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1、精选优质文档-倾情为你奉上采矿工程实习报告 专 业： 采矿工程 教学形式： 自考 准考证号： 姓 名： 王海军 指导教师： 设计日期： 目 录专心-专注-专业2013级采矿工程毕业实习报告三年的成人教育学习即将结束，作为一名采矿工程专业的学生，应学校要求，我到山西下合煤业有限公司毕业实习，度过了一段愉快的生活。通过实习，使我加深理解了煤矿开采方法及工艺流程，掌握了矿井初步设计的基本步骤及规范要求，为今后走上煤矿技术岗位打下坚实的基础。下面我将在山西下合煤业了解到的有关矿井资料总结一下：1 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 井田位置、范围及交通条件山西下合煤业有限公司位于山西省武乡县
2、东南直距24km处的韩北乡下合村东南。地理坐标为：东经11304111130617，北纬364302364429。井田位于武乡县东南部韩北乡下合村东南，距县城直距24km，运距29km，沁（县）温（城）公路从井田外北部4.5km处穿过，与该线相连的武乡至韩北乡石门等地的县级公路距本矿北约2km。新建的武（乡）墨（镫）铁路专用线位于井田外北4.0km处，由井田经武乡县城向北可至晋中、太原，向南可达长治、晋城、河南焦作等地。交通较为便利。1.2 井田边界根据山西省国土资源厅2012年9月13日换发的采矿许可证，证号：C；批准开采1415号煤层，许可生产规模300kt/a。井田范围由下列9个坐标拐点
3、连线圈定（1980西安三度带坐标系）：1、X=.53 Y=.382、X=.80 Y=.143、X=.94 Y=.984、X=.98Y=.805、X=.39 Y=.796、X=.65 Y=.467、X=.46 Y=.678、X=.79 Y=.069X=.17 Y=.91扣除武乡县韩北乡下合砖厂矿区范围：1、X=.32 Y=.862、X=.76 Y=.643、X=.24 Y=.864、X=.83 Y=.18井田范围相对应的1980西安六度带坐标点为：1、X=.61 Y=.352、X=.61 Y=.353、X=.60 Y=.354、X=.60 Y=.355、X=.59 Y=.356、X=.60 Y=
4、.347、X=.60 Y=.338、X=.60 Y=.349、X=.61 Y=.34井田东西宽3.165km，南北长2.620km，井田面积3.452m2。开采深度标高：+935m+450m。1.3 井田储量及可采储量计算(一)矿井资源/储量根据2010年9月山西地宝能源有限公司提交的山西王家峪煤业有限公司矿井兼并重组整合底板等高线及资源/储量估算图，按照煤、泥炭地质勘查规范，国务院函(1998)5号关于酸雨控制区和二氧化碳污染控制区有关问题的批复及煤炭资源地质勘探规范等有关文件规定，矿井资源/储量遵循下列原则计算：1贫瘦煤最低可采厚度0.7m，贫煤最低可采厚度0.8m；2煤层灰分不大于40%
5、；最高可采硫分(Std)3%；3剔除夹矸以纯厚度计算储量；4储量计算的煤层为3、15号煤层；53、15号煤层视密度分别采用1.50t/m3，1.51t/m3。6储量计算方法采用地质块段算术平均法。计算公式如下：Q=SMd式中：Q块段煤炭储量，t；S块段水平投影面积，m2；M块段内煤层平均厚度，m；d煤层视密度，t/m3。通过估算，整合后井田3、15号可采煤层保有资源/储量(111b+122b+333)64.88Mt，其中111b为41.86Mt，占总资源/储量的64.5%；122b为20.41Mt，111b+122b占总资源/储量的96.0%；333为2.61Mt。井田内15号煤层分布部分高硫
6、煤，因分布零散，且全井田平均硫分未超过3%，地质报告未单独估算高硫煤资源量。矿井保有资源/储量汇总表见表2-2。表2-2 矿井资源/储量汇总表 单位：Mt煤层煤类资源/储量(%)(%)111b122b333蹬空区现保有111b3333PS1.523.210.680.530.136.07PM1.490.330.151.97小计3.013.540.830.530.138.04448815PM38.3216.871.6556.846897合计PS1.523.210.680.530.136.07PM39.8117.201.8058.81PS、PM41.3320.412.480.530.1364.886
