采矿工程毕业设计论文

学号：[1**********]0

太原理工大学

采煤课程设计

学 院： 资源与环境学院 专 业： 采矿工程 班 级： 09煤安1班 学生姓名： 赵卫华 指导教师： 浑宝炬 刘建庄

2011年 3月

目录

第一章 井田概况 .............................................................................................................................3 1．矿井煤层赋存条件 ...................................................................................................................3 2．瓦斯和水文条件 .......................................................................................................................3 3．开拓方式 .....................................................................................................................................4 第二章 井田开拓 .............................................................................................................................4 1 井田准备方式选择的原则 .....................................................................................................4 2 井田准备方式的选择： ..........................................................................................................4 第三章 采煤方法 .............................................................................................................................5 1采煤方法的选择 ...........................................................................................................................5 2采煤工艺 ........................................................................................................................................5 3、工作面设备选型与配套 ..........................................................................................................6 4.工作面回采工艺 ...........................................................................................................................8 5.工作面劳动组织 ...........................................................................................................................8 6、确定采区内工作面数目及接替顺序 ...................................................................................9 第四章 井底车场 .............................................................................................................................. 10 1 选择井底车场形式的原则 ...................................................................................................... 10 2设计依据 ...................................................................................................................................... 10 3井底车场线路布置 .................................................................................................................... 11 4存车线长度的计算 .................................................................................................................... 12 5井底车场线路的坡度及闭合计算 ......................................................................................... 13 6 、通过能力计算 ........................................................................................................................ 13 五章 采区的井巷布置 .................................................................................................................. 16 1 采区多煤层联合准备方式 ...................................................................................................... 16 2煤层群区段集中平巷的布置 .................................................................................................. 17 3采区车场布置 ............................................................................................................................. 18 4 采区煤仓形式 ............................................................................................................................ 18 5 采区回采和准备巷道断面选型............................................................................................. 18 备注：参考资料 ....................................................................................................................................... 23

第一章 井田概况

1．矿井煤层赋存条件

拟设计矿井井田可采煤层总计3层，煤层倾角20°，根据煤层埋藏深度自上而下分别为Ml、M2和M3煤层， 煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。设计采（带）区走向东西，长度3000m，倾斜长度900m，采（带）区内各煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，M1煤层属简单结构煤层，普氏系数f=2，M2和M3煤层属中硬煤层。

设计矿井生产能力为120万t/a，生产布局为一井一面高产高效格局。

设计采（带）区综合柱状图

2．瓦斯和水文条件

矿井相对瓦斯涌出量较8.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为26.50m3/min，有自然发火

倾向性（发火期为1a）。

开采水平正常涌水量为118.8m3/h，最大涌水量为142.6m3/h。

3．开拓方式

矿井采用立井开拓，通风方式为中央分列机械抽出式通风，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升，井下大巷煤炭采用3t底卸式矿车运煤，辅助运输为1.5t固定式矿车，10t架线式电机车牵引，矸石量占矿井产量的5％，掘进煤量占10％。

第二章 井田开拓

1 井田准备方式选择的原则

准备方式是否适当，直接关系到工作面和矿井的生产效率，正确合理的准备方式应遵循以下几个原则：

1）有利于矿井合理集中生产，使采准巷道系统有合理的生产能力和增产潜力； 2）保证具备完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造条件；

3）力求在技术和经济上合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进及维护工程量，减少设备占用台数和生产费用，便于采掘衔接；

4）煤炭损失少，有利于提高采出率； 5）安全生产条件好符合《煤矿安全规程》。

2 井田准备方式的选择：

除近水平煤层以外，井田一般按一定标高划分成若干个阶段。阶段内可有采区式、盘曲式以及带区式三种准备方式。目前，我国大多数采用采区式准备，即在阶段内沿走向划分成若干个生产系统相互独立的采区；倾角在12以下的煤层也可不划分采区，采用在大巷两侧直接布置工作面的带区式准备。

当煤层倾角较小时（一般小于16）时，可利用开采水平大巷来分别开采上、下山采区。开采水平标高以下的采区称下山采区，采区内布置采区下山等准备巷道，采用的煤通过下山由下往上运至开采水平反之则为上山采区。当煤层倾角较大时，采用下山开采，掘进、运输、通风、排水等困难较大，一般只开采上山采区。

