采礦工程畢業(yè)設計論文

1、<p><b>　　采煤課程設計</b></p><p><b>　　2011年 3月</b></p><p><b>　　目錄</b></p><p>　　第一章 井田概況3</p><p>　　1．礦井煤層賦存條件3</p><p>

2、　　2．瓦斯和水文條件3</p><p><b>　　3．開拓方式4</b></p><p>　　第二章 井田開拓4</p><p>　　1 井田準備方式選擇的原則4</p><p>　　2 井田準備方式的選擇：4</p><p>　　第三章 采煤方法5</p>

3、<p>　　1采煤方法的選擇5</p><p><b>　　2采煤工藝5</b></p><p>　　3、工作面設備選型與配套6</p><p>　　4.工作面回采工藝8</p><p>　　5.工作面勞動組織8</p><p>　　6、確定采區(qū)內(nèi)工作面數(shù)目及接替順序9<

4、;/p><p>　　第四章 井底車場10</p><p>　　1 選擇井底車場形式的原則10</p><p><b>　　2設計依據(jù)10</b></p><p>　　3井底車場線路布置11</p><p>　　4存車線長度的計算12</p><p>　　5井底車場線路

5、的坡度及閉合計算13</p><p>　　6 、通過能力計算13</p><p>　　五章 采區(qū)的井巷布置16</p><p>　　1 采區(qū)多煤層聯(lián)合準備方式16</p><p>　　2煤層群區(qū)段集中平巷的布置17</p><p>　　3采區(qū)車場布置18</p><p>　　4 采

6、區(qū)煤倉形式18</p><p>　　5 采區(qū)回采和準備巷道斷面選型18</p><p>　　備注：參考資料23</p><p><b>　　第一章 井田概況</b></p><p>　　1．礦井煤層賦存條件</p><p>　　擬設計礦井井田可采煤層總計3層，煤層傾角20°，根據(jù)

7、煤層埋藏深度自上而下分別為Ml、M2和M3煤層， 煤層厚度、層間距及頂?shù)装鍘r性見綜合柱狀圖。設計采（帶）區(qū)走向東西，長度3000m，傾斜長度900m，采（帶）區(qū)內(nèi)各煤層賦存穩(wěn)定，地質(zhì)構(gòu)造簡單，無斷層，M1煤層屬簡單結(jié)構(gòu)煤層，普氏系數(shù)f=2，M2和M3煤層屬中硬煤層。</p><p>　　設計礦井生產(chǎn)能力為120萬t/a，生產(chǎn)布局為一井一面高產(chǎn)高效格局。</p><p>　　設計采（帶）區(qū)綜

8、合柱狀圖 </p><p><b>　　2．瓦斯和水文條件</b></p><p>　　礦井相對瓦斯涌出量較8.49m3/t，絕對瓦斯涌出量為26.50m3/min，有自然發(fā)火傾向性（發(fā)火期為1a）。</p><p>　　開采水平正常涌水量為118.8m3/h，最大涌水量為142.6m3/h。</p><p><b

9、>　　3．開拓方式</b></p><p>　　礦井采用立井開拓，通風方式為中央分列機械抽出式通風，主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升，井下大巷煤炭采用3t底卸式礦車運煤，輔助運輸為1.5t固定式礦車，10t架線式電機車牽引，矸石量占礦井產(chǎn)量的5％，掘進煤量占10％。</p><p><b>　　第二章 井田開拓</b></p>&l

10、t;p>　　1 井田準備方式選擇的原則</p><p>　　準備方式是否適當，直接關系到工作面和礦井的生產(chǎn)效率，正確合理的準備方式應遵循以下幾個原則：</p><p>　　1）有利于礦井合理集中生產(chǎn)，使采準巷道系統(tǒng)有合理的生產(chǎn)能力和增產(chǎn)潛力；</p><p>　　2）保證具備完善的生產(chǎn)系統(tǒng)，有利于充分發(fā)揮機電設備的效能，并為采用新技術、發(fā)展綜合機械化和自動化

11、創(chuàng)造條件；</p><p>　　3）力求在技術和經(jīng)濟上合理，盡量簡化巷道系統(tǒng)，減少巷道掘進及維護工程量，減少設備占用臺數(shù)和生產(chǎn)費用，便于采掘銜接；</p><p>　　4）煤炭損失少，有利于提高采出率；</p><p>　　5）安全生產(chǎn)條件好符合《煤礦安全規(guī)程》。</p><p>　　2 井田準備方式的選擇：</p><

