毕业设计（论文）机械化采煤方法在煤矿生产中的应用.doc

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1、前 言：煤炭是工业的粮食，我国一次能量消费结构中，煤炭占75%以上，煤炭工业发展的快慢，将直接关系到国计民生。我国煤炭生产建设正迅速发展，煤矿开采技术在不断进步，特别是改革开放20多年来，煤炭工业发展取得了更为显著的成效，采煤、掘进、运输等生产环节的机械化和生产集中化程度迅速提高，平均单产工效增长很快，创造了很多新的记录。1996年，长壁综合机械化采煤的产量已占全国国有重点煤矿的47.18%，综采采煤技术及生产指标大幅提高。与1975年相比，全国煤矿工作面的单产提高了154.87%，平均单产达64233t/月，回采工效提高了135.5%，达26.14 t/工。3.55m厚煤层大采高一次采全厚采

2、煤法，5m以上煤层综采放顶煤采煤法等进一步得到改进，为综采发展开辟了广阔的前景。本次设计以大同矿区忻州窑矿11#煤层和14#煤层开采为实例来说明综合机械化采煤方法在煤矿生产中的应用。摘要本井田设计煤层为11#煤层和14#煤层，11#煤层平均厚度6.2米，14#煤层平均厚度2.3米，属厚煤层和中厚煤层，煤层倾角不大，属近水平煤层，宜采用走向长壁放顶煤、走向长壁一次采全高后退式综合机械化采煤方法。顶板管理采用垮落法，由于煤层顶板较坚硬，所以需采用强制放顶措施，以减少采空区悬露面积，这种方法既经济又合理，方便可行。根据煤层赋存条件、巷道布置方式、以及以往开采经验，本工作面采用单一走向长臂后退式综合机

3、械化低位放顶煤开采的采煤方法。配套选用的主要设备有MXG700DA型采煤机、ZFS7500型液压支架、SGZ764/400型前部刮板输送机、SGZ764/630型后部刮板输送机、SZZ830/200型转载机、YSB160型破碎机、DSP10001000/3200型皮带机。正常生产时的工艺流程为：工艺巷顶煤预爆破松动顶部煤体采煤机斜切进刀割煤移架推前部输送机拉后部输送机。工作面机采高度3米，循环进度0.55米，采用两端头斜切进刀，自行开缺口。MXG700DA型采煤机牵引方式为电动机牵引，牵引速度为08.3m/min。截割方式按行走方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。放顶煤高度平均4米,采放比3:4

4、。顶煤采用深孔预爆破、低位放顶煤回收方式，按“一刀一放”的正规循环作业，即放煤步距为0.55米。顶煤回收从两中间巷施工煤体预松动爆破孔开始；距停采线10米工作面实施收尾工作，故从此位置开始顶煤不回收。关键字：走向长壁；放顶煤；一次采全高；后退式；综采。目 录第1章井田概况及地质特征51.1井田概况51.2井田地质特征61.3水文地质8第2章井田开拓102.1井田境界及储量102.2矿井设计生产能力及服务年限122.4井筒142.5井底车场及硐室17第3章大巷运输及设备选择173.1运输方式的选择173.2矿车183.3运输设备的选型18第4章采（盘）区或带区巷道布置及装备204.1采煤方法20

5、4.2采区布置224.3巷道掘进25第5章通风和安全265.1概况265.2矿井通风265.3安全34第6章矿井提升356.1主、副井提升设备356.2通风设备456.3排水设备48第7章建井工期517.1建井工期517.2产量递增计划52第8章设计矿井基本技术经济指标53参考文献54致 谢55第1章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1交通位置大同矿区位于晋北，地跨大同、左云、右玉、山阴等五个县市。忻州窑矿位于大同煤田东北端，距大同市17.5Km，距口泉站5.3Km。井田内有五九公路贯穿，交通方便。忻州窑矿北邻云岗矿和晋华宫矿，东邻大同市地方煤矿，西和南为煤峪口矿。忻州窑矿南27西为

