东平煤矿120万吨矿井初步设计
数如下：
带宽：B=1000mm； 倾角：α=0°～8°； 运量：Q=500t/h； 带速：V=2.0m/s； 总长度：L=255.9m；
胶带：PVG整芯带ST=680N/mm（阻燃、抗静电）； 电动机：YB280M-4，N=90kW，一台； 减速器：ZSYNZ315-25，i=25，一台；
自控液压拉紧装置：DYL-01，N=4kW，一台（防爆）。
四、井下辅助运输设备
（一）辅助运输设备
轨道运输大巷、轨道运输下山担负设备材料、大件、其它等辅助运输任务，布置一部双轨无极绳连接牵引绞车。
1、设计依据： 运距：Lc=1185m；
巷道倾角αmax=3°43′43″； 运量：
设备和材料：20车/班； 炸药和雷管：1车/班； 矸石：20车/班； 餐车：1车/班； 其它：6车/班；
最大件重量19t(液压支架)，平板车自重2t。工作制度：每年330d，净提升16h，矿车采用1t600轨距标准矿车，自重600kg。
2、钢丝绳选择及安全系数
钢丝绳选用22 NAT6×19＋FC 1670 ZZ 250 174型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK＝22mm，绳重PK＝1.74kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝303.5kN。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
钢丝绳安全系数M重＝13.8＞3.5 3、提升绞车选择
提升绞车的选择：选用SQ-1200/55无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg＝1200mm，最大牵引力F＝50kN，绳速V＝1.7m/s。
4、驱动电动机
配套电机为660V，55kw，防爆电动机。 5、绞车的配电及控制
绞车房660V电源引自井下轨道运输大巷动、照网 （二）采区辅助运输设备
采区辅助运输巷道为回采工作面胶带运输顺槽，长度1167.4m，坡度为0～2°，根据其运距、运量、巷道坡度情况，设计选用4台JD-11.4型调度绞车牵引1.0t系列矿车运输用于胶带运输顺槽内机械设备的检修和运输。
采区辅助运输巷道为回采工作面轨道运输顺槽，长度1199.4m，坡度为0～2°，根据其运距、运量、巷道坡度情况，设计选用4台JD-40A型调度绞车牵引1.0t系列矿车满足回采工作面材料、设备的运输。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第八章 矿井提升
矿井采用斜井开拓方式，主斜井担负矿井1200kt/a原煤提升，副斜井担负矿井人员升降、矸石提升、设备、材料降送等辅助提升任务，采用专用回风立井回风。
矿井工作制度为年工作日330d，每天净提升时间16h。
一、主斜井提升设备
主斜井倾角α＝20°，装备一台大倾角钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤提升任务。
矿井年产量为1200kt/a，工作制度一年330天，一天16小时，小时运输量为Q=1200000×1.15/330/16=241t/h，由此井底煤仓选取ZWJ400型自流往复式给煤机一台（该型号给煤机可调节不同给煤量来满足要求）。本设计将运量调至Q=250t/h，因此以Q=250t/h作为设备选型依据。
主要技术参数： 带 宽：B＝1000mm 设计机长：L＝436.4m) 倾 角：α＝20° 运输量：Q＝250t/h 带 速：V＝2m/s 初选带强ST=1600N/mm
S1S1-2S4S3S2S1-2
计算简图
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
验算
n?许用张力1600?1000??8.47最大张力188819，满足要求。
b.安全系数 功率计算 （一水平）
P0?FuV69743?2??139.5(kW)10001000
电动机功率 ：
PM?K1K2P0?1?1?139.5?179.4kW0.9x0.9x0.96
根据以上计算，投产时需要装185kW电机，因此，主斜井选用DX钢丝绳芯带式输送机,参数如下：
电动机：YB315M2-4，N=185kW 两台 减速器：M3PSF70 (带逆止器) 两台 调速型液力偶合器：YOTcp500 两台 制动器：BYWZ5-400/121,N=0.33kW 两台 胶 带：钢丝绳芯阻燃带，带强ST＝1600N/mm
由于主井带式输送机倾角为20°，选用尾部重锤车式拉紧装置。
井底煤仓装设ZWJ400型自流往复式给煤机一台，用以带式输送机的装载。 主斜井井口房设高压配电室，两回10kV高压电源分别引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段，选用XGN2-12箱型高压开关柜为胶带输送机驱动电机提供电源。两回380V低压电源分别引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段，选用JDK节能型低压成套配电装置，为主斜井井口房内胶带机附属设备、检修绞车及井口房照明等低压负荷提供电源。
二、主斜井检修绞车
主斜井井筒斜长L=440.4m，井筒倾角α=20°，采用1t系列矿车单钩串车提升，担负主斜井胶带检修时物料辅助提升。最大提升重量：2t。
根据主斜井井筒特征、最大件重量，采用自重为0.6t的矿车下放物料。 1、钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
钢丝绳选用11 ZBB6×7＋FC 1670 ZS 67.1 41.6，主要技术参数：绳径dk＝11mm，绳重PK＝0.416kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝76.09kN。
提升系统最大静张力Fj=10.34kN 钢丝绳安全系数m = 7.36>6.5。 2、提升绞车选择
提升机选择：选用JT-0.8B型矿用绞车，主要技术参数：滚筒直径Dg=800mm，滚筒宽度B=650mm，最大静张力及差Fze=Fce=20kN，减速器速比i=27.53，最大速度Vmax=99.3m/min。
钢丝绳在滚筒上缠绕宽度B′=2748<5×650mm，钢丝绳在滚筒上五层缠绕。 3、电动机选择
电动机计算功率N＝20.89kW，选用YR225M2-6 380V 37kW 6极绕线型电动机。
4、提升绞车的供电
提升绞车380V电源引自主斜井井口房低压配电室。
三、副斜井提升设备
（一）设计依据 1、井筒特征：
本矿原有一台JK-2/30型绞车，驱动电机155kW（380V）。
副斜井井筒倾角α=18°，斜长L1=673m，副斜井采用单钩串车提升，担负全矿井人员、设备、材料等辅助升降任务。
2、提升量：
设备、材料：20车/班； 矸石：20车/班； 其它：6次/班；
最大班下井人数：92人/班。 （二）提升设备选型计算：
1、钢丝绳选择及钢丝绳安全系数的校验： （1）绳端荷重：
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前 言 毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使本专业学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究。以培养和提高学生分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个采矿工程技术人员的基本训练。 本次设计的内容是盂县东坪煤矿初步设计。是在盂县常顺煤业有限公司井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考《煤矿开采学》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿矿井开采设计手册》等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识独立完成设计的。 通过本次设计，我感到了许多以往工作中自己欠缺的地方，通过这次设计提高了综合能力，知识水平有了很大的提高，由于本人的初次设计，错误难免，恳请各位老师指正。 本次设计得到老师的悉心指导，他们在许多方面给予了宝贵意见，为了帮助我们顺利、正确地完成毕业设计，经常加班加点，牺牲了大量的工作时间和业余时间，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！！
学生：朱小波 日期：2014年6月