12、p>　　除近水平煤層以外，井田一般按一定標高劃分成若干個階段。階段內(nèi)可有采區(qū)式、盤曲式以及帶區(qū)式三種準備方式。目前，我國大多數(shù)采用采區(qū)式準備，即在階段內(nèi)沿走向劃分成若干個生產(chǎn)系統(tǒng)相互獨立的采區(qū)；傾角在12以下的煤層也可不劃分采區(qū)，采用在大巷兩側(cè)直接布置工作面的帶區(qū)式準備。</p><p>　　當煤層傾角較小時（一般小于16）時，可利用開采水平大巷來分別開采上、下山采區(qū)。開采水平標高以下的采區(qū)稱下山采區(qū)，采區(qū)

13、內(nèi)布置采區(qū)下山等準備巷道，采用的煤通過下山由下往上運至開采水平反之則為上山采區(qū)。當煤層傾角較大時，采用下山開采，掘進、運輸、通風、排水等困難較大，一般只開采上山采區(qū)。</p><p>　　根據(jù)煤層賦存條件即相關地質(zhì)資料可選擇上山采區(qū)式準備方式。</p><p>　　由于3個煤層間距較?。?-15m），走向長度3000m，傾斜長度900m，符合集中開采的條件。故采用聯(lián)合準備方式。其特點有：&

14、lt;/p><p>　　1）生產(chǎn)集中，采面回采數(shù)目多，有利于炮采和普采采區(qū)提高產(chǎn)量；</p><p>　　2）改善了巷道維護條件，維護費少；</p><p>　　3）改善了運輸條件，簡化了運輸系統(tǒng)，利于發(fā)揮設備效能；</p><p>　　4）采出率高，煤損少；</p><p>　　5）巖巷工程量大，初期工程量大，準備時間長

15、。</p><p>　　綜上所述，設計采用上山采區(qū)集中上山聯(lián)合準備方式，采區(qū)式準備采用采區(qū)多煤層聯(lián)合準備方式。</p><p><b>　　第三章 采煤方法</b></p><p><b>　　1采煤方法的選擇</b></p><p>　　1.1采煤方法的選擇原則</p><p

16、>　　采煤方法必須符合安全，經(jīng)濟，煤炭采出率高的基本原則。</p><p>　　1.2影響采煤方法選擇的主要因素</p><p><b>　　1）煤層傾角；</b></p><p><b>　　2）煤層厚度；</b></p><p>　　3）煤層的地質(zhì)構(gòu)造情況；</p><

17、p>　　4）煤層及圍巖特征；</p><p>　　5）煤層的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情況。</p><p>　　1.3采煤方法的選擇 </p><p>　　本礦井煤層有自燃發(fā)火傾向性（1a），煤塵無爆炸性危險，煤層賦存穩(wěn)定，地質(zhì)構(gòu)造簡單，無斷層，M1煤層構(gòu)造簡單，礦井相對瓦斯涌出量較8.49m3/t，絕對瓦斯涌出量為26.50m3/min，屬低瓦斯礦井。&

18、lt;/p><p>　　走向長壁采煤法適用于緩傾斜煤層，在我國適用廣泛，積累了大量的經(jīng)驗，技術比較成熟，而且具有布置簡單，管理方便等優(yōu)點。根據(jù)以上條件及采煤方法的選擇原則，現(xiàn)決定采用走向長壁采煤法。</p><p><b>　　2采煤工藝</b></p><p><b>　　2.1工藝選擇</b></p><

19、;p>　　本礦井煤層傾角為20°，屬于緩傾斜煤層，第一煤層厚度為6.9m，屬于中硬煤層，故可用綜合機械化采煤一次采全厚放頂煤工藝。</p><p>　　2.2、工作面走向推進長度</p><p>　　對于綜放工作面，為了延長工作面壽命，減少搬家次數(shù)，應盡量加大工作面的推進長度，加大推進長度有力于高產(chǎn)高效綜放工作面的能力發(fā)揮和降低成本。國內(nèi)其它礦區(qū)的高產(chǎn)綜放工作面一般都在10