6、同蒲铁路运煤专线站口泉站。北同蒲线往南至太原，往东和往西有京包线，井田中部有大同至左云公路由南往北贯穿全区，东南角与同泉路相接，交通条件四通八达，甚为方便。1.1.2地形、地貌及河流该井田地形为低山丘陵，地势东部较高，中部和西部较低。区内大部分黄土覆盖，冲沟发育。大沟谷有忻州窑沟、大北沟、黑龙王堂沟，白土寺沟等，呈树枝状分布其间。1.1.3气象本区属于黄土高原干旱大陆性气候，冬季严寒，夏季炎热，气候干燥，风沙严重。年平均气温5.1。一月份气温最低为-16.5，七月份气温最高为+30。冰冻期为十月上旬至翌年四月下旬，一般冻土深度为1.38m。平均积雪厚度50mm。每年降水量多集中在7、8、9三个

7、月。年平均降水量为450mm。历年平均相对湿度为53%。年平均蒸发量为1674.94mm，蒸发量为降雨量的34倍。风向多为西北风，其次北风。风速最大29m/s，平均风速3.2m/s。1.1.4地震属地震裂度度区，根据中国地震动参数区划图，本地区地震烈度为7度，所属地震动峰值加速度分区为0.10.15g。1.1.5矿井周边小窑情况井田内小窑有五座：分别是大同市南郊区云岗镇刘官庄村股份煤矿，批准开采3#层；大同市南郊区云岗镇张榆联营煤矿，批准开采2#、7#层；大同市南郊区水泊寺乡泉子沟煤矿，批准开采2#层；大同市南郊区平旺乡煤忻煤矿，批准开采、12#、13#层。井田周边小窑有六座，分别是大同市南郊

8、区兴旺煤矿，批准开采9#、10#、12-1#合并层。大同市南郊区口泉乡三脚沟煤矿，批准开采石炭系3#、5#、8#煤层；大同市城区新河煤矿，批准开采10#、15#煤层；大同市南郊区平旺乡大北沟村煤矿，批准开采10#层；大同市矿区大北沟联营煤矿，批准开采7#、9#、10#、12#、层；大同市精通实业公司兴旺煤矿，批准开采9#、10#、12#、煤层。1.1.6矿区工业概况及建材供应情况矿区地处山区，土地贫瘠，又受干旱影响，基本没有农作物。工业生产主要是采煤，在矿区内有砖瓦场、水泥场，沙石就地就能解决，其它钢材等靠外购。1.1.7水源电源情况1）本区地表无固定水体，地表沟谷除雨季外，多无水流，忻州窑沟

9、为本区主要河沟，由西北自东南斜穿本井田，经过主、副井口附近，全长8700m，汇水面积28Km2，平时仅有矿井排水，洪水季节水位突然猛涨。一般使用明灯寺水厂供水。2）矿井供电主要来自忻州窑变电站，该变电站由双回路电源供电，分别为煤州线和四州线，供电电压35KV，经两台6300KVA主变降压后输出6KV电压。1.2 井田地质特征1.2.1地质特征（一）地层 A、 寒武系中统 厚85.3米，为紫红、猪干色页岩，灰色白云质灰岩，与下部地层整合接触关系。 B、 寒武系上统 厚35.1 米，为深灰色及浅灰色灰岩，灰色竹叶状灰岩、页岩及泥灰岩等。与下部地层整合接触关系。 C、 石炭系中统本系组 厚15.33

10、5.36米，平均厚度25.33米。下部为紫红色、暗红色粉砂岩及风化壳成岩物质，上部为紫红色、灰绿色泥岩，粘土岩夹粉砂岩及细砂岩，中下部有1-2层铝土质岩层。与下部寒武系灰色竹叶状灰岩地层为平行不整合接触关系。 D、 石炭系上统 厚15.6667.81米，平均厚度41.735米，为大同煤田下部含煤系地层。岩性中上部以深灰色、黑灰色泥岩，碳质泥岩为主，下部以灰色、灰白色粗砂岩为主，夹粉砂岩及碳质泥岩或二者互层。主要含三个煤组，15号煤组，89号煤组，10号煤组。煤层总厚度2.526.4米，平均厚14.45 米，煤层结构复杂。本组与下部地层整合接触关系。 E、二叠系下统山西组 厚6.5158.54米

