin20+0.015cos20)+P(L-L1)(Sin20+ 0.18cos20)=4(670+1700)(sin20+0.015cos20)+2.229(750-3.75)(sin20+cos20)=4226kg4、重车在井底车场等速终了F4=n(G+G0)(Sin20+0.015cos

44、20)+p(L-L1-L2)(Sin20+0.18cos20) =4(1700+670)(sin20+cos20)+2.229(750-3.75-21.5) (sin20+0.18cos20)=4202kg5、重车在井筒主加速开始F5=n(G+G0)(sin20+0.015cos20)+p(L-L1-L2) (Sin20+0.18cos20)+ma1 =5527kg6、重车在井筒主加速终了F6=n(G+G0)(sin20+0.015cos20)+p(L-L1-L2-L3)(sin20+0.18cos20)+ma1 =4(670+1700)(sin20+0.015cos20)+2.229(750

45、-3.75-21.5-2.56)(sin20+0.18cos20)+ma1 =5223kg7、重车在井筒等速开始F7=n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+p(L-L1-L2-L3)(sin20+0.18cos20) =4198kg8、重车在井筒等速终了F8=n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+p(L-L1-L2-L3-L4)(sin20+0.18cos20) =3387kg9、重车在井筒主减速开始、 F9=n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+p(L-L1-L2-L3-L4)(sin20+0.18cos20)-ma1=2362kg10、重车在井筒主

46、减速终了 F10=n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+p(L-L1-L2-L3-L4-L5)(sin20+0.18cos20)-ma1 =2358kg11、重车在上车场加速开始 F11= n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+pL7(sin20+0.18cos20)+ma1 =4002kg12、重车在上车场加速终了 F12= n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+pL8(sin20+0.18cos20)+ma1 =3994kg13、重车在上车场等速开始： F13=n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+pL6(sin20+0.18cos2

47、0) =3380kg14、重车在上车场等速终了F14=n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+pL7(sin20+0.18cos20) =3390kg15、重车在上车场减速开始 F15= n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+pL7(sin20+0.18cos20)-ma1 =2775kg16、重车在上车场减速终了 F16= n(G+GO)(sin20+0.015cos20)+pL8(sin20+0.18cos20)-ma1 =2765kg电动机容量的校验 1、等值力Fd=0yF2dt/Td =(F12+F22)t1/2 +(F32+F42)T2/2 +(F52+F5

48、F6+F62)T3 /3+(F72+F28)T4/2 =(48452+48412)5/2+(52272+52232)3.2/2+(41982+41983387+33872230/3+(33802+33902)8.3/2 =3620448010kg2.s Td=0.5(t1+t3+t2+t4)+t5 =0.5(5+3.2+8.3+2)+230 =239.25s Fd=3620448010/239.25=3890kg2、等值功率的计算 Nd =FdV/102c =38903.1/1020.85=139kw 电机符合要求。、过卷距离的计算按重车上提进行计算依据公式：a3z=n(G+G0)(sin20

49、+0.015cos20)/n(G+G0)+Gr =0.35m/s2由最大速度3.1m/s以0.35m/s2进行减速，从正常点开始，到矿车停下来，运行距离：L=V2/2a3z=3.12/20.35=13.7m过卷距离L1=1.5L+Ls=1.513.7+8=28.55m过卷距离符合要求。四、采区煤仓1）煤仓形式900水平二采区是矿井的主要生产采区，该水平煤仓为圆形断面垂直自由降落式。2）煤仓容量一般采区煤仓容量可按表31取：表31 采区煤仓容量表采区生产能力Mt/a煤仓容量（t）0.3以下501000.30.451002000.450.602003000.601.003005001.00以上大于

50、500本采区煤仓断面直径5m，高30m，煤仓有效容量为503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：采用锚喷加混凝土浇筑支护下口漏斗及溜口闸门基础；煤仓下口用混凝土浇筑收口，为了大巷的安全，煤仓与大巷连接处加强支护，在煤仓下口处铺设两根30槽钢灌入混凝土使其煤仓与大巷支护联为一体。本采区煤仓布置在900水平皮带运输下山坡底，形式为圆形断面，采用锚喷加混凝土浇筑支护。预防及处理煤仓、防止人员和物料坠入的常用有效措施如下：(1)在垂直煤仓中可采用螺旋