20、00m以上。根據(jù)移交采區(qū)的布置，首采工作面的走向長度為1500m。</p><p>　　2.3、工作面割煤高度與放煤高度</p><p>　　工作面割煤高度除應滿足通風行人的要求外，還應考慮設備投入和機道上方頂煤和煤壁的穩(wěn)定性，采高越大，煤壁越高易發(fā)生片幫，同時支架的高度增加初期投入大。綜合考慮，將工作面采煤機割煤高度定為2.4m。首采煤層工作面厚度為6.9m，則放頂煤高度為4.5m，采放

21、比為1：1.875。</p><p>　　2.4、采煤機截深與放煤步距</p><p>　　根據(jù)放頂煤工作面的實際統(tǒng)計，也可用下面經(jīng)驗公式估算放煤步距：</p><p>　　d=(0.15~~0.2)h</p><p>　　d------放煤步距；h--------放煤高度</p><p>　　采煤機截深為0.6m時，

22、為提高資源回收率并降低混矸率，采用2刀1放循環(huán)作業(yè)方式，則放煤步距為1.2 m。</p><p>　　2.5、工作面設計生產(chǎn)能力</p><p>　　采區(qū)生產(chǎn)能力的基礎是采煤工作面的生產(chǎn)能力，采煤工作面的生產(chǎn)能力取決于煤層厚度、工作面長度和推進度。一個采煤工作面的生產(chǎn)能力可由下式計算：</p><p>　　A0= L采×V0×m×γ&#

23、215;C </p><p>　　式中：A0 ———— 工作面生產(chǎn)能力，萬t/a ；</p><p>　　L采———— 工作面長度；150m；</p><p>　　V0———— 工作面推進度.綜采面年推進度可達</p><p>　　1000—2000m，取1300m；</p><p>　　m——煤層厚度，6.9m

24、；</p><p>　　γ——煤容重，1.30t /m；</p><p>　　C——工作面采出率，一般為0.93～0.97，取0.93。</p><p>　　A0= L采×V0×m×γ×C</p><p>　　=150×1080×6.9×1.3×0.93

25、=135.2萬t/a</p><p>　　工作面最大年生產(chǎn)能力，按年300d計算，日完成3個生產(chǎn)循環(huán)，則礦井工作面年產(chǎn)量可達135.2Wt，可以保證礦井一期120Wt/a的生產(chǎn)能力。</p><p>　　3、工作面設備選型與配套</p><p>　　3.1、工作面設備選型基本要求</p><p>　　（1）適應第一煤層的地質(zhì)條件；</p

26、><p>　　（2）單面年生產(chǎn)能力達到120Wt及以上；</p><p>　?。?）裝備水平達到國內(nèi)先進，設備實現(xiàn)智能化管理；</p><p><b>　　3.2、設備選型</b></p><p><b>　?。?）架型選擇</b></p><p><b>　　① 放頂

27、煤支架</b></p><p>　　根據(jù)綜放支架選型原則與當今我國綜放開采液壓支架發(fā)展現(xiàn)狀，并結(jié)合6號煤層的開采條件，采用雙輸送機大插板式低位放頂煤支架。這種支架又可分為正四連桿和反四連桿放頂煤支架。設計采用正四連桿雙輸送機大插板式低位放頂煤支架。將工作面基本支架確定為ZFSB4200/18/28型低位放頂煤液壓支架，工作阻力4200KN。</p><p><b>　

28、?、?工作面過渡支架</b></p><p>　　由于綜放工作面前、后部輸送機的電機和傳動裝置采用平行布置方式，將工作面普通放頂煤液壓支架擺放到輸送機的機頭、機尾處，難以滿足設備的幾何尺寸配套要求。為此，在綜放工作面上、下兩端的機頭、機尾處分別布置2組過渡支架。過渡支架支護強度與工作面中部基本支架相同，可選擇。ZFSG4800/17/28過渡支架型，工作阻力4800KN。</p><

29、;p><b>　　(2) 采煤機</b></p><p>　　經(jīng)計算，采煤機選用MG-360/B型采煤機，截深800mm。</p><p><b>　?。?）工作面輸送機</b></p><p>　　工作面前后部輸送機采用平行布置方式。</p><p>　?、?前部輸送機能力核算</p&

30、gt;<p>　　按照輸送機應滿足的采煤機的生產(chǎn)能力并以其配套，可選用SGZ-764/264型刮板輸送機，裝機功率為2×132kW（雙速）.</p><p>　　②　后部輸送機能力核算</p><p>　　要實現(xiàn)綜放工作面高產(chǎn)高效，工作面采煤機割煤和放頂煤工序應最大限度地平行作業(yè)，按照輸送機應滿足的后部放煤能力要求，并考慮到割煤和放煤步距為0.8m，及前后輸送機同一