11、，平均厚度24.41米。上部以灰色细砂岩为主，局部为灰色中粒砂岩、中下部为灰色粗砂岩，含煤三层，但均不可采，与下部地层整合接触关系。F、 侏罗纪下统永定庄组厚19.6983.80米，平均厚度56.68米。上部主要为紫红、杂红、灰色粉砂岩，中部为灰白色中粒砂岩、底部为灰色粗砂岩。与下部地层为微角度不整合接触关系。G、 侏罗系中统大同组为大同煤田上部主要含煤地层，厚度116.09248.0米，平均厚度216.0米。为灰白色中粗砂岩，灰白色细粉砂岩，碳质泥岩组成。中粗砂岩成分为石英、长石及少量云母等，胶结物主要为泥质与钙质，大同组底部普遍发育一层粗砂岩。与下部地层平行不整合接触关系。H、 侏罗系中统

12、大同组揭露厚118.66米，主要为灰白色粗砂岩，底部为灰白色含砾岩粗砂岩或砾岩层，其上夹13号层极不稳定的薄煤。I、 新生界第四系厚058米，一般为24米。岩性以黄土为主，次为亚沙土，在沟谷中有冲击层堆积。与下部地层呈角度不整合接触关系。（二）地质构造忻州窑井田位于大同煤田向斜的东北端，井田呈一不对称的向斜构造（忻州窑向斜）。向斜轴位于井田中央，南部与煤峪口向斜相接，呈一弧形向斜轴走向，井田南部为NW10，向北逐渐转为NE40延至晋华宫矿，向斜轴略有起伏，下部分向北倾伏。向斜西翼平缓，倾角15，东翼较陡，倾角220，向斜西翼煤岩层稍呈波状起伏，形成宽缓的次一级褶曲。本井田断裂构造主要集中在忻州

13、窑向斜轴部两翼500m范围内，据统计井田内发现大小断层300条，主断层形成多字型构造，由南向北大致以NW20左右呈雁行排列，即：底斜坑断层（H=5.0m）、洋灰台断层（H=17.5m）、东二断层（H=16.21m）、404断层（H=16.1m），主断裂西侧有三个次一级断裂构造带，东侧有一个次一级断裂构造带，与主断裂构成“入”字型，呈NE-SW走向。除上述几个大断层外，其余断层落差较小，绝大部分落差在2m以下，多数为NE向高角度正断层。1.2.2煤层及煤质（一）煤层1、煤层侏罗系大同组含煤20余层，其中可采煤层9层，由上而下为3#、4#、7#、9#、10#、11#、12#、14#、15#层，11

14、#与14#层为本井田批准开采煤层。煤层特征表 表1-2-2地 层时 代煤层号煤层厚度（m）最小最大平均间 距（m）最小最大平均煤层结构稳定性顶板岩性底板岩性侏罗系1 1 5.477.56.24.013.6复 杂夹石24层稳定全区可采砂砾岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩侏罗系1 4 1.732.34.013.6复 杂夹石24层稳定全区可采砂砾岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩（二）煤质本矿开采11#、14#、层煤，11#、14层煤成黑色，由亮煤及暗煤组成。沥青玻璃光泽，质地较硬，断口平坦，参差状，偶见阶梯状，发育少许内生裂隙，水平层理，碎块状构造，条带状，透镜及均一状结构，14#煤节理发育，充填分解后脉和黄铁矿膜。1