7、596井田先期开采地段基本达到了勘探程度，井田先期开采地段范围见插图3-2-1。经估算，整合后井田先期开采地段3、15号可采煤层保有资源/储量(111b+122b+333)44.26Mt，其中111b为37.97Mt，占总资源/储量的86%；122b为5.18Mt，111b+122b占总资源/储量的97.0%；333为1.11Mt。矿井先期开采地段保有资源/储量汇总表见表2-3。表2-3 先期开采地段资源/储量汇总表 单位：Mt煤层煤类资源/储量(Mt)(%)(%)111b122b333蹬空区现保有111b3333PS1.250.860.380.530.133.15PM0.880.330.11
8、1.32小计2.131.190.490.530.134.47608615PM35.313.990.49小计35.313.990.498999合计PS1.250.860.380.530.133.15PM36.194.320.6041.11PS、PM37.445.180.980.530.1344.268697(二) 矿井工业资源/储量1、地质资源/储量根据批准的山西下合煤业有限公司补充勘探矿井地质报告，截止2011年底，全井田共获得15号煤层保有资源/储量（111b+122b+333）11240kt，其中探明的经济基础储量（111b）为9630kt，控制的经济基础储量（122b）为940kt，推断
9、的内蕴经济资源量（333）为670kt，其中探明的经济基础储量（111b）占保有资源储量的比例为85.7%，探明的和控制的经济基础储量占保有资源储量的比例为94.0%。详见表211。表211 资源/储量估算结果汇总表 煤层号煤类资源储量(kt）111b122b333现保有111b总量（%）111b+122b总量（%）15PM96309406701124085.794.0总计PM96309406701124085.794.02、工业资源/储量全井田探明和控制的基础储量（111 b+122b），连同推断的内蕴经济资源量（333）乘以可信度系数（取0.70.9，本井田取0.9），归类为矿井工业资源/
10、储量。矿井工业资源/储量=111b+122b+333k=9630+940+6700.9=11173kt，详见表212。表212 15号煤层资源/储量估算汇总表煤层号地质资源/储量（kt）工业资源/储量（kt）111b122b333现保有15963094067011240111733、矿井设计资源/储量矿井设计储量：矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久保护煤柱损失后的资源/储量。井田内需要留设永久煤柱的有：下合砖厂保护煤柱、污水处理厂保护煤柱、采空区、积水区防水煤柱、井田境界、断层煤柱、风氧化带保护煤柱。下合砖厂、污水处理厂保护煤柱：按三级保护，围护带取
11、10m；松散层平均厚度43m，基岩厚度平均厚度175m，松散层的移动角取45，基岩移动角取72。经计算地面构筑物保护煤柱取100m。井田内存在四个村庄，即下合谷村、花豹拐村、下合东坡村和枣林村，共压煤近3.00Mt，矿方已与这四个村庄签订搬迁协议，实施搬迁。永久煤柱留设参数如下：井田境界留设20m煤柱，断层煤柱取20m，积水区留设30m防水煤柱，因矿井采空区的导水导气等性能地质报告中未交待清，根据本地区的普遍地质特征，本次设计采空区考虑留设30m保安煤柱。详见表213。表2-1-3 矿井设计储量计算表 单位：kt煤层编号工业资源/储量永久煤柱损失设计储量下合砖厂污水处理厂井田边界采空区边界断层
12、风氧化带小计151117328113638628877109127798964、矿井设计可采储量矿井设计可采储量：矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源/储量；根据煤炭工业矿井设计规范要求及矿井设计布置，15号煤层采区回采率取75%。矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒及开拓大巷保护煤柱，大巷间煤柱及大巷两侧煤柱均按30m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45，基岩