31、型號便于設備管理等因素，則選用與前部輸送機同型號SGZ-764/264型刮板輸送機，裝機功率為2×315kW（雙速）。</p><p><b>　?。?）轉(zhuǎn)載機</b></p><p>　　按照轉(zhuǎn)載機的運輸能力要求，可選用SGW-150型箱式刮板轉(zhuǎn)載機，裝機功率為315kW（雙速）。</p><p><b>　　（5）膠帶

32、輸送機</b></p><p>　　根據(jù)工作面生產(chǎn)能力，選用SSJ-1200/2×200型膠帶輸送機，功率為2×200kW</p><p>　?。?）乳化液泵及噴霧泵站</p><p>　　采用WRB200/31.5乳化液泵及RS200泵箱，兩泵一箱。</p><p><b>　　4.工作面回采工藝&

33、lt;/b></p><p>　　工作面采煤機截深0.6m,雙向割煤，一刀一放循環(huán)作業(yè)，放煤步距1.2m,割煤與放煤平行作業(yè)。</p><p><b>　　5.工作面勞動組織</b></p><p>　　工作面采用“三八”作業(yè)制，三采三準。放煤步距為“一采一放”工作</p><p><b>　　面作業(yè)循環(huán)

34、圖見下圖</b></p><p><b>　　工作面勞動組織表</b></p><p>　　綜放工作面主要設備組成表</p><p>　　首采工作面主要技術經(jīng)濟指標</p><p>　　6、確定采區(qū)內(nèi)工作面數(shù)目及接替順序</p><p>　　采煤工作面參數(shù)：采煤工作面設計為綜合機械化采

35、煤一次采全高放頂煤工藝，采煤方法為走向長壁采煤法，煤層傾角平均為20°。工作面長度初選為150m，上、下平巷留設8m煤柱，工作面煤厚平均6.9m，煤層容重1.30t/m3；</p><p>　　由于采區(qū)生產(chǎn)能力為120萬t/a,且初步概算工作面生產(chǎn)能力為135.2萬t,對于M1煤層布置一個工作面便可滿足生產(chǎn)要求。而對于M2，M3煤層可采取綜合機械化采煤工藝，兩個工作面同時回采，以滿足生產(chǎn)要求。具體回采順

36、序如：表1.1所示：</p><p>　　表1.1 回采順序表</p><p>　　M1煤層開采順序：10101→10102→10103→10104→10105→10106→10107→10108→1019→10110</p><p>　　M2煤層開采順序：（10201，10202）→（10203，10204）→（10205，10206）→（10207，10208

37、）→（10209，10210）</p><p>　　M3煤層開采順序：（10301，10302）→（10302，10303）→（10305，10306）→（10307，10308）→（10309，10310）</p><p>　　說明：以上箭頭表示方向為工作面推進順序，括號內(nèi)為同采工作面。</p><p>　　綜上所述，同一煤層的開采順序在傾斜方向由上往下開采，采區(qū)

38、的開采順序為前進式，區(qū)內(nèi)工作面的開采方式為后退式。</p><p><b>　　第四章 井底車場</b></p><p>　　1 選擇井底車場形式的原則</p><p>　　井底車場必須滿足下列要求“</p><p>　　車場的通過能力，應比礦井生產(chǎn)能力有30﹪以上的富余系數(shù)，有增產(chǎn)的可能性；</p>&l

39、t;p>　　調(diào)車簡單。管理方便，彎道及交叉點少；</p><p>　　操作安全，符合有關規(guī)程、規(guī)范要求；</p><p>　　井巷工程量小、建設投資省、便于維護、生產(chǎn)成本低；</p><p>　　施工方便，各井筒間、井底車場巷道與主要巷道間能迅速貫通，縮短建設時間。</p><p><b>　　2設計依據(jù)</b>&

40、lt;/p><p>　?。?） 礦井設計能力120Mt/a；，年工作日300d，兩班生產(chǎn)，一班準備，每日凈提升時間16h。</p><p>　?。?）立井開拓，主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升；</p><p>　?。?）大巷煤炭采用3t底卸式礦車運煤，每列車由20輛礦車組成，由兩臺10t架線式電機車一前一后牽引。輔助運輸和掘進煤采用1.5t固定式礦車，煤矸列車由18