15、1#、14#煤的宏观煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤为辅。煤岩成份亮煤为主，暗煤次之。11#煤层全井田为富灰煤，低硫中硫煤，气肥煤，长烟煤。14#煤层大部分为中灰煤，中硫煤。根据表1-2-2及有关地质资料，对煤的化学性质及工艺特性分析如下：1、水分：煤的分析基水分（Mad）各层煤在2.78%4.16之间变化，水分从上到下有下降的趋势，以14#层煤最低，为2.78。实际生产原煤全水分(Mt)在7左右。因此本矿井煤属于低水分煤。2、灰分（Ad）：11#煤灰分为24.91，属中灰分煤；14#煤灰分为29.6，属于富灰分煤。3、挥发分（Vdaf）:各层煤的挥发分均大于38，属高挥发分煤。4、硫分（St

16、.d）：各层煤硫分在1.143.14之间变化，11#煤为2.42，属中流煤，14#煤为3.41，属富硫煤。5、磷含量（Pdaf）：11#、14#煤含量0.005，属于低磷煤。6、发热量（Qnet.ad）可采煤层，11#煤为21.51MJ(5147大卡/kg),8#煤为20.475MJ（4896大卡/kg）。均属于低发热量煤。煤质指标详见表1-2-3。勘探区煤芯煤样化验结果表 表1-2-3煤层水分（%）灰分（%）挥发分（%）硫分（%）发热量（MJ/kg）煤灰成分（%）无机组分（%）原煤2.25-4.203.3220.42-32.1526.438.37-43.4740.720.78-3.412.4

17、2精煤1.63-5.103.236.35-8.957.4338.73-42.5439.930.85-1.531.241.3 水文地质（一）区域水文地质概况本井田水文地质条件简单。含水层主要有三个：覆盖层及风化层段含水层，为孔隙、裂隙含水层，水位不稳定，出水量4795m3/d；石炭二叠系煤系地层含水层，主要为砂岩裂隙含水层，水量微弱，仅为0.01m/d；奥陶系灰岩含水层，主要为岩溶、裂隙含水层，位于井田深部，水位深度为215.01250.24m，水位标高为1161.581200.58m。抽水试验结果，降深3.18m，单位涌水量0.934L/min。（二）矿井充水条件 井田所属区域属于高寒地带，本

18、区云岗组及大同组的岩层微含水，其它均无含水层。（三）矿井涌水量计算本区云岗组及大同组的岩层微含水，地表雨水通过断层裂缝渗入井下，开采过程中，煤层的滴水和淋水是矿井水的主要来源。据记载目前矿井正常涌水量为2300m3/d，含水数0.40.5，不随产量增加而增加。（四）矿井主要水害及其防治措施矿井充水因素主要为顶板以上砂岩裂隙水，由于山西组砂岩含水层在井田范围含水性不强，水量有限，只要正常进行抽排，一般不会发生水害事故。另一个因素为邻近生产矿井废弃巷道和采空区积水。今后若靠近边界附近开采时，应详细调查相邻煤矿开采情况和废弃巷道和采空区积水情况，以防巷道相互贯通引发水害事故。（五）供水水源由于井田所

19、属区域属于高寒地带，本区云岗组及大同组的岩层微含水，不能满足用水要求，主要靠明灯寺水厂供水。1.3.1其它开采技术条件（一）顶板条件 11#层顶板为细砂岩、泥岩，厚度为2m4m，裂隙不发育，较好管理，底板为黑色泥岩。 14#层顶板为黑色泥岩，裂隙不发育，较好管理。（二）瓦斯、煤尘和煤的自燃1、瓦斯等级矿井瓦斯相对涌出量14.24m3/t，绝对涌出量0.85m3/min，属高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性据有关地质资料提供，本区煤层火焰长度大，有爆炸危险性，煤层爆炸指数35%。3、煤的自燃倾向性煤的自燃倾向性属容易自燃煤层，自燃发火期为6个月左右。4、根据调查本区域地温小于3/100M，属正常区。第2