13、移动角取72。经计算主工业场地保护煤柱取100m；主斜井从井底到井口保护煤柱范围为由30m到100m；回风斜井从井底到井口保护煤柱范围为由30m到80m。矿井设计可采资源/储量按计算公式为：ZK =（ZsP）C式中：ZK矿井设计可采资源/储量，kt；Zs矿井设计资源/储量，kt；P煤柱损失，kt；C采区回采率， 15号为中厚煤层，采区回采率取80。经计算，矿井可采储量为6981.6kt。详见可采储量表214。表214 矿井可采储量汇总表 单位: kt煤 层设计资源/储量保护煤柱开 采损 失可 采储 量工业场地及井巷15989611691745.46981.6（五）安全煤柱及各种煤柱的留设与计算
14、1. 巷道煤柱按以下公式计算S1式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，取220m；M煤层厚度，m，取15号煤层最大厚度为3.80m；f煤的强度系数，取2。S1=22.93m2. 断层煤柱按下式计算：L 0.5 K M式中：L煤柱留设的宽度，m；K安全系数（一般取25）；M煤层厚度或采高，m，取15号煤层最大厚度为3.80m；P水头压力，Mpa，（1030860）6.311031.1Mpa；Kp煤的抗张强度，取0.6 Mpa。L 0.5 K M0.523.802.358.93m综上，大巷煤柱30m，断层煤柱取30m。3.其他煤柱留设井田边界留设20m煤柱；由于15号煤层较厚，而
15、且井田东部采空区较多，以及采空区有积水存在，因此采空区防水煤柱按30m煤柱留设。2 矿井基本巷道2.1 井筒2.1.1 井筒数目及用途根据推荐的井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副立井以及回风斜井三个井筒，三个井筒位于矿井两个工业场地内，各井筒用途分述如下：主斜井：为利用原有井筒，井筒净宽4.2m，净高3.7m，净断面13.64m2，半圆拱形断面，井筒倾角23，井筒斜长419m，井筒内装备带宽800mm的大倾角带式输送机和30kg/m的检修轨道，设躲避硐室及行人台阶，担负全矿井煤炭、长材料、大型设备的提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。副立井：为利用原有井筒，井筒净直径4.0
16、m，净断面12.56m2，垂深135.83m，井筒内装备单钩罐笼，担负人员及散材的升降任务，装备有梯子间，兼做矿井进风井和安全出口。回风斜井：为刷大原有井筒，井筒净宽刷大至4.0m，净高3.5m，半圆拱形断面，井筒斜长253.5m，净断面为12.28m2，井筒倾角20，井口装备两台轴流式对旋主通风机，一用一备担负全矿井的回风任务，井筒内设台阶、扶手，兼作矿井的一个安全出口。矿井各井筒特征见表251。各井筒断面详见插图251、252、253、254、255。表251 井筒特征表井筒名称主斜井副立井回风斜井1980北京坐标系（三度带）纬距X.86.28.29经距Y.26.44.081980北京坐标
17、系（三度带）纬距X.447.601.643经距Y.262.185.172井口标高（m）+930.63+924.75+923.05落底标高（m）+766.91+788.92+836.30井筒方位角551648602411井筒倾角230090002000井筒斜长或垂深（m）419.0135.83253.50井筒净断面（m2）13.6412.5612.28井筒掘进断面（m2）表土18.9319.6321.80基岩16.7216.6114.07净宽度或净径（m）4.24.04.0支护形式及厚度（mm）表土料石碹500料石碹500钢筋混凝土碹500基岩料石碹300料石碹300锚网喷150井筒用途煤炭、下
18、放大件及长材、进风、安全出口人员及散料升降、进风、安全出口回风安全出口井筒装备带宽800mm带式输送机、检修轨道、台阶单罐笼、梯子间台阶、扶手备 注利用原有利用原有刷大已有2.1.2 井筒装备和井筒支护主斜井：装备带宽800mm的带式输送机和型号30kg/m的检修轨道。另布置有下井电缆、排水管路、消防洒水管路、给水施救管路、压风管路、信号通信电缆等管网。副立井：装备JK-2.0/31.5型单滚筒提升绞车。回风斜井：装备FBCDZ-8-20B型通风机，内设台阶。另布置有灌浆管路、消防洒水管路、给水施救管路等。主斜井、副立井为原有井筒，主斜井采用料石碹支护，表土段支护厚度为500mm，基岩段支护厚