41、輛礦車租車，一臺10t架線式電機車牽引；</p><p>　?。?）矸石量占礦井產(chǎn)量的5％，掘進煤量占10％</p><p>　?。?）該礦井屬于低瓦斯礦井，采用中央分列機械抽出式通風。</p><p><b>　　主要參數(shù)的確定</b></p><p>　　車場形式初步確定為立式環(huán)形，礦車經(jīng)石門進入井底車場</p

42、><p><b>　　3井底車場線路布置</b></p><p>　　3.1. 單開道岔非平行線路連接</p><p><b>　　選用</b></p><p>　　參數(shù)如下：，，,，.</p><p>　　查表可得： ，，，，。</p><p><

43、b>　　選用</b></p><p>　　參數(shù)如下：，，,， </p><p>　　查表可得：，，，，。</p><p>　　3.2. 單開道岔平行線路聯(lián)結(jié)</p><p><b>　　選用,</b></p><p>　　參數(shù)如下： ，， ,，。 </p><

44、p><b>　　查表可得： ，，，</b></p><p>　　3.3．渡線道岔線路聯(lián)接</p><p><b>　　選用 </b></p><p>　　參數(shù)如下：,,,，。</p><p><b>　　查表可得：, </b></p><p>　　

45、3.4．對稱道岔線路連接</p><p><b>　　選用</b></p><p><b>　　參數(shù)如下：，,,。</b></p><p>　　存車線有效長度的確定</p><p>　　確定存車線長度是井底車場設計中的重要問題。根據(jù)我國煤礦多年的實踐經(jīng)驗，各類存車線可以選用下列長度：</p&g

46、t;<p>　?。?）大中型礦井的主井空、重車線長度各為1.5～2.0列車長；</p><p>　　（2）副井空、重車線長度， 大中型礦井按1.0～1.5列車長；</p><p>　?。?）材料車線長度，大中型礦井應能容納15～20個材料車；</p><p>　?。?）調(diào)車線長度通常為1.0列車和電機車長度之和。</p><p>

47、;<b>　　4存車線長度的計算</b></p><p>　　(1) 主井空、重車線，副井進、出車線</p><p>　　L=mnLk+NLj+Lf （4-5-1）</p><p>　　式中 m——列車數(shù)目,1.5列；</p><p>　　n——每

48、列車的礦車數(shù)，20輛；</p><p>　　Lk——每輛礦車帶緩沖器的長度，3.45m；</p><p>　　N——機車數(shù),2臺；</p><p>　　Lj——每臺機車的長數(shù)，4.5m；</p><p>　　Lf——附加長度，取10m。</p><p>　　經(jīng)過計算，得L=1.5×20×3.45+2

49、×4.5+10=122.5m ，取124m</p><p>　?。?）副井進、出車線</p><p>　　L=mnLk+NLj+Lf （4-5-1）</p><p>　　式中 m——列車數(shù)目,1.0列；</p><p>　　n——每列車的礦車數(shù)，19輛；<

50、;/p><p>　　Lk——每輛礦車帶緩沖器的長度，3.45m；</p><p>　　N——機車數(shù),2臺；</p><p>　　Lj——每臺機車的長數(shù)，4.5m；</p><p>　　Lf——附加長度，取10m。</p><p>　　經(jīng)過計算，得L=1.0×19×3.45+1×4.5+10=8

51、0.1m ，取85m</p><p>　　(3) 材料車線有效長度</p><p>　　L=ncLc+nsLs （4-5-2）</p><p>　　式中 nc——材料車數(shù)，10輛；</p><p>　　Lc——每輛材料車帶緩沖器的長度，2.4m；</p><p>

52、;　　ns——設備車數(shù)，臺；1</p><p>　　Ls——每輛設備車帶緩沖器的長度，2.5m；</p><p>　　L=10×2.4+1×2.5=26.5m</p><p>　　取材料車線長30m。</p><p>　　根據(jù)副井出車線布置要求A點距副井110m。副井出車線軌道中線至主井空車線軌道中線間距離為B點與主井中線

53、間距離為161.3m</p><p>　　5井底車場線路的坡度及閉合計算</p><p>　　井底車場線路的坡度按表5—4—1選?。ā恫傻V工程設計手冊中》），具體數(shù)值見下表：</p><p><b>　　線路坡度閉合計算</b></p><p>　　副井進車線高差 + 副井出車線高差 + 回車線高差 = 0.235<