20、章 矿井开拓2.1井田境界及储量2.1.1井田境界 根据山西省国土资源厅批准的同煤忻州窑矿采矿许可证证号，井田境界由11个坐标点连接圈定： 1、X=3437.89468 Y=849.20798 2、X=3437.90519 Y=851.8568 3、X=3438.244 Y=851.58189 4、X=3438.244 Y=853.80301 5、X=3434.56437 Y=853.79695 6、X=3434.51591 Y=853.21393 7、X=3434.58495 Y=853.08042 8、X=3434.58364 Y=852.28379 9、X=3435.2555 Y=852

21、.28287 10、X=3435.2525 Y=850.34892 11、X=3435.67198 Y=849.291592.1.2储量（一）资源/储量估算范围 本次参与资源/储量估算的煤层为该矿批准开采的11、14#层，资源/储量估算边界范围为井田边界所圈定的范围。（二）工业指标参照煤、泥炭地质勘察规范中有关规定，确定各工业指标如下：煤层最低可采厚度均为0.7M，最高可采灰分为40%，最高可采硫分为3%。根据现有资料，井田11#、14#层均在上述限定之内。（三）资源/储量估算方法与有关参数的确定 井田范围煤层倾角平缓，基本在06，故本次资源/储量估算采用地质块段算术平均法，计算公式如下：Q=

22、SHD/10式中：Q-块段资源/储量（万吨） S-块段面积K（M），采用水平投影面积，用求积仪在煤层底版等高线上直接求得 H-块段平均厚度（M），为块段内及邻近见煤工程点煤层资源/储量估算厚度之算术平均值，各工程点煤层采用厚度的确定按照有关规程的规定确定。 D-煤层视密度（T/M2），11#、14#层煤层视密度（容重）均为1.34T/M3， （四）资源/储量估算结果 经本估算，共获得11#、14#煤层地质储量135072KT。 其中11#工业储量为101304KT，14#煤层工业储量为33768KT。2.1.3可采储量（一）矿井设计储量计算矿井设计储量=矿井工业储量永久煤柱损失已采储量经计算，

23、矿井设计储量为118674KT。 矿井设计储量计算表 单位：KT煤层工业储量永久煤柱损失设计储量井田边界工业场地风井小计11#101304257264322412114168988814#337688573321804498228786合计13507234299753321616398118674（二）矿井设计可采储量 矿井可采储量按下式计算： ZK=（ZSP）C式中： ZK矿井设计可采储量，KT； ZS矿井设计储量，KT；P开采煤柱损失，KT；C采区回采率，薄煤层取C=85%；中厚煤层取C=80%；厚煤层取C=75%。 经计算，矿井设计可采量为90445KT，见表： 单位：KT煤层11#14

24、#合计设计储量8988828786118674可采储量6741623029904452.2 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1矿井工作制度矿井设计年工作日为300天。作业方式为“四六”制作业，即三个班生产，一个班检修。每天净提升时间为14小时。2.1.2矿井设计生产能力的确定根据当地用煤需求，结合煤层赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井生产能力为1800Kt/a。2.1.3同时生产的水平数目的确定本井田可采煤层为11# 14#共两层煤，保证1800KT/A设计生产能力。2.1.4矿井及水平服务年限的计算矿井及水平服务年限均按下式计算：T=Z/AK式中：T服务年限。Z设计可采

25、储量，KT。A设计生产能力，KT/AK储量备用系数，取1.4。则：矿井及水平服务年限 T=90445/18001.4=35.9年服务年限均符合煤炭工业矿井设计规范的有关要求。2.3井田开拓2.3.1矿井工业场地位置选择 根据矿井现状及目前交通运输、电力供应等外部环境，工业广场布置在该矿大北沟村到忻州窑村之间的开阔场地。矿井工业广场选择在此处具有以下优点：工业场地紧靠五九公路、同蒲铁路运煤专线，交通运输便利，地面较开阔，生产区对生活福利区及邻近村庄环境影响较小。2.3.2开拓方式的确定井田开拓方式为斜立井、石门双水平开拓，共开掘有四个进风井（新副井、大斜井、主井、排矸立井）和两个回风井（东盘区风