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目 录
第一章 矿井概况及建设条件 ...................................................................................................... 1
第一节 矿区概况 .................................................................................................................. 1 第二节 井田地质特征 .......................................................................................................... 3 第三节 煤层的埋藏特征 ...................................................................................................... 6 第二章 井田境界与储量 ............................................................................................................ 10
第一节 井田境界 ................................................................................................................ 10 第二节 地质储量的计算 .....................................................................................................11 第三节 可采储量的计算 .................................................................................................... 15 第三章 矿井工作制度及生产能力 ............................................................................................ 17
第一节 矿井工作制度 ........................................................................................................ 17 第二节 矿井生产能力及服务年限 .................................................................................... 17 第四章 井田开拓 ........................................................................................................................ 19
第一节 井田开拓方式的确定 ............................................................................................ 19 第二节 达到设计生产能力时工作面的配备 .................................................................... 22 第五章 矿井基本巷道及建井计划 ............................................................................................ 23
第一节 井筒、石门、与大巷 ............................................................................................ 23 第二节 井底车场 ................................................................................................................ 24 第三节 建井工作计划 ........................................................................................................ 27 第六章 采煤方法 ........................................................................................................................ 28
第一节 采煤方法的选择 .................................................................................................... 28 第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素 ........................................................................ 32 第三节 回采工艺及劳动组织 ............................................................................................ 32 第四节 采（盘）区的准备与工作面接替 ........................................................................ 34 第七章 井下运输 ........................................................................................................................ 38
第一节 运输系统和运输方式的确定 ................................................................................ 38 第二节 运输设备的选择和计算 ........................................................................................ 39 第八章 矿井提升 ........................................................................................................................ 44 第九章 矿井通风与安全 ............................................................................................................ 50
第一节 风量的计算 ............................................................................................................ 50 第二节 矿井通风系统和风量分配 .................................................................................... 55 第三节 计算负压及等积孔 ................................................................................................ 56 第四节 选取扇风机 ............................................................................................................ 57 第五节 安全生产技术措施 ................................................................................................ 58 第十章 经济部分 ........................................................................................................................ 66