19、度为300mm；副立井采用料石碹支护，表土段支护厚度为500mm，基岩段支护厚度为300mm；回风斜井为原有井筒刷大井，表土段采用C25钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚网喷支护，支护厚度150mm。上述井筒均采用普通凿井法施工。2.2 井底车场2.2.1 井底车场的位置矿井开采15号煤层，根据开拓部署设计一个水平开采井田内全部煤层，主斜井井筒装备带式输送机和检修轨道，担负煤炭提升、大型设备及长材料提升任务。2.2.2 斜井井底车场的基本类型由于主斜井装备带式输送机担负煤炭提升任务，故在15号煤层作甩车场与15号煤轨道大巷连通，车场内设存车线，存车线长度为30m，调车方式为折返式调车。车场线路及
20、硐室可满足矿井开采时的能力需要，车场铺设轨型30kg/m、轨距600mm的轨道，车场内布置管子道、主水泵房、中央变电所、主副水仓等硐室。主斜井井底设井底煤仓。2.2.3 井底车场形式的选择副斜井15号煤层二水平井底车场为普通串车斜井平车场，井底车场内布置有重、空车储车线，车场线路设计为自溜坡度，设高低道存车线，高道存车线35.562m，低道存车线34.324m，车场内铺设有30kg/m轨道系统，轨距为900mm。2.3 主要开拓巷道结合煤层赋存特征及矿井已建成部分工程的实际情况，矿井大巷基本维持了原300kt/a生产能力时确定的大巷位置不变，仅对后期大巷位置做了局部调整。矿井开采井田内15号煤
21、层，煤层厚度为3.11-3.80m，平均3.37m。煤层结构较简单，一般含夹矸1-2层，夹矸单层最大厚度0.35m。井田南部该煤层剥蚀，煤层露头由井巷控制，其余全部可采，可采指数Km=1.0，变异系数Y=11.09%，15号煤层为稳定的赋煤区可采煤层，煤层稳定程度为类（d）。顶板为泥岩，底板为细砂岩和泥岩。因此本矿井大巷全部布置在15号煤层中。推荐的开拓方案大巷的布置方式和位置为，在整合井田中南部一带在主斜井井底沿北西南东向平行布置三条大巷，即一采区轨道大巷、一采区胶带大巷和一采区回风大巷，大巷掘至井田西部边界附近，再改为向正北方向掘大巷穿花豹拐村庄下至井田北部边界。其中胶带大巷、轨道大巷沿1
22、5号煤层底板布置，回风大巷沿15号煤层顶板布置，大巷间距30m。3 采煤方法和采区巷道布置本设计矿井主导采煤技术为倾斜长壁综采一次采全高采煤法，移交生产和达到设计能力时的采区数目均为1个。本矿设计生产能力为120万t/a，在首采区布置一个工作面即可达产，考虑到生产的连续不间断性，同时并设有1个备用工作面。3.1 煤层地质特征15号煤层：位于太原组下段下部，上距K2灰岩6.76-15.61m，平均9.14m。煤层厚度为3.11-3.80m，平均3.37m，井田东部厚度大于4m，向北和西部厚度逐渐变小。煤层结构较简单，一般含夹矸1-2层，夹矸单层最大厚度0.35m。井田南部该煤层剥蚀，煤层露头由井
23、巷控制，其余全部可采，可采指数Km=1.0，变异系数Y=11.09%， 15号煤层为稳定的赋煤区可采煤层，煤层稳定程度为类（d）。顶板为泥岩，底板为细砂岩和泥岩。3.2 采煤方法和回采工艺3.2.1 采煤方法的确定合理的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。影响采煤方法的因素很多，概括起来主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶、底板条件、煤质条件及矿井生产能力等。依据本矿井煤层赋存条件和开采技术条件，选择采煤方法时，主要考虑了以下原则：1、适应煤层地质和开采条件，提高工作面单产，保证矿井合理集中生产和稳产。2、简化采煤工艺，减少生产环节，节省巷道和设备，降低掘进率，尽
24、量不掘或少掘岩石巷道。3、可靠地保证矿井安全生产。4、提高生产效率和经济效益，节约开采成本。5、提高资源回收率。本矿井批准生产能力为900kt/a。结合国内外采煤技术发展现状，综合考虑各影响因素，设计认为矿井可供选择的采煤方法有以下几种：一是综采一次采全高采煤法；二是人工假顶分层综采；1、采用综采一次采全高采煤法不用铺设金属网，巷道工程量小，顶板较易管理，有利于矿井防灭火。一次采全高采煤法可减少工作面搬家次数，有利于提高生产效率。2、采用分层开采采煤法时，煤层平均厚度3.37m，按照矿井900kt/a的生产能力，分层厚度在1.70m左右为宜，这势必造成工作面假顶形成非常困难，且巷道工程量大。人