26、井和西盘区风井）。井田共划分有两个盘区，开采煤层有11#、14#，目前矿井生产区队设置有：两个综放队和五个机掘队。2.3.3开拓方案的选定根据矿井工业场地及确定的斜井开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征、提升设备、井筒位置以及矿井目前的实际情况，本设计针对1#1、14#层的开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下：方案一：斜、立井开拓上山开采方案：该井田煤层赋存稳定，埋藏深度达270米，考虑井型及技术装备等因素，用立井开拓的方式，主、付井井筒均采用立井开拓，回风井井筒采用斜井。主斜井、付立井落底于14#煤层下，在14#煤层下从井底车场向西北方向在岩石中开掘运输大巷、轨道大巷至井田中部，然后沿东西

27、方向开拓石门大巷，用小斜井沟通11#层、14#层盘区轨道巷，盘区皮带巷与主皮带巷用溜煤眼沟通。东盘区回风斜井与东盘区回风巷连通，西盘区回风斜井与西盘区回风巷连通，两侧回风斜井的布置完全可以满足工作面等用风的供给，通风采用机械抽出式通风方式。方案二：斜、立井开拓上、下山开采方案：主斜井、付立井落底于11#层14#煤层之间，在11#煤层下从井底车场向西北方向在岩石中开掘运输大巷、轨道大巷至井田中部，然后沿东西方向开拓石门大巷，用小斜井沟通11#层、14#层盘区轨道巷.回风方式与一方案相同。上述两方案在技术上各有优缺点，两方案技术比较如下：方案一：优点：（1）大巷好维护，不受11#层和14#层的开采

28、影响。（2）集中运输巷道利用率高。（3）11#与14#层共用一个斜井，系统简单，投资少。缺点：（1）11#层与14#层共用一个溜煤眼，不能同时开采。（2）巷道维护时间长维护费用高。方案二：优点：（1）巷道掘进技术简单，施工管理简单。（2）实施分层开采，两层煤的回采系统各自独立互不影响。缺点：（1）大巷难维护，11#层采空后，应力集中与运输、皮带大巷。（2）利用上、下山开采，准备巷道和联络巷道较多，增加了成本，不宜管理。综上所述，本计划推荐一方案作为矿井井田主要开拓方式。2.3.4采区划分及开采顺序 根据井田开拓方案，全井田每层划分两个采区，共四个采区，即11#层东采区、西采区、14#层东采区、

29、西采区。矿井投产时移交两个采区，采区接替顺序为：11#层东、西盘区至11#层东、西盘区。2.4 井筒2.4.1井筒数目及用途矿井移交生产及达到生产能力时，共有六个井筒，既主立井、副立井、材料斜井、排矸立井、东盘区风井和西盘区风井。各井筒用途分述如下：1、主立井：负担全矿煤炭提升任务，兼作矿井进风井任务。2、副立井：负担全矿人员等提升任务，为矿井的主要通风井。3、材料斜井：负担全矿设备、材料等提升任务，为矿井的主要进风井，兼作矿井的安全出口。4、排矸立井：担负全矿井矸石的提升。5、东、西盘区风井：担负全矿的回风，及安全出口。2.4.2井筒布置及装备1、主立井：井筒净宽5m，净断面19.625，装

30、备8T机斗提升。M2、副立井：井筒净直径6.5 m，净断面33.2，装备1T单车。副井井筒断面主井井筒断面回风斜井断面2.5井底车场及硐室2.5.1井底车场型式的选定1、调车简单管理方便，弯道及交岔点少。2、操作安全，符合有关规定。3、井巷工程量小，建设投资少，便与维护，生产成本低。4、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，缩短建井时间。本着以上原则，主、副立井及材料斜井落底后沿14#层布置胶带运输大巷和轨道运输大巷，在副立井设井底车场分别与轨道运输大巷和胶带运输大巷相连，井底车场为刀把式车场，可满足矿井辅助提升存车线路要求。2.5.2井底车场硐室名称及位置在副立井井底车场设有