第一节 劳动定员 ................................................................................................................ 66 第二节 技术经济指标 ........................................................................................................ 66 致 谢..............................................................................................................................................71 参考文献..........................................................................................................................................72
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摘 要
本设计所选的题目为《山西省盂县东坪煤矿120万吨/年的初步设计》，根据山西省盂县东坪煤矿提供的东坪煤矿的井田概况和地质特征资料。井田概况包括井田境界；地表的交通位置以及自然地理和水源、电源的供应情况。地质特征资料包括地层；地质构造；煤层及煤质；煤层顶、底板情况及煤层的瓦斯、煤尘、煤的自燃性；以及矿井的水文地质情况。
此次设计的目的是运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究，以培养和提高学生学习分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个未来采矿工程高级工程技术人才的基本训练。
设计时应以当前煤矿开采发展的趋势和方向，结合本煤矿的特征以综合机械化大采高开采为首选采煤方法。并合理的布置开拓巷道和工作面，以简化采煤生产系统提高煤炭的利用率。
此次设计需要解决的专题是高瓦斯易自燃煤层的开采，要求我们需要在采区巷道的布置上（尤其是通风的问题 ）及以后的生产管理上采取特殊的措施，以实现矿井的安全生产。该矿井的设计生产能力为120万t/a，采用1个水平开采，采用条带式布置后退式开采一次采全高，采用完全垮落法管理顶板。采用综合机械化开采。
设计过程中我们对矿井的各个系统又有了一次比较全面的认识和了解，同时在老师的辅导和帮助下也解决了一些接近的实际的问题。使我们在掌握专业知识的同时也提高了自己以后在现实工作岗位上的能力。
关键词：顶板管理；地质灾害； 综采
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Abstract
The selected design entitled \Preliminary design Dongping Coal Mine in Shanxi Yuxian ,\according to Ida profile Dongping Coal Mine in Shanxi Yuxian provided leap mines and geological characteristics of the data . Ida Ida profile includes realm ; supply surface traffic location and natural geography and water , power . Information includes the formation geological features ; and hydrogeological conditions of the mine ; geological structure ; seams and coal quality ; roof and floor conditions and coal seam gas and coal dust , coal spontaneous combustion .
The purpose of this design is that its purpose is to use the knowledge learned in college stage production of actual contact of mine underground mining design and conduct more in-depth study of a subject of the special areas of expertise to develop and improve students learn to analyze and solve practical capacity issues , is a comprehensive sexuality training conducted before students go to work , as well as basic training for a future mining engineering senior engineering and technical personnel .
Should be designed to current trends and directions of development of coal mining , coal mines in the binding characteristics of large mechanized coal mining height is the preferred method . And reasonable arrangement to develop roadway and face to streamline coal production systems to improve the utilization of coal.
The design needs to be addressed is the topic of spontaneous combustion in high gas coal seam mining , we need to take on the requirements of production management and later in the arrangement Roadway (especially ventilation problems ) special measures to achieve safe production of coal mine . The mine is designed to produce 1.2 million t / a, using two levels of grouping mined using striped arrangement retreat mining mining all height , using fully managed roof caving method . Using mechanized mining.
Our design process for each system of the mine , there has been a more comprehensive knowledge and understanding of both the teacher's guidance and help it solve some practical problems close . Enable us to acquire specialized knowledge but also improve the ability of the reality of their future jobs .