54、;/p><p>　　主井環(huán)線高差 = - 0.348</p><p><b>　　6 、通過能力計算</b></p><p>　　6.1.調(diào)車作業(yè)程序及時間</p><p>　　3噸底卸式煤列車調(diào)車作業(yè)程序及時間</p><p>　　1.5噸煤矸混合列車調(diào)車作業(yè)程序及時間</p><

55、;p><b>　　6.2.調(diào)度圖表</b></p><p>　　每一調(diào)度循環(huán)進入井底車場的列車數(shù)比可用兩種方法計算：</p><p>　　按運量和凈載重計算：</p><p>　　礦井工作面日產(chǎn)原煤3744t； 掘進煤占礦井產(chǎn)量，日產(chǎn)掘進煤為</p><p>　　3744÷8.5=440t；矸石占產(chǎn)量的,

56、為220t 。3t底卸式礦車列車數(shù)為3744/（3×20）=63列。根據(jù)礦井矸石量與掘進煤的比例（(5%)/(10%)=1/2），確定1.5噸煤矸石混合列車由4輛矸石與15輛煤車組成，每列矸石車與煤車載重之比為（2.7×4）/（1.3×15）=0.55，故符合要求，每日混合列車數(shù)為（220+440）/（2.7×4+1.3×15）=22（列）。每日進入井底車場的3t底卸式礦車數(shù)與1.5噸混

57、合列車數(shù)之比為63/22 ≈3/1</p><p>　　2）按運量比和凈載重計算：</p><p><b>　　列車數(shù)比=≈3/1</b></p><p>　　每一調(diào)度循環(huán)時間=2.88+2.90+2.90+15.00=23.68；列車進入井底車場的平均時間隔時間為23.68/4=5.92；列車在井底車場平均運行時間=（3×515+6

58、91）/4=559s≈10min</p><p>　　6.3. 核算通過能力</p><p>　　當采用電機車運輸時，井底車場通過能力可按下式計算：</p><p><b>　　G=</b></p><p>　　式中，G—井底車場的通過能力；</p><p>　　n—每一列車的礦車數(shù)，20輛；&

59、lt;/p><p>　　G—每輛礦車的實際載重量，2.50t；</p><p>　　330—年工作日數(shù)；</p><p>　　16—每日工作小時數(shù)；</p><p>　　60—每小時分鐘數(shù)；</p><p>　　1.15—運輸不均衡系數(shù)；</p><p>　　K—礦井矸石系數(shù)，一般情況可取煤產(chǎn)量的（

60、以車計）。</p><p>　　t—列車進入井底車場的平均時間間隔，根據(jù)運行圖表確定，取其平均值；t按下式求出：</p><p>　　n=20，G=2.5，K=0.15</p><p><b>　　所以 G=</b></p><p><b>　　=t</b></p><p>

61、;　　≈183.9mt/a</p><p>　　故有，通過能力富裕系數(shù)=183.9/120=1.53，滿足規(guī)范要求。</p><p><b>　　井底線路布置見附圖</b></p><p>　　五章 采區(qū)的井巷布置</p><p>　　1 采區(qū)多煤層聯(lián)合準備方式</p><p>　　根據(jù)煤層賦存

62、條件可知：采區(qū)工業(yè)儲量</p><p>　　由公式Zg=H*S*(m1+m3)*r </p><p>　　式中 Zg----- 采區(qū)工業(yè)儲量，萬t</p><p>　　H------ 采區(qū)傾斜長度，900m</p><p>　　S------- 采區(qū)走向長度，3000m</p><p>　　r--------

63、煤的容重 ，1.30t/m</p><p>　　mi------ 第i層煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m</p><p>　　Zg=900*3000*12.1*1.3 =4247.1(萬t)</p><p><b>　　設計可采儲量 </b></p><p>　　設計可采儲量 Zk=（Zg-p）*C

64、 </p><p>　　式中：Zk------ 設計可采儲量,,萬t</p><p>　　Zg------ 工業(yè)儲量,萬t</p><p>　　p-------- 永久煤柱損失,萬t</p><p>　　C--------- 采區(qū)采出率，厚煤層可取75%，中厚煤層取80%，薄煤層85%。</p>

65、<p>　　說明：p可取其為工業(yè)儲量的10%來計算，即p=10%*Zg</p><p>　　Zk=（4247.1-4247.1*10﹪）*80﹪=3057.91 萬t</p><p><b>　　則采區(qū)服務年限</b></p><p>　　由 T= Zk/（A*k）</p><p>　　式中：