根据煤层赋存条件即相关地质资料可选择上山采区式准备方式。

由于3个煤层间距较小（5-15m），走向长度3000m，倾斜长度900m，符合集中开采的条件。故采用联合准备方式。其特点有：

1）生产集中，采面回采数目多，有利于炮采和普采采区提高产量；

2）改善了巷道维护条件，维护费少；

3）改善了运输条件，简化了运输系统，利于发挥设备效能； 4）采出率高，煤损少；

5）岩巷工程量大，初期工程量大，准备时间长。

综上所述，设计采用上山采区集中上山联合准备方式，采区式准备采用采区多煤层联合准备方式。

第三章 采煤方法

1采煤方法的选择

1.1采煤方法的选择原则

采煤方法必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。 1.2影响采煤方法选择的主要因素

1）煤层倾角； 2）煤层厚度；

3）煤层的地质构造情况； 4）煤层及围岩特征；

5）煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况。 1.3采煤方法的选择

本矿井煤层有自燃发火倾向性（1a），煤尘无爆炸性危险，煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，M1煤层构造简单，矿井相对瓦斯涌出量较8.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为26.50m3/min，属低瓦斯矿井。

走向长壁采煤法适用于缓倾斜煤层，在我国适用广泛，积累了大量的经验，技术比较成熟，而且具有布置简单，管理方便等优点。根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定采用走向长壁采煤法。

2采煤工艺

2.1工艺选择

本矿井煤层倾角为20°，属于缓倾斜煤层，第一煤层厚度为6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全厚放顶煤工艺。 2.2、工作面走向推进长度

对于综放工作面，为了延长工作面寿命，减少搬家次数，应尽量加大工作面的推进长度，加大推进长度有力于高产高效综放工作面的能力发挥和降低成本。国内其它矿区的高产综放工作面一般都在1000m以上。根据移交采区的布置，首采工作面的

走向长度为1500m。

2.3、工作面割煤高度与放煤高度

工作面割煤高度除应满足通风行人的要求外，还应考虑设备投入和机道上方顶煤和煤壁的稳定性，采高越大，煤壁越高易发生片帮，同时支架的高度增加初期投入大。综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为2.4m。首采煤层工作面厚度为6.9m，则放顶煤高度为4.5m，采放比为1：1.875。 2.4、采煤机截深与放煤步距

根据放顶煤工作面的实际统计，也可用下面经验公式估算放煤步距： d=(0.15~~0.2)h d------放煤步距；h--------放煤高度

采煤机截深为0.6m时，为提高资源回收率并降低混矸率，采用2刀1放循环作业方式，则放煤步距为1.2 m。 2.5、工作面设计生产能力

采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算：

A0= L采×V0×m×γ×C

式中：A0 ———— 工作面生产能力，万t/a ； L采———— 工作面长度；150m； V0———— 工作面推进度.综采面年推进度可达 1000—2000m，取1300m；

m——煤层厚度，6.9m； γ——煤容重，1.30t /m；

C——工作面采出率，一般为0.93～0.97，取0.93。 A0= L采×V0×m×γ×C =150×1080×6.9×1.3×0.93=135.2万t/a

工作面最大年生产能力，按年300d计算，日完成3个生产循环，则矿井工作面年产量可达135.2Wt，可以保证矿井一期120Wt/a的生产能力。

3

3、工作面设备选型与配套

3.1、工作面设备选型基本要求

（1）适应第一煤层的地质条件；

（2）单面年生产能力达到120Wt及以上；

（3）装备水平达到国内先进，设备实现智能化管理； 3.2、设备选型

（1）架型选择 ① 放顶煤支架

根据综放支架选型原则与当今我国综放开采液压支架发展现状，并结合6号煤层的开采条件，采用双输送机大插板式低位放顶煤支架。这种支架又可分为正四连杆和反四连杆放顶煤支架。设计采用正四连杆双输送机大插板式低位放顶煤支架。将工作面基本支架确定为ZFSB4200/18/28型低位放顶煤液压支架，工作阻力4200KN。

② 工作面过渡支架

由于综放工作面前、后部输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求。为此，在综放工作面上、下两端的机头、机尾处分别布置2组过渡支架。过渡支架支护强度与工作面中部基本支架相同，可选择。ZFSG4800/17/28过渡支架型，工作阻力4800KN。

(2) 采煤机

经计算，采煤机选用MG-360/B型采煤机，截深800mm。 （3）工作面输送机

工作面前后部输送机采用平行布置方式。 ① 前部输送机能力核算

按照输送机应满足的采煤机的生产能力并以其配套，可选用SGZ-764/264型刮板输送机，装机功率为2×132kW（双速）.