Keywords : roof management ; geological disasters ; mechanized minin
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东平煤矿120万吨矿井初步设计 第一章 矿井概况及建设条件
第一节 矿区概况
一·矿区的地理位置及交通条件
东坪煤矿位于盂县县城东南3km处的东坪村，阳泉——盂县二级公路横穿矿区，距阳泉煤矿铁路专用线盂县货站18km,距阳泉市40km,向西距省会太原110km,向东至石家庄市150km,交通极为便利。矿区地处沁水煤田北部边缘，是阳泉矿区、盂县勘探区、泥河等四个井田勘探区的一部分。
详见图1-1-1。
井田中心地理坐标：东径：113°15′45″～113°18′01″ 北纬：38°01′06″～38°2′40″
图1-1-1 交通位置示意图
井田位置F
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
表6-4-3 井巷工程量汇总表
顺项目名称 序 1 2 3 4 5 井 筒 井底车场及硐室 煤 半煤岩 岩 小计 煤 半煤岩 岩 小计 长度（m） 掘进及刷大体积（m3） 备1201.4 1201.4 467.6 467.6 15954.3 15954.3 13235.3 13235.3 49432.4 61232.5 主要运输及回风巷道 采 区 合 计 4037.1 4037.1 49432.4 180.0 5637.9 5817.9 3816.0 57416.5 180.0 9675.0 1669.0 11524.0 3816.0 106848.9 29189.6 139854.5 37
东平煤矿120万吨矿井初步设计
第七章 井下运输
第一节 运输系统和运输方式的确定
一、运输方式的选择
1、井下煤炭运输方式的选择
井下煤炭运输设计确定选用胶带输送机运输方式。 2、井下辅助运输方式的选择
井下巷道均沿煤层布置，巷道坡度0～4°。根据巷道布置情况，结合目前国内井下辅助运输技术装备发展现状和本矿井井下辅助运输量、运距以及矿井扩建初期投资情况，设计推荐井下辅助运输方式为无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输方式。
二、矿井投产及达产时井下运输系统
1、运煤系统
综采工作面（可弯曲刮板输送机）→胶带运输顺槽（可伸缩带式输送机）→胶带运输下山（带式输送机）→胶带运输大巷（带式输送机）→井底煤仓（给煤机）→主斜井（带式输送机）→地面生产系统。
2、掘进排矸系统
大巷掘进头或顺槽掘进头矸石（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）→+1018.0m水平井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）→副斜井（单钩串车牵引矿车）→地面排矸系统。
3、井下材料、设备和人员等辅助运输系统
地面材料、设备车→副斜井（单钩串车牵引矿车）→+1018.0m井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输下山（无极绳连续牵引车牵引矿车）→顺槽联络巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输顺槽（调度绞车牵引矿车）、胶带顺槽（调度绞车牵引矿车）→回采工作面。
地面下井人员→副斜井（人车）→+1018.0m井底车场（步行）→轨道运输大巷（步行）→轨道运输下山（步行）→顺槽联络巷（步行）→轨道运输顺槽（步
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
行）、胶带顺槽（步行）→回采工作面。
三、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号
矿井主要运输巷道为胶带运输大巷、胶带运输上山及下山、轨道运输大巷和轨道运输上山及下山。
胶带运输大巷（胶带运输上山及下山）沿9下号煤层底板布置，巷道坡度0～10°。巷道断面积按铺设一台带宽1000mm的带式输送机和一条轨距600mm、轨型22kg/m的胶带检修轨设计，同时断面大小考虑矿井通风要求。巷道断面采用半圆拱形断面，岩巷和半煤岩巷层均采用锚网喷支护。巷道净宽4.4m，净高3.6m，净断面13.76m2。从减少基建投资及缩短工期等考虑，胶带运输大巷利用矿上已有巷道，巷道净宽3.2m，净高3.0m，净断面8.50m2，巷道内铺设一台带宽1000mm的带式输送机，巷道断面积满足矿井通风、行人及运输需要。
轨道运输大巷（轨道运输上山及下山）沿9下号煤层顶板布置，巷道坡度0～10°。巷道断面按通过液压支架设计，同时考虑综合管线布置和矿井通风需求。巷道内铺设双轨，轨距600mm，轨型30kg/m，钢筋混凝土轨枕，石渣道床。巷道断面采用半圆拱形断面，岩巷和半煤岩巷层均采用锚网喷支护。巷道净宽4.6m，净高3.7m，净断面14.75m2。
第二节 运输设备的选择和计算
一、矿车选型
根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，辅助运输矿车选用1.0t系列矿车。为了方便液压支架等大型设备的运输，设备配备了重型平板车。各类矿车规格特征详见表3-2-1。