66、 T——— 采區(qū)服務年限，a;</p><p>　　A—— 采區(qū)生產(chǎn)能力，120萬t；</p><p>　　Zk—— 設計可采儲量，3057.91萬t</p><p>　　K—— 儲量備用系數(shù)，取1.4</p><p>　　T=3057.91 /(120*1.4) = 18.2 a</p><p>　　本礦井為低瓦

67、斯礦井，煤層間距小且上山服務年限長，可選擇在煤層底板巖層中布置兩條巖石上山，一為運輸上山，一為軌道上山。</p><p>　　2煤層群區(qū)段集中平巷的布置</p><p>　　煤層群區(qū)段集中平巷的布置方式大致有：機軌分煤巖巷布置、機軌雙巖巷布置、機軌合一巷布置、機軌雙煤巷布置。</p><p>　　采區(qū)煤層間距小，采用機軌雙煤巷布置時受采動影響大且受多次采動影響，加以

68、集中平巷的服務年限較長，維護工程量大。采用雙巖巷布置時巷道壓力小維護費用低，能長期處于良好狀態(tài)，但巖石巷道掘進工程量大掘進費用高。煤巖巷布置比雙巖巷布置少掘一條巖石平巷，掘進速度快，軌道集中平巷沿煤層超前掘進，可以探明煤層的變化情況，為絕境巖石運輸集中平巷時取直定向創(chuàng)造了條件，在下區(qū)段投產(chǎn)時，還可以利用軌道集中平巷回風。綜合以上因素，并考慮到煤層煤質(zhì)中硬、圍巖穩(wěn)定、地質(zhì)構(gòu)造簡單，選用機軌分煤巖巷布置。區(qū)段集中巷與超前平巷間的聯(lián)系方式采用

69、石門聯(lián)系</p><p><b>　　3采區(qū)車場布置</b></p><p>　　根據(jù)采區(qū)條件，采區(qū)上部車場采用逆向平車場，這種車場摘掛鉤方便安全，由于這種車場車輛需反向運行，故調(diào)車時間較長，運量較小，因此，車場采用雙軌線路布置，以增大運輸量。</p><p>　　采區(qū)中部車場多為甩車場，故此處選用單側(cè)甩車場，這種車場優(yōu)點是甩車時間短，操作勞動

70、強度小，車場能自溜，提升能力大，缺點是礦車易掉道，甩車處易磨鋼絲繩，工程量大。</p><p>　　采區(qū)下部車場由采區(qū)裝車站和輔助提升下部車場組合而成，集合本礦實際情況，本著工程量省，調(diào)車方便的原則，采區(qū)下部車場形式為臥式車場，底板繞道。</p><p><b>　　4 采區(qū)煤倉形式</b></p><p>　　由于本采區(qū)采用溜煤眼溜煤，煤倉高

71、度不會受到限制，所以煤倉形式采用垂直式。由于圓形斷面利用率高，不易形成死角，便于維護，施工方便，施工速度快。因此，垂直煤倉為圓形斷面，自由降落式。</p><p><b>　　1、支護形式</b></p><p>　　根據(jù)各類巷道的不同用途、服務年限、巷道所在位置的巖性及其穩(wěn)定性而確定其支護方式。</p><p>　　根據(jù)各類巷道的不同用途及服

72、務年限，原有井筒采用砌碹和礦工鋼架廂，新掘井筒采用錨噴支護，運輸大巷、采區(qū)提升上山、采區(qū)回風上山及采區(qū)溜煤上山采用錨噴支護，絞車硐室、變電所、水泵房硐室等大斷面巷道采用砼支護。各巷道斷面必須達到設計要求，以滿足行人、運輸、管線敷設、通風等要求。</p><p>　　5 采區(qū)回采和準備巷道斷面選型</p><p><b>　　5.1運輸大巷</b></p>

73、<p>　　礦山年產(chǎn)量為120萬噸。其服務年限為18.2年，則在沿下煤層M3煤層走向布置煤層底板運輸大巷，采用600mm軌距雙軌運輸，其凈寬在3米以上，選用半圓拱形巷道。</p><p>　　1）、確定巷道凈斷面尺寸</p><p>　　1.1）確定巷道凈寬度B</p><p>　　查表2.2知ZK10-600/550電機車寬A=1060mm、高h=16