25、工假顶分层综采采煤法以前在我国大中型矿井也普遍采用，随着采煤支护设备的不断发展，大中型矿井分层开采的应用正在逐渐减少，正在被放顶煤或一次采全高采煤法取而代之，其缺点是生产能力有限，分层开采顶班不易管理，生产能力较小，安全程度相对要低。经以上分析比较，设计从减小矿井巷道工程量和矿井设备投资，是否有利于矿井防灭火等因素考虑，推荐综采一次采全高采煤法。矿井批准生产能力为900kt/a，根据井田内15号煤层赋存特点并结合同类矿井回采工作面设备配备情况，选用性能良好、安全可靠，并能适合于本矿井具体条件的较先进设备，根据这一基本原则，对工作面采、装、运设备进行选型。3.2.2 采煤工艺的确定根据本井田内1
26、5号煤层埋藏深度、煤层赋存状况、煤层厚度及煤层顶底板特性等条件，为节省投资，设计推荐采用综采一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板。3.2.3 采高的确定采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据15号煤层平均厚度为3.37m，最大厚度为3.80m，在3.11-3.80m。3.2.4 工作面长度的确定依据15号煤层赋存状况和开采技术条件，结合综采一次采全高工作面的特点以及考虑采煤机进刀问题，参照煤炭工业矿井设计规范的有关规定和国内同类型矿井生产经验，设计将15号煤综采一次采全高工作面长度确定为170m。工作面循环进度0.6m，日循环次数6次，日循环进度为3.6m。采煤工作面年推进度按下式进行计算：年
27、推进度=日循环进度设计年工作日循环率；式中：设计年工作日为330天，循环率取0.90，则：工作面年推进度=3.603300.90=1069.20（m）3.2.5 回采工艺的选择15号煤层工作面回采工艺为：试机双滚筒采煤机前端头斜切进刀割煤移架推移刮板输送机。3.2.6 工作面支护方式回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。（1）确定支架的工作阻力或支护强度时，一般考虑垮落带岩层变形破坏时对支架的影响。（2）按实测的支架外载荷有关数据，利用回归分析计算支架的支护强度时，先求出支护强度的折算系数n。来压前：n1=7.46M0.829（R=0.94，S=0.13）来压时：n2=9.768M0.769（R
28、=0.98，S=0.06）（3）按上述顶板来压时载荷折算系数回归公式，得出计算，支架额定支护强度qH（kN/m2）的公式qH=9.768K. M 0.21.=9.7681.33.800.2126=437.00（kN/m2）437.000.75=582.67（kN/m2）P=LBqH=5.31.4582.67=4323.41（kN）式中：K备用系数，K=1.3。支架阻力的实际利用系数为75%；M煤层厚度，m；15号煤最大厚度为3.80m。顶板岩石容重，kN/m3。根据液压支架工作阻力计算数据，结合煤层赋存情况及煤层厚度，及选用的采煤方法，工作面支护选用ZZ5200/19/42型液压支架，支架支护
29、高度1.94.2m，工作阻力为5200kN。工作面过渡支架选用ZZG5200/19/42型液压支架，支架支护高度1.94.2m，工作阻力为5200kN。回采工作面端头采用单体液压支柱四对八梁支护，采用DZ31.5配HDL-3500型型钢梁支护。运输顺槽超前支护采用DZ31.5配HDL4500型型钢梁进行支护；回风顺槽超前支护采用DZ31.5配HDL3500型型钢梁进行支护，超前支护距离暂按20m考虑。表4-1-8 ZZ5200/19/42型液压支架技术特征表型号支架宽度（mm）支架高度（mm）工作阻力(kN)支架中心距(mm)架型操作方式重量（t）ZZ5200/19/4213501900-42
30、0052001350掩护式邻架18.6表4-1-9 回采工作面采、装、运设备配备表设备名称设备型号功率(kW)单位总数量其中备用双滚筒采煤机MG200/490W490台1可弯曲刮板输送机SGB764/2642132台1液压支架ZZ5200/19/42架14725过渡液压支架ZZG5200/19/42架51单体液压支柱DZ31.5根16433型钢梁HDL-3500根427型钢梁HDL-4500根427刮板转载机SZZ764/160160台1破碎机PCM110110台1可伸缩胶带输送机DSJ100/45/21322132台1乳化液泵站MRBZ200/31.5125台1两泵一箱喷雾泵站ZPB2005