51、溜槽，减少煤仓入口处煤的自由落体高度；(2)在煤仓内设压气破拱装置，空气炮等；(3)在煤仓上口设300mm300mm孔眼的铁箅子；(4)在煤仓下口收口侧壁设压风喷嘴，预留钎孔。五、大巷运输与车场大巷、轨道上山均采用600mm轨距，大巷用5t蓄电池式电机车牵引，列车由10辆矿车组成。上山辅助运输由绞车牵引1.0t固定式矿车完成。车场与大巷铺设22kg/m钢轨。 900水平二采区上山布置在DF15断层左侧。轨道上山布置在距DF15断层右侧30m，巷道沿煤层布置，掘进坡度控制在15以内，以利皮带运输。运输上山布置在轨道上山左侧，巷道沿煤层倾向布置，掘进坡度为18。二采区轨运上山巷道长度分别为750m

52、，两上山间距为30m。运输上山采用皮带运输，轨道上山上部掘砌绞车房，安设绞车进行运输。采区轨道上山上、中、下部分别布置甩车场（附图）。第三节 采煤方法选择根据采煤方法的选择原则，决定采用900水平北采区工作面采用单一煤层一次采全高走向长壁开采全部跨落法管理顶板综合机械化放顶煤采煤采煤方法。这种采煤方法具有产量大，效率高，生产系统简单，巷道掘进量小，回采工序简单，材料消耗少，成本低以及生产安全等优点。 第四节 巷道掘进采区巷道与900水平开拓工程的断面设计是根据设计手册和操作规程所规定设计完成的。采区运输上山巷道断面规格为4.02.5（净断面），支护方式采用锚梁网加锚索联合支护。采区轨道上山断面

53、规格为3.52.4（净断面），支护方式采用锚喷支护。采区掘进巷道的断面均为4.02.5米，均采用锚梁网加锚索联合支护工艺。采区上山倾角小于15时采用综掘机掘进，大于15采用炮掘。采区运输上山掘进煤巷内采用风煤钻打眼（岩巷采用风钻打眼），爆破落煤（岩），皮带运输的方式；轨道上山采用风钻打眼，爆破落岩，耙岩机装车，矿车轨道运输的方式。顺槽掘进工作面各配备一套综合机械化掘进作业线（综掘机为EBZ-135、EBZ-100型）。其它开拓、掘进工作面亦配备以凿岩机、耙斗装岩机、风镐、风煤钻等普通钻爆掘进作业线。采、掘、开的比例为1：2：1。第五节 采区工程衔接表一、回采工作面接替采区仅有5#一层煤，根据本

54、采区的实际情况，选用走向长壁采煤法。900水平采区设计首采面为325XX采面，首先开采325XX采面的5#煤层，同时掘进325X3采面巷道，采完325XX采面至设计停采线附近，然后开采325X3采面，同时掘进同一区段下一个采区巷道，详见表5-1采区工作面接续表。表5-1 采区工作面接续表采区工作面编号可采储量（万t）服务时间/月衔接时间（月份）1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12900水平二采区325XX378325X331.78325X532.48二、掘进工作面接替为了确保900水平北采区首采面按计划投产，采区设计安排一个开拓头保接替，综合考虑本矿目前的现状，岩巷掘进头月进度

55、按90米/月计算；由于煤层顶板状况较好，参考以往煤巷道的单进水平，煤巷机掘头的月进度按300米/月，炮掘头按130米/月计算。根据目前矿井该采区已完成的工程量，为确保首采面325XX的按时投产及采区系统的整体形成，对剩余巷道工程量进行如下安排：54二采区掘进工程衔接表 生产 单位工程名称机炮期末参数一季度二季度三季度四季度开拓 进尺类别支护工程量123456789101112合 计53761745123213961003掘一队小计2366325XX切眼炮煤锚梁网150150325X3下顺槽机煤锚梁网790300300190325X3切眼炮煤锚梁网300150150325X5下顺槽机煤锚梁网750300300150325X5切眼炮煤锚梁网300150150二采区绞车房及绳道炮岩锚梁网767676开拓队小计1820325XX下顺槽机煤锚梁网540300240325X3上顺槽炮煤锚梁网760130130130130130110 325X5上顺槽炮煤锚梁网520 130130130130小计1190掘二队二采区轨道上山炮岩锚梁网656565315X5上山炮煤锚梁网260130130315X5代巷炮煤锚梁网260130130二采区运输上山机煤锚梁网4609292929292315X3上顺槽绕道炮岩锚梁网9090315X5