表3-2-1 矿 车 规 格 特 征 表
容矿车名称 型号 (m) 1t固定箱式 1t材料车 1t平板车 MGC1.1-6B MC1-6A MP1-6A 1.1 3量载重(t) 1.0 1.0 1.0 外形尺寸（mm） 轨距(mm) 长 2000 2000 2000 宽 880 880 880 高 1150 1150 450 600 600 600 轴(mm) 550 550 550 距自重(kg) 600 495 510 39
东平煤矿120万吨矿井初步设计
2t平板车 重型平板车 斜井人车 合 计 MPC2-6A 矿方定制 XRB15-6/6S 2.0 12.5 2000 4203 880 1200 410 1538 600 600 600 550 1300 464 1000
二、各类矿车数量
矿车数量以矿井达产时井上、下用车地点的矿车数量按排列法计算，计算结果见表3-2-2。
表3-2-2 矿井达产时各类矿车数量表
矿车名称 型号 使 用 地 点 自600 495 重数30 10 5 5 5 2 59 量其中备小10 2 1 1 1 1 17 40 12 6 6 6 3 76 计1t固定箱式 MGC1.1-6B 主要运送矸石及矸石山排矸 1t材料车 1t平板车 2t平板车 MC1-6A MP1-6A MPC2-6A 主要运送支护材料和设备维修材料 主要运送一般中、小型机电设备和长材料 510 主要运送一般中、小型机电设备和长材料 464 主要运输液压支架和采煤机等大型机电设 重型平板车 矿方定制 斜井人车 合 计 XRB15-6/6S 升降井下作业人员
三、大巷煤炭运输设备
矿井移交生产时，9下号煤层大巷煤炭运输巷主要为胶带运输联络巷、胶带运输大巷和胶带运输上山，三条巷均沿煤层底板布置，倾角0°～9°。
1、胶带运输大巷联络巷
该巷全长61.9m，担负矿井1200kt/a井型时的全部煤炭运输任务，日运煤量1818.18吨。该巷与胶带运输大巷直接搭接，中间无煤仓等缓冲设施，因此胶带联络巷胶带选型时，既要符合巷道的特点，又要与胶带运输顺槽的胶带运输能力相适应。
胶带联络巷内铺一台TD75型带式输送机，其胶带输送机技术参数如下：
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
带宽：B=1000mm； 倾角：α=0°； 运量：Q=500t/h； 带速：V=2.0m/s； 总长度：L=61.9m；
胶带：帆布带（阻燃、抗静电）；
电动滚筒：YTHZ-B-IIG-22-2-1000-630，N=22kW，一台。 2、胶带运输大巷
该巷全长909.8m，担负矿井1200kt/a井型时的全部煤炭运输任务，日运煤量1818.18t。该巷与一采区胶带运输下山直接搭接，中间无煤仓等缓冲设施，因此胶带运输大巷胶带选型时，既要符合巷道的特点，又要与胶带运输大巷的胶带运输能力相适应。
胶带运输大巷内铺设一台DTII型PVG整芯带带式输送机，其胶带输送机技术参数如下：
带宽：B=1000mm； 倾角：α=－4°～8°； 运量：Q=500t/h； 带速：V=2.0m/s； 总长度：L=909.8m；
胶带：PVG整芯带ST=680N/mm（阻燃、抗静电）； 电动机：YB280M-4，N=90kW，一台； 减速器：ZSYNZ315-25，i=25，一台；
自控液压拉紧装置：DYL-01，N=4kW，一台（防爆）。 3、胶带运输下山
该巷全长255.9m，担负矿井1200kt/a井型时的全部煤炭运输任务，日运煤量1818.18t。该巷与一采区胶带运输顺槽直接搭接，中间无煤仓等缓冲设施，因此胶带运输大巷胶带选型时，既要符合巷道的特点，又要与胶带运输大巷的胶带运输能力相适应。
胶带运输大巷内铺设DTII型PVG整芯带带式输送机，其胶带输送机技术参
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第三节 建井工作计划
一、施工进度
根据矿井建设工期安排结果，矿井建设开工20.5个月后建成移交生产，由于矿井设计为一次建成移交生产，故为矿井尽快达产创造了有利条件。
矿井扩建移交生产后，由于地质条件、开采技术都存在着一个逐步熟悉和掌握的过程，且生产工人的技术水平也有逐步提高的过程，矿井移交后难以立即达产。结合本矿井地质与开采条件，设计达产计划为：投产后第一年生产能力为1200kt/a；第二年达到设计生产能力1200kt/a。
二、建井工期
根据初步设计井巷工程施工进度图表排队，当井下同时施工的队伍为3个时，新增井巷施工工期为18.5个月（其中与井巷工程平行的矿井机电设备安装为15.1个月），联合试运转生产为1个月，加上施工准备期1个月，则矿井扩建总工期为20.5个月。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第六章 采煤方法
第一节 采煤方法的选择
一、采煤方法选择
根据井田开拓部署和煤层的赋存情况，设计分两个水平开拓开采全井田主要可采煤层，本设计只针对9号水平。
开采9下号煤层，9下号煤层平均厚度2.12m，采用高档普采一个工作面不能保证矿井生产规模，本次设计确定9下号煤层采用综合机械化采煤方法，布置一个综合机械化采煤工作面以保证矿井1200kt/a的设计规模，经技术比较后，确定采用倾斜长壁采煤法。