② 后部输送机能力核算

要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业，按照输送机应满足的后部放煤能力要求，并考虑到割煤和放煤步距为0.8m，及前后输送机同一型号便于设备管理等因素，则选用与前部输送机同型号SGZ-764/264型刮板输送机，装机功率为2×315kW（双速）。

（4）转载机

按照转载机的运输能力要求，可选用SGW-150型箱式刮板转载机，装机功率

为315kW（双速）。 （5）胶带输送机

根据工作面生产能力，选用SSJ-1200/2×200型胶带输送机，功率为2×200kW （6）乳化液泵及喷雾泵站

采用WRB200/31.5乳化液泵及RS200泵箱，两泵一箱。

4.工作面回采工艺

工作面采煤机截深0.6m,双向割煤，一刀一放循环作业，放煤步距1.2m,割煤与放煤平行作业。

5.工作面劳动组织

工作面采用“三八”作业制，三采三准。放煤步距为“一采一放”工作 面作业循环图见下图

工作面劳动组织表

6、确定采区内工作面数目及接替顺序

采煤工作面参数：采煤工作面设计为综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺，采煤方法为走向长壁采煤法，煤层倾角平均为20°。工作面长度初选为150m，上、下平巷留设8m煤柱，工作面煤厚平均6.9m，煤层容重1.30t/m3；

由于采区生产能力为120万t/a,且初步概算工作面生产能力为135.2万t,对于M1煤层布置一个工作面便可满足生产要求。而对于M2，M3煤层可采取综合机械化采煤工艺，两个工作面同时回采，以满足生产要求。具体回采顺序如：表1.1所示：

M1煤层开采顺序：10101→10102→10103→10104→10105→10106→10107→10108→1019→10110

M2煤层开采顺序：（10201，10202）→（10203，10204）→（10205，10206）→（10207，10208）→（10209，10210）

M3煤层开采顺序：（10301，10302）→（10302，10303）→（10305，10306）→（10307，10308）→（10309，10310）

说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。

综上所述，同一煤层的开采顺序在倾斜方向由上往下开采，采区的开采顺序为前进式，区内工作面的开采方式为后退式。

第四章 井底车场

1 选择井底车场形式的原则

井底车场必须满足下列要求“

(1) 车场的通过能力，应比矿井生产能力有30﹪以上的富余系数，有增产的可能性；

(2) 调车简单。管理方便，弯道及交叉点少； (3) 操作安全，符合有关规程、规范要求；

(4) 井巷工程量小、建设投资省、便于维护、生产成本低；

(5) 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，缩短建设时间。

2设计依据

（1） 矿井设计能力120Mt/a；，年工作日300d，两班生产，一班准备，每日净提升时间16h。

（2）立井开拓，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升；

（3）大巷煤炭采用3t底卸式矿车运煤，每列车由20辆矿车组成，由两台10t架线式电机车一前一后牵引。辅助运输和掘进煤采用1.5t固定式矿车，煤矸列车由18辆矿车租车，一台10t架线式电机车牵引； （4）矸石量占矿井产量的5％，掘进煤量占10％

（5）该矿井属于低瓦斯矿井，采用中央分列机械抽出式通风。 主要参数的确定

车场形式初步确定为立式环形，矿车经石门进入井底车场

3井底车场线路布置

3.1. 单开道岔非平行线路连接 选用DK62451513

参数如下：a3258mm，b4142mm，112516,R20000mm，45.

Kp11731mmn8884mm，H6282mm，T6034mm，查表可得： m11218mm，。 选用DK62441216

参数如下：a3496mm，b3404mm，1415,R20000mm，60

Kp15970mmm13292mm，n11804mm，H10223mm，T8438mm，查表可得：。 3.2. 单开道岔平行线路联结

选用DK62451516,

参数如下： a3258mm，b4142mm， 112516,R20000mm，S1600mm。 查表可得： L13178mm，c1938mm，n6068mm，D11703mm 3.3．渡线道岔线路联接

选用 DX62441216

参数如下：1415,a3496mm,b3404mm,S1600mm，60。 查表可得：c1700mm, L13292mm 3.4．对称道岔线路连接

选用DC930420

参数如下：140210，a2300mm,b4858mm,L7122mm。 存车线有效长度的确定

确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：

（1）大中型矿井的主井空、重车线长度各为1.5～2.0列车长；

（2）副井空、重车线长度， 大中型矿井按1.0～1.5列车长； （3）材料车线长度，大中型矿井应能容纳15～20个材料车； （4）调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。