31、：中央变电所、中央水泵房、管子道、水仓及清理水仓的绞车房。井底车场巷道及硐室支护形式采用锚喷支护。第3章 大巷运输及设备选择3.1 运输方式的选择3.1.1煤炭运输方式的选择根据矿井开拓部署，矿井规模及井筒提升方式，结合本矿井采掘机械化装备水平提高，大巷煤炭运输方式考虑了胶带运输方式及矿车运输方式，经比较大巷煤炭运输方式较为合理，其主要优点如下：1、胶带运输机具有运输能力大，效率高，运营费用低，操作简单，管理方便，易于实现自动化。2、胶带运输与矿车运输相比具有运输环节少，占用人员少，维修工作量少，主辅运输互不干扰，事故率低等优点。3.1.2辅助运输方式的选择集合本矿目前管理水平及资金情况，辅助

32、运输方式为电车牵引矿车，盘区为绞车牵引。设计推荐采用一吨系列矿车，其优点是技术工艺简单，操作便利。3.2 矿车矿井移交生产时，掘进煤矸经刮板输送机进入运煤系统，井下辅助运输只要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。根据矿井的规模，矿车选用600轨距。矿车型号为：MG1.16A型，规格为（长高宽）20008801150，技术特征为：容积1.1m3，名义载重1吨。每个生产和开拓盘区用30辆矿车用与运矸、运料，有20辆备用，全矿达产后同时生产的盘区为两个，共需80辆矿车。材料车：由于矿车轨距已固定，轨道大巷及轨道上山铺设轨道轨距平均为600所以材料车选用1吨矿车。材料车型号为：MCL6B型，规格说

33、明为：（长高宽）24008801150。每个生产和开拓盘区使用20个材料车，全矿需40辆。人车型号：PBC12型，全矿需40辆人车。电机车型号及数量：根据矿井特征及运输方式等因素，电机车选择ZK36250型电机车。电机车主要为辅助运输，根据矸石及人员运输情况，矿井运输线路长度及交接班时间，同时生产和开拓的每个盘区使用两台电机车，矿井有一台电机车备用，所以全矿需要5台电机车。3.3 运输设备的选型皮带大巷采用带式输送机运输方式，经计算选用 胶带大巷强力皮带机1.安装地点胶带皮带巷2.皮带机型号STJ-1000/400P3.巷道倾角0-3/4.输送长度 m16805.胶带型号ST20006胶带生产

34、厂家沈阳、山东皮带胶带7.带宽 mm10008.带速2.59.运输能力 t/h60010.传动形式交流双机11.生产厂家淮南煤机厂12.安装日期1988.1013.主电动机型号JBO400S-414.额定功率 kw20015.额定电流 A20216.额定电压 V66017.额定转速 r/min148418.轴承型号2322(轴伸端)322（非轴伸端）19生产厂家南阳防爆电机厂20.减速机型号ZL-130-II21.传动比4022.传动滚筒直径 mm125023.生产厂家嘉兴冶金机械厂24.改向滚筒直径 mm1210 1000800 630 50025.电机-减速机间联轴器YOX-56026.托

35、辊直径 mm370*159 18027.缓冲托辊直径 mm15928.上托辊间距 mm125029.下托辊间距 mm250030.缓冲托辊间距 mm50031.皮带张紧绞车型号JM-14改32.最大拉力 kg1400033.钢丝绳直径 mm22 6*1934.电动机型号BJ0272-835.功率 KW1736.电压 V66037.电气控制设备开关型号DQZBH-1140/300TTQ400-1140/66038.生产厂家徐洲一代2台太原慧特科技有限公司2台39.额定电压 V1140/66040.额定电流 A30041.生产厂家徐洲煤机厂42.皮带综保型号PJB-IIPZBJ-1Y型43.生产厂