二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
1、回采工作面长度
依据一采区9下号煤层赋存状况和开采技术条件，参照《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，综合确定综合机械化回采工作面长度为180m。
2、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
针对9下号煤层的赋存条件及开采技术条件，并结合目前国内综合机械化回采工作面设备配备情况，依据 “选用性能良好、安全可靠，并能适合于矿井具体条件的较先进设备”这一基本原则，对工作面采、装、运设备进行了选型。
（1）工作面采煤设备：选用4MG200-W1型无链牵引双滚筒采煤机，采高1.4～3.0m，截深0.63m，电机功率200kW，采煤机技术特征见表6-1-1。
采煤机生产效率计算 Q采=60MBV采γK
式中：Q采——采煤机工作面实际生产效率，t/h； M——采高，取2.2m； B——截深，取0.63m；
V采——给定条件下采煤机最大可能的牵引速度，取5.5m/min； γ——煤的实体视密度，取1.37t/m3；
K——总的时间利用系数，由于采煤机常因各种原因停机，故目前总时间
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
利用系数约为0.5左右。
Q采=60MBV采γK=60×2.2×0.63×5.5×1.37×0.5=313.3t/h。 本矿井初步设计设计生产能力为1200kt/a，故要求回采工作面单产约为170.5t/h即可，由于采煤机工作面实际生产效率大于矿井回采工作面设计生产能力，故所选采煤机满足矿井设计生产能力。
表6-1-1 采煤机技术特征表
参数 型号 4MG200-W1 采高 （m） 1.4～3.0 适应煤质硬度 （kg/cm2） F≤3 截深 （m） 0.63 牵引速度（m/min） 0～5.5 功率 （kW） 200 耗水量/水压 （L/min/Mpa） 200/5.5 总重 （t） 20.2 （2）回采工作面可弯曲刮板输送机输送能力应大于采煤机的生产能力，设计综合机械化回采工作面煤炭运输设备采用与采煤机配套的SGZ630/220型刮板输送机，铺设长度180m，运输能力350t/h，链速1.0m/s，电机功率110×2 kW。
（3）破碎机选用PEM1000×650Ⅲ型颚式破碎机，过煤能力1100t/h，破碎能力350 t/h，电机功率55 kW。
（4）转载机选用SZB-730/75型刮板转载机，出厂长度25m，输送能力630t/h。电机功率70 kW。
（5）根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带运输顺槽运煤设备选用一部STJ1000/2×160型可伸缩胶带输送机，总铺设长度1197.4m，运输能力800t/h，带速2.5m/s，带宽1000mm，电机功率160×2kW。
工作面采、装、运设备选型配备详见表6-1-2。
表6-1-2 综采工作面主要机械配备表
设备名称 双滚筒采煤机 可弯曲刮板输送机 破碎机 转载机 可伸缩胶带输送机 支撑掩护式液压支架 过渡液压支架
设备型号 4MG200-W1 SGZ630/220 PEM1000×650Ⅲ SZB-730/75 STJ1000/2×160 ZZ4400-14/32 ZZ4400-14/32 29
功率（kW） 200.0 110.0×2 55.0 75.0 160.0×2 单位 台 台 台 台 台 架 架 使用 1 1 1 1 1 120 4 备用 30 1 东平煤矿120万吨矿井初步设计
端头液压支架 单体液压支柱 П型钢梁 乳化液泵站 喷雾泵站 注水钻机 注水泵 注液枪 回柱绞车 煤电钻 岩石电钻 小水泵 调度绞车 调度绞车 SDA DZ30-25/110Q HDL-3200 XRB2B80/35 PB200/5.5-6.3 MYZ-200 5D-2/150 DZ-Q1 JH2-5 MZ-12A EZ2-2.0 80WG JD-11.4 JD-40A 55.0×2 30.0 22.0 12.0 7.5 1.2 2.0 11.0 11.4 40.0 架 根 根 套 套 台 台 台 台 台 台 台 台 台 4 120 40 1 1 1 1 10 2 2 2 2 4 4 1 24 48 3 1 1 1 2 三、工作面顶板管理方式及液压支架选型
1、工作面顶板管理方式
综合机械化回采工作面顶板采用全部垮落法管理。 2、工作面液压支架选型
液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定，它在一定程度上显示支架工作的能力和特征。本次设计根据目前普遍采用的估算法方法对回采工作面进行液压支架选型计算。
（1）9下号煤层支架阻力选型验算：
P=8×9.8SγMcosα=8×9.8×8.01×2.20×2.4×cos（0～10°）=3315.8～3265.4kN。式中：P——支架承受的载荷，kN；
S——支护顶板的面积，取8.01m2。 γ——顶板岩石密度，取2.4 t/m3。 M——采高，取2.20m。 α——煤层倾角，取0～10°。