74、00mm，YCC1.2（6）礦車寬1050mm、高1200mm。</p><p>　　根據(jù)《煤礦安全工程》，取巷道人行寬度c=840mm、非人行道一側(cè)寬a=400mm。查表2.3知該巷雙軌中線距b=1350mm，</p><p>　　則兩電機車之間的距離為1350-（1050/2+1050/2）=300mm</p><p>　　故巷道凈寬度：B= a1+b+c1=(

75、400+1060/2)+1350+(1060/2+840)=3650mm，取B=3700.</p><p>　　1.2）確定巷道拱高h</p><p>　　半圓拱形巷道拱高h= B/2=1850mm。半圓拱半徑R=h=1850mm。</p><p>　　1.3）確定巷道壁高h</p><p>　?。?）按架線式電機車導電弓子要求確定h。<

76、;/p><p>　　由表2.5中半圓拱形巷道壁高公式得：</p><p><b>　　h≥h+h－</b></p><p>　　式中 h——軌面起電機車架線高度，按《煤礦安全工程》取h=2000mm；</p><p>　　h——道床總高度，查表2.9選30kg/m鋼軌，再查表2.11得h=410 mm，道渣高度h=220

77、mm；</p><p>　　n——導電弓子距拱璧安全距離，取n =300 mm；</p><p>　　K——導電弓子寬度之半，K=718mm/2=359 mm，取K=360mm；</p><p>　　b——軌道中線與巷道中線距離，b= B/2-a=3700 mm/2-930 mm=920mm。</p><p>　　故h≥2000 mm +41

78、0 mm－ mm =1536mm</p><p>　?。?）按管道裝設要求確定h </p><p><b>　　h≥h+h+h－</b></p><p>　　式中 h——渣面至管子底高度，按《煤礦安全規(guī)程》取h=1800 mm；</p><p>　　h——管子懸吊件總高度，取h=900 mm；</p>&

79、lt;p>　　m——導電弓子距管子距離</p><p>　　D——壓氣管法蘭盤直徑，D=335 mm；</p><p>　　b——軌道中線與巷道中線間距，b=B/2-c</p><p>　　=3700 mm/2-1375 mm=475 mm；</p><p>　　故h≥1800 mm +900 mm +220 mm－ mm=1606 m

80、m</p><p>　?。?）按人行高度要求確定</p><p><b>　　h≥1800+h－</b></p><p>　　式中 j——距壁j處的巷道有效高不小于1800 mm ,jmm，一般取j=200mm。</p><p>　　h1800+200-=837mm</p><p>　　綜上計算

81、，并考慮一定的余量，確定該巷道壁高h=1770mm。</p><p><b>　　該巷道高度</b></p><p>　　H= h- h+h=1770mm-220mm+1850mm=3400mm。</p><p><b>　　運輸大巷斷面圖</b></p><p><b>　　5.2回風大

82、巷</b></p><p>　　回風大巷布置在M3煤層底板中，設計為半圓拱斷面，凈寬2.4m，墻高1.2m，凈斷面5.14m2，錨噴支護（錨噴厚度100mm，采用φ16mm錨桿,間距800mm）。</p><p>　　回風大巷斷面圖1:50 </p><p><b>　　5.3運輸石門</b></p><

83、;p>　　石門布置在運輸大巷垂直穿層布置至M1、M2煤層，分別在采區(qū)下車場附近的運輸大巷中開口，巷道設計為半圓拱斷面，凈寬2.4m，墻高1.4m，凈斷面5.67m2，錨噴支護（錨噴厚度100mm，采用φ16mm錨桿，錨桿間距800mm）。</p><p><b>　　石門斷面圖1:50</b></p><p>　　5.4采區(qū)運輸上山和軌道上山斷面 </p&

84、gt;<p><b>　　運輸上山斷面圖</b></p><p><b>　　采區(qū)軌道上山斷面圖</b></p><p>　　5．5區(qū)段回風平巷和區(qū)段運輸平巷</p><p>　　區(qū)段回風平巷和區(qū)段運輸平巷均采用錨桿支護。詳見下面示意圖。</p><p>　　區(qū)段回風巷道斷面示意圖&l

85、t;/p><p><b>　　備注：參考資料</b></p><p>　　1.《煤礦開采學》 徐永圻 主編 中國礦業(yè)大學出版社</p><p>　　2.《煤礦礦井采礦設計手冊》 上冊 煤炭工業(yè)出版社</p><p>　　3.《中國采礦設備手冊》 下冊 王運敏 主編 科學出版社</p>