31、.522台1回柱绞车JH-811台2探水钻MAZ-20011台1煤层注水泵7BZ-45/13022台13.2.7 各工艺过程安全注意事项（一）、支护1、本工作面采用及时移架支护,即采煤机割过后及时移架打出护帮板,移架在采煤机后35架进行，超过此距离或发生片帮时，必须停止采煤。2、如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出护帮板。3、移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰、挤架、咬架现象，相邻支架不得出现明显的错差。 图6.2 综采工作面上、下端头支护示意图a上端头平剖面图；b下端面剖面图 4、移架时，立柱前至煤壁，被移支架上3架、下5架内不准有人停留。 5、移完
32、后立即升紧支架，达到初撑力，保证顶底板移近量400，手把打回零位。6、严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。（二）、采煤1、采煤前，首先检查机组各部联接螺栓，不得松动，油管不漏油、水压合适，托缆装置完好方可试车，试车声音正常，按扭灵敏可靠。2、割煤时，必须严格控制采高，支架采高控制在2.5m左右。端头上下各10架采高由巷高逐渐加大到规定高度。3、割煤时，时刻注意电缆、煤壁、支架等，若有异常情况立即停机处理。（三）、推移刮板运输机1、推移刮板运输机弯曲长度不得小于15m，不得有死弯。2、推移刮板运输机后及时把手把打回零位。3、当刮板运输机的上仰和下俯角与工作面走向角度不一致时，必须采
33、取专项措施，必须处理后，方可顶刮板运输机。4、输送机停止动转时，除刮板运输机机头、机尾外严禁移中部槽。5、移机尾时，必须清净浮煤，保护好油路及水路。3.2.8 回采工作面循环作业图表的编制回采工作面中的循环作业是指回采工作面在规定时间内保质、保量、安全地完成采、装、运、支、处这样一个采煤全过程。工作面采用“三八制”作业制度，每日三班，每班工作8小时，两班采煤，一班准备，见图6.4。表6.4 工作面循环图表3.2.9 采区生产能力的确定根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井移交生产及达到设计生产能力900kt/a时布置一个采区，采区内布置一个综采一次采全高工作面，两个综掘工
34、作面来满足生产及正常接替。首采区位置选择：为提高矿井的经济效益，矿井首采区应选择在资源储量稳定、煤层结构简单、有利于矿井达产、稳产的资源储量区。首采区选择在井田中部一采区。（二）回采工作面生产能力计算矿井移交生产及达到设计产量时，共布置一个综采一次采全高工作面。综采工作面生产能力按下式计算：A综采=MlLrC式中：A综采综采工作面年产量，t/a；M采煤工作面机采高度，15号煤层平均厚度为：3.37m；l工作面机采长度，l=170m；L采煤工作面年推进度，L=1069.20m；r煤的容重，1.41t/m3；C采煤工作面割煤回采率，取93；A综采=3.371701069.201.4193%t/a8
35、03kt掘进煤量计算：矿井达到设计生产能力900kt/a时，矿井2个综掘工作面，综掘工作面平均断面（11.40+9.90）2=10.65m2，日进尺10m。则2个综掘工作面年掘进煤量为A =210.65103301.4199kt。矿井总产量为803+99=902kt/a能够满足矿井设计生产能力900kt/a。3.3 采区巷道布置及生产系统3.3.1 采区走向长度、采区内各种煤柱的尺寸首采区位于井田中部，采区南北长约2.19km，东西宽约1.84km；设计可采储量5.54Mt。采区巷道分别一采区胶带大巷、一采区轨道大巷、一采区回风大巷，三条大巷均为新掘。3.3.2 采区巷道的形式一采区胶带大巷、
36、一采区轨道大巷沿15号煤层底板布置，一采区回风大巷均沿15号煤层顶板布置，大巷均采用矩形断面，锚网喷+锚索支护。在三条大巷两侧沿煤层倾向布置回采工作面，沿煤层走向布置运输顺槽和回风顺槽，回采工作面采用后退式开采，顺槽均采用矩形断面，锚网+锚索支护。3.3.3 煤层开采顺序采区内工作面采用前进式开采方式，工作面均采用后退式开采方式。3.3.4 采区回采率的计算15号煤层平均厚度为3.37m属中厚煤层，参照煤炭工业矿井设计规范，15号煤层为采区回采率取80%，工作面回采率取93%。3.3.5 采区生产系统 1、采区煤流系统回采工作面运输顺槽一采区胶带大巷煤仓主斜井地面。2、材料设备、矸石等辅助运输