根据以上两种计算方法取最大值，综合机械化回采工作面每架液压支架工作阻力至少为3315.8kN。
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回采工作面液压支架选型既要满足工作面支护要求，又要保证回采工作面过风断面积，防止工作面风速大于《煤矿安全规程》允许的最大风速。本次设计综采工作面液压支架初选ZZ4400-14/32型支撑掩护式液压支架，支撑高度1.4～3.2m，工作阻力4400kN＞3315.8kN，支架重量12.5t，参数见下表
表6-1-3 ZZ4400-14/32型掩护式液压支架技术参数 1 2 3 4 5 6 7 8 9 最低～最高支撑高度 中心距 初撑力 工作阻力 对底板最大比压 支护强度 泵站压力 支架重量 外形尺寸为（长×宽×高） 1.4～3.2m 1500mm 4020kN 4400kN 1.9MPa 805kN/m2 31.4MPa 12.5t 5340×1430×1400mm 工作面过渡液压支架也选用ZZ4400-14/32型液压支架，其外形尺寸为（长×宽×高）为5340×1430×1400mm，支架重量12.5t。
端头支护选用SDA型端头液压支架，其支架外形尺寸为（长×宽×高）为8920×2680×1840mm，重量19.50t；其最大件外形尺寸为（长×宽×高）为4470×1600×446mm，最大件重量3.2t。
工作面超前20m顺槽支护采用DZ30-25/110Q型单体液压支柱配HDL-3200型π型钢梁支护。
3、工作面顶板管理方式
回采工作面采用全部垮落法管理顶板。
四、回采工作面的采高、循环数、年推进度及工作面长度的确定
1、采煤工作面长度和采高
根据城西煤矿煤层赋存情况，结合本矿生产管理能力，设计确定9下号煤层综采工作面长度为180m，回采工作面采高为2.20m。
2、采煤工作面年推进度
综采工作面每循环进尺0.63m，日循环8个，综采工作面日进尺5.4m，循环
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系数取0.80，年工作日330d，年推进度1425.6m.
3、采煤工作面年推进度按下式计算： 年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率 综采工作面年推进度=5.4×330×0.80=1425.6 m
五、工作面回采方向
采煤工作面采用后退式回采，相邻工作面间采用跳采。
六、采区及工作面回采率
井田内9下号煤层为中厚煤层，依据《煤炭工业矿井设计规范》，采区回采率取80%，工作面机采回采率95%。
第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素
一采区9下号煤层开拓开采采用双翼布置，采煤方法为走向长壁综合机械化一次采全高采煤方法，在一采区一组上山及下山大巷南侧布置首采工作面，回采工作面顺槽采用双巷掘进。工作面胶带运输顺槽、进风顺槽均沿9下号煤层底板布置，分别与采区胶带运输下山和采区轨道运输下山直接相通，轨道运输顺槽和回风顺槽均沿9下号煤层顶板布置，分别与采区回风上山直接相通，并通过顺槽联络巷与采区轨道运输下山相通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。
第三节 回采工艺及劳动组织
一、回采工艺
根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用一次采全高回采工艺方式。 回采工艺过程如下： （一）采煤机落煤
采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。
工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。
采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤歌掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。
（二）移架
液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向次 前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。
（三）综采面工序配合方式
综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。
（四）综采面端头作业
综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚，该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定。
二、劳动组织形式
根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。
采煤工作面劳动组织见表6-3-1。
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表6-3-1 劳 动 组 织 表
出 勤 人 数 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