4存车线长度的计算

(1) 主井空、重车线，副井进、出车线

L=mnLk+NLj+Lf （4-5-1）

式中 m——列车数目,1.5列； n——每列车的矿车数，20辆；

Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； N——机车数,2台；

Lj——每台机车的长数，4.5m；

Lf——附加长度，取10m。

经过计算，得L=1.5×20×3.45+2×4.5+10=122.5m ，取124m （2）副井进、出车线

L=mnLk+NLj+Lf 式中 m——列车数目,1.0列； n——每列车的矿车数，19辆；

Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； N——机车数,2台；

Lj——每台机车的长数，4.5m；

Lf——附加长度，取10m。

经过计算，得L=1.0×19×3.45+1×4.5+10=80.1m ，取85m

(3) 材料车线有效长度

L=ncLc+nsLs 式中 nc——材料车数，10辆；

Lc——每辆材料车带缓冲器的长度，2.4m； ns——设备车数，台；1

Ls——每辆设备车带缓冲器的长度，2.5m；

L=10×2.4+1×2.5=26.5m

4-5-1）

4-5-2）

（（

取材料车线长30m。

根据副井出车线布置要求A点距副井110m。副井出车线轨道中线至主井空车线轨道中线间距离为B点与主井中线间距离为161.3m

5井底车场线路的坡度及闭合计算

井底车场线路的坡度按表5—4—1选取（《采矿工程设计手册中》），具体数值见下表：

线路坡度闭合计算

副井进车线高差 + 副井出车线高差 + 回车线高差 = 0.235

主井环线高差 = - 0.348

6 、通过能力计算

6.1.调车作业程序及时间

3吨底卸式煤列车调车作业程序及时间

区段

运行状况

运行距离 （m）

92 161.3 124 330 92

运行速度

（m/s） 2.0 2.0 2.0 1.5 2.0

运行时间 （s）

46 81 60 62 220 46 515

Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ

机车牵引列车至2#道岔

牵引列车 列车过卸载坑 牵引空车至道岔1# 机车牵引空车运行 机车牵引列车运行

总计

1.5吨煤矸混合列车调车作业程序及时间 区段 运行状况 运行距离 运行速度

Ⅰ 机车牵引列车至2#岔道92 2.0

停车 挂钩、启动 单机过2#道岔

Ⅱ Ⅳ

单机换向运行至③ 单机运行换向 单机过1#道岔

Ⅰ

单机运行

挂钩、启动 机车顶列车运行 机车换向

机车牵引矸石车运行

Ⅱ

机车牵引矸石车运行 摘钩换向启动 单机运行 机车换向 单机运行 单机运行 挂钩，换向启动

运行时间

46

20 11 9 46 11 10 20 61 10 32 22 20 21 10 10 110 20

17 17 92 17 10 92 48 32 41 19 220

1.5 2.0 2.0 1.5 1.0 1.5 1.5 1.5 2.0 2.0 2.0

Ⅲ

Ⅱ Ⅳ

机车牵引空列车运行 机车牵引空列车运行 合计

72 92

2.0 2.0

36 46 691

6.2.调度图表

每一调度循环进入井底车场的列车数比可用两种方法计算： 1）按运量和净载重计算：

矿井工作面日产原煤3744t； 掘进煤占矿井产量10%，日产掘进煤为

3744÷8.5=440t；矸石占产量的5%,为220t 。3t底卸式矿车列车数为3744/（3×20）=63列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例（(5%)/(10%)=1/2），确定1.5吨煤矸石混合列车由4辆矸石与15辆煤车组成，每列矸石车与煤车载重之比为（2.7×4）/（1.3×15）=0.55，故符合要求，每日混合列车数为（220+440）/（2.7×4+1.3×15）=22（列）。每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1.5吨混合列车数之比为63/22 ≈3/1

2）按运量比和净载重计算：

0.85

0.050.10

列车数比=151.342.7≈3/1

每一调度循环时间=2.88+2.90+2.90+15.00=23.68；列车进入井底车场的平均时间隔时间为23.68/4=5.92；列车在井底车场平均运行时间=（3×515+691）/4=559s≈10min 6.3. 核算通过能力