36、家安徽宿州电器厂淮南无线电七厂44.传感器型号淮南传感器（1）煤位传感器KGX-NI（2）速度传感器KGX-SI（3）跑偏传感器KGX-PI、KGX-P（4）温度传感器KGX-W1（5）烟雾传感器PYB-1（6）超温洒水装置RMFH探头易熔金（7）撕裂传感器导电橡胶（8）防爆电磁阀KDF MDF BDF（9）扇型喷头KDF（10）电源控制箱KBJS2-127/3645.机头起重天车型号SDQ-346.跨度747.起重量1048.起重高度649.轨道型号4350.生产厂家无锡县机械厂第4章 采区布置及装备4.1 采煤方法4.1.1采煤方法的选择本井田设计煤层为11#煤层和14#煤层，11#煤层平

37、均厚度6.2米，14#煤层平均厚度2.3米，属厚煤层和中厚煤层，煤层倾角不大，属近水平煤层，宜采用走向长壁放顶煤、走向长壁一次采全高后退式综合机械化采煤方法。顶板管理采用垮落法，由于煤层顶板较坚硬，所以需采用强制放顶措施，以减少采空区悬露面积，这种方法既经济又合理，方便可行。 4.1.2工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 根据煤层赋存条件、巷道布置方式、以及以往开采经验，本工作面采用单一走向长臂后退式综合机械化低位放顶煤开采的采煤方法。配套选用的主要设备有MXG700DA型采煤机、ZFS7500型液压支架、SGZ764/400型前部刮板输送机、SGZ764/630型后部刮板输送机、SZZ83

38、0/200型转载机、YSB160型破碎机、DSP10001000/3200型皮带机。正常生产时的工艺流程为：工艺巷顶煤预爆破松动顶部煤体采煤机斜切进刀割煤移架推前部输送机拉后部输送机。工作面机采高度3米，循环进度0.55米，采用两端头斜切进刀，自行开缺口。MXG700DA型采煤机牵引方式为电动机牵引，牵引速度为08.3m/min。截割方式按行走方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。放顶煤高度平均4米,采放比3:4。顶煤采用深孔预爆破、低位放顶煤回收方式，按“一刀一放”的正规循环作业，即放煤步距为0.55米。顶煤回收从两中间巷施工煤体预松动爆破孔开始；距停采线10米工作面实施收尾工作，故从此位置开始

39、顶煤不回收。回采工作面主要设备 ： 工作面主要机电设备配置序号名称型号功率（KW）能力（T/H）电压（V）数量1采煤机MXG700DA2300+100800114012前溜子SGZ764/4002200800114013后溜子SGZ764/63023151200114014转载机SZZ830/2002001800114015破碎机YSB1601602000114016皮带机DSP1000-1000/320032001000114017乳化液泵GRB315/31.5200315L11403名称型号初撑力（KN）工作阻力（KN）高度（）长宽（）数量（架）普通支架ZFS750052187500220

40、0-35004405146076过渡支架ZFSD6800521868002200-3300451014607端头支架ZFSD5600479056002200-350010430216014.1.3工作面支护选型及顶板管理 根据初期开采的11#层煤层厚度、顶板岩性及采高，工作面选用上表中的支架支护，超前支护采用DZ2025/110Q型单体柱支护顶板。 回采工作面顶板管理方法采用全部垮落法。4.1.4采煤工作面的日进度，年进度及工作面长度依据采煤机割煤、移架、推前溜、放顶煤、拉后溜等工序确定。A.按割煤时间确定循环时间:机组割一刀煤约需120米/3米/分钟=40分钟,头尾斜切进刀约需60分钟,合计一个循环需100分钟。B.按放煤时间确定循环时间:按每架支架放煤1.5分钟计,全工作面放煤共需114分钟.由于放煤时间大于割煤时间,故取循环时间为114分钟。则日循环数为：（24-6）60/1140.858个循环进度为0.55米，日循环次数为8次，日循环进度为4.4米.采煤工作面年进度按下式计算：年进度=日循环进度年工作日循环率=4.43000.9=1188米4.1.5采区