37、系统地面材料设备副立井集中轨道大巷一采区轨道大巷工作面回风顺槽回采工作面。工作面矸石工作面回风顺槽一采区轨道大巷集中轨道大巷副立井地面排矸场地。3、通风系统主斜井、副立井一采区胶带大带、一采区轨道大巷工作面运输顺槽回采工作面工作面回风顺槽一采区回风大巷集中回风大巷回风斜井地面。4、排水系统工作面顺槽一采区胶带、轨道大巷一采区水仓主副水仓主斜井地面。4 井下运输4.1 运输方式的选定4.1.1 主运输方式的选定根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，设计确定大巷主运输采用胶带输送机。其理由如下：1、矿井主要开拓巷道均沿煤层布置，就本矿设计规模和目前国内井下
38、煤炭运输设备而言，选择胶带输送机运输最为合理。2、矿井开拓巷道呈直线型布置，采用胶带输送机运输，可以充分发挥其效益，而且对矿井早达产和稳定生产都非常有利。3、井下大巷煤炭运输采用胶带输送机运输，不但可以实现工作面至地面一条龙连续运输，而且运输能力大、运输连续性强、效率高、自动化程度高、维修工作量小，主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节，实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。4.1.2 辅助运输方式的选定矿井轨道大巷均沿15号煤层底板布置，巷道平均坡度为6左右，根据达产时轨道运输大巷和回采工作面顺槽的运距、运量和巷道坡度情况，设计移交时井下辅助运输选用调度绞车牵引1.0t系列矿车运输（考虑运送
39、液压支架时采用重型平板车），顺槽等散料运输采用小型绞车牵引接力运输，该种运输方式简便实用，在中小型矿井中得到了普遍应用。4.2 运输设备的选择和计算4.2.1 煤炭运输设备选型本矿井井下煤流运输工艺系统采用B=1000mm型带式输送机。带式输送机的运输能力以满足900kt/a生产规模的需要为原则，根据综采工作面综采设备额定能力和峰值煤量。确定运输大巷带式输送机输送量为，根据带式输送机要尽量运行于低张力状态的原则，根据带式输送机工程设计规范（GB50431-2008）有关长距离带式输送机应选择较高带速的要求以及带速与输送带宽度的范围要求，选择运输大巷带式输送机带速为V=2.5m/s。井下带式输送
40、机运输系统主要流程：综采工作面来煤经工作面运输顺槽带式输送机、运输大巷带式输送机进入井底煤仓。仓中煤炭经下口所设给煤机给入主斜井带式输送机，并经主斜井带式输送机转入地面储装系统，其框图见图3-3-1。一采区胶带大巷带式输送机工作面运输巷带式输送机二采区胶带大巷带式输送机直接搭接 直接搭接 井底煤仓主斜井带式输送机地面储装系统直接搭接 仓下给煤机图3-3-1 井下带式输送机运输系统框图（一）一采区胶带大巷带式输送机1、原始数据及工作条件（1）输送物料：原煤；（2）物料最大粒度：；（3）物料散密度：；（4）输送量：；（5）输送距离：，提升高度m；（6）带式输送机倾角：；（7）带宽：B=1000mm
41、；（8）带速：V=2.5m/s5 矿井提升5.1主斜井提升设备5.1.1主斜井提升设备在主斜井井筒内装备一台钢丝绳芯带式输送机，担负矿井原煤的提升任务。井底设有煤仓。煤仓下装备K4往复式给煤机。为防止煤仓下口因原煤堵塞造成不能正常生产，煤仓下部周边设置了破拱器破拱清仓。输送机的运输能力与输送带宽度、带速成正比，在运输能力一定时，带宽与带速成反比。提高带速可减小带宽以及输送带的张力，从而减小输送机的外形尺寸。若增加带宽，需要增加主斜井巷道断面积，则增加了巷道工程量，投资相应提高。而对中大运量、长距离的输送机，其输送带的投资将占整个输送机总投资的1/3左右，降低带强，能显著减少设备的投资。带式输送机要尽量运行于低张力状态的原则，根据带式输送机工程设计规范（GB50431-2008）有关长距离带式输送机应选择较高带速的要求以及带速与输送带宽度的范围要求，确定主斜井带式输送机按B=800mm、v=2.0m/s进行设计。（一）设计依据：1、带式输送机的输送量：井底有煤仓，考虑不均衡系数，故输送量取；2、带速：V=2.0m/s；3、带宽：B=8