工种 一班 班长兼质量检查 采煤司机 工作面开溜工 运输机司机 转载机司机 泵站司机 绞车司机 电工、检修工 瓦斯员 回柱工 综合工种 合计 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 二班 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 三班 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 3 9 3 3 3 3 3 6 3 6 30 72 合计 第四节 采（盘）区的准备与工作面接替
一、采区巷道断面和支护形式
矿井移交生产时采区巷道有：工作面胶带运输顺槽、进风顺槽、轨道运输顺槽、回风顺槽和开切眼。
工作面胶带运输顺槽沿9下号煤层底板布置，巷道坡度0～3°。胶带运输顺槽断面按满足铺设一台带宽1.0m的可伸缩带式输送机和铺设一条轨距600mm、轨型22kg/m的胶带检修轨断面积设计，同时考虑满足矿井通风要求，其中胶带检修轨为钢筋混凝土轨枕。巷道采用矩形断面，顶板锚拉、两帮锚网支护，并且顶板每隔3m打一根7.0m长的锚索补强支护。巷道净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2。
工作面进风顺槽与工作面胶带运输顺槽断面积及支护要求相同，但巷道内不
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布置任何装备。
工作面轨道运输顺槽沿9下号煤层顶板布置，巷道坡度0～3°。轨道回风顺槽断面按通过液压支架设计，同时考虑综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m，钢筋混凝土轨枕。巷道采用矩形断面，顶板锚拉、两帮锚网支护，并且顶板每隔3m打一根7.0m长的锚索补强支护。巷道净宽3.60m，净高2.80m，净断面10.08m2。
工作面回风顺槽与工作面轨道运输顺槽断面积及支护要求相同，但巷道内不布置任何装备。
工作面开切眼沿9下号煤层底板布置，采用矩形断面巷道。由于顶板为泥岩，顶板采用锚网支护，并且每隔3m打一根7.0m长的锚索挂钢带补强支护。为了初期设备安装，开切眼巷道净宽10m，净高2.20m，净断面22.00m2，由于巷道跨度大，设计开切眼并采用木点柱临时支护，木点柱间排距均为1.0m。
巷道断面详见图C1101-122G-1。
二、掘进工作面个数及机械配备
根据采煤工作面年推进度，本着“保证矿井正常生产时合理的采掘接续”为原则，矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置两个煤巷掘进工作面，其中一个大巷普掘工作面，一个顺槽综掘工作面。
掘进工作面主要设备配备见表6-4-1、6-4-2。
表6-4-1 大巷普掘工作面主要机械设备配备表
设备名称 风镐 气腿式凿岩机 小水泵 局部通风机 蟹爪式装煤机 刮板输送机 调度绞车 单体锚杆钻机 混凝土喷射机 混凝土搅拌机 发爆器
设备型号 FG-8.3 ZY24 80WG KDF-6.3 ZMZ3B-17 SGB620/40T JD-11.4 MFC-1392/3657 转子Ⅱ 安Ⅳ MFB-100 35
功率（kW） 5.5 15.×2 17. 40.0 11.4 5.5 5.5 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 使用 1 2 3 2 1 1 2 1 1 1 1 备用 1 1 1 2 1 东平煤矿120万吨矿井初步设计
探水钻 激光指向仪 TXU-150 JZB-1 5.5 台 台 1 1 1 1 表6-4-2 顺槽综掘工作面主要机械设备配备表
设备名称 湿式煤电钻 掘进机 转载机 可伸缩胶带输送机 小水泵 局部通风机 调度绞车 单体锚杆钻机 喷雾泵站 探水钻 激光指向仪 设备型号 MZ-12A EBJ-65/48 SZB-730/40 STJ800/90 80WG KDF-6.3 JD-11.4 MYT-115QⅢ PB200/5.5-6.3 TXU-150 JZB-1 功率（kW） 1.2 110.0 40.0 90.0 5.5 15.0×2 11.4 11.0 30.0 5.5 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 使用 2 1 1 1 2 4 2 1 1 1 1 备用 1 1 2
三、矿井达产移交时采掘比例关系及矸石量预计
矿井扩建移交生产时，井下共布置一个大巷普掘工作面和一个顺槽综掘工作面，采掘比为1：2。井下采掘巷道绝大部分沿煤层布置，由于井下9下号煤层巷道主要为半煤岩，预计井下矸石量为19.3.0kt/a。
四、矿井移交生产及达到设计产量时井巷工程量井
矿井移交生产时，井巷工程总长度11524.0m，其中岩巷1669.0m，占总井巷工程总长度的14.5%，半煤岩巷9675.0m，占总井巷工程总长度的84.0%，煤巷180.0m，占总井巷工程总长度的1.6%。井巷新增掘进总体积139854.5m3，其中硐室体积为7000m3，万吨掘进率128.0m。井巷工程量详见表6-4-3。
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