当采用电机车运输时，井底车场通过能力可按下式计算：

Gg=

nG3001660

1.15tag1K

式中，Gg—井底车场的通过能力； n—每一列车的矿车数，20辆； G—每辆矿车的实际载重量，2.50t； 330—年工作日数；

16—每日工作小时数； 60—每小时分钟数；

1.15—运输不均衡系数；

K—矿井矸石系数，一般情况可取煤产量的1025%（以车计）。 tag—列车进入井底车场的平均时间间隔，根据运行图表确定，取其平

均值；tag按下式求出： n=20，G=2.5，K=0.15

所以 Gg=

nG3001660

1.15tag1K

2.5203001660

=1.155.9210.15t

≈183.9mt/a

故有，通过能力富裕系数=183.9/120=1.53，满足规范要求。

井底线路布置见附图

五章 采区的井巷布置

1 采区多煤层联合准备方式

根据煤层赋存条件可知：采区工业储量 由公式Zg=H*S*(m1+m3)*r

式中 Zg----- 采区工业储量，万t H------ 采区倾斜长度，900m S------- 采区走向长度，3000m r-------- 煤的容重 ，1.30t/m

mi------ 第i层煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m Zg=900*3000*12.1*1.3 =4247.1(万t)

设计可采储量

设计可采储量 Zk=（Zg-p）*C

3

式中：Zk------ 设计可采储量,,万t

Zg------ 工业储量,万t p-------- 永久煤柱损失,万t

C--------- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄

煤层85%。 说明：p可取其为工业储量的10%来计算，即p=10%*Zg Zk=（4247.1-4247.1*10﹪）*80﹪=3057.91 万t 则采区服务年限

由 T= Zk/（A*k）

式中： T——— 采区服务年限，a; A—— 采区生产能力，120万t； Zk—— 设计可采储量，3057.91万t K—— 储量备用系数，取1.4 T=3057.91 /(120*1.4) = 18.2 a

本矿井为低瓦斯矿井，煤层间距小且上山服务年限长，可选择在煤层底板岩层中布置两条岩石上山，一为运输上山，一为轨道上山。

2煤层群区段集中平巷的布置

煤层群区段集中平巷的布置方式大致有：机轨分煤岩巷布置、机轨双岩巷布置、机轨合一巷布置、机轨双煤巷布置。

采区煤层间距小，采用机轨双煤巷布置时受采动影响大且受多次采动影响，加以集中平巷的服务年限较长，维护工程量大。采用双岩巷布置时巷道压力小维护费用低，能长期处于良好状态，但岩石巷道掘进工程量大掘进费用高。煤岩巷布置比双岩巷布置少掘一条岩石平巷，掘进速度快，轨道集中平巷沿煤层超前掘进，可以探明煤层的变化情况，为绝境岩石运输集中平巷时取直定向创造了条件，在下区段投产时，还可以利用轨道集中平巷回风。综合以上因素，并考虑到煤层煤质中硬、围岩稳定、地质构造简单，选用机轨分煤岩巷布置。区段集中巷与超前平巷间的联系方式采用石门联系

3采区车场布置

根据采区条件，采区上部车场采用逆向平车场，这种车场摘挂钩方便安全，由于这种车场车辆需反向运行，故调车时间较长，运量较小，因此，车场采用双轨线路布置，以增大运输量。

采区中部车场多为甩车场，故此处选用单侧甩车场，这种车场优点是甩车时间短，操作劳动强度小，车场能自溜，提升能力大，缺点是矿车易掉道，甩车处易磨钢丝绳，工程量大。

采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，集合本矿实际情况，本着工程量省，调车方便的原则，采区下部车场形式为卧式车场，底板绕道。

4 采区煤仓形式

由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用垂直式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。因此，垂直煤仓为圆形断面，自由降落式。

1、支护形式

根据各类巷道的不同用途、服务年限、巷道所在位置的岩性及其稳定性而确定其支护方式。

根据各类巷道的不同用途及服务年限，原有井筒采用砌碹和矿工钢架厢，新掘井筒采用锚喷支护，运输大巷、采区提升上山、采区回风上山及采区溜煤上山采用锚喷支护，绞车硐室、变电所、水泵房硐室等大断面巷道采用砼支护。各巷道断面必须达到设计要求，以满足行人、运输、管线敷设、通风等要求。

5 采区回采和准备巷道断面选型

5.1运输大巷

矿山年产量为120万吨。其服务年限为18.2年，则在沿下煤层M3煤层走向布置煤层底板运输大巷，采用600mm轨距双轨运输，其净宽在3米以上，选用半圆拱形巷道。 1）、确定巷道净断面尺寸 1.1）确定巷道净宽度B

查表2.2知ZK10-600/550电机车宽A1=1060mm、高h=1600mm，YCC1.2（6）矿车宽1050mm、高1200mm。

根据《煤矿安全工程》，取巷道人行宽度c=840mm、非人行道一侧宽a=400mm。查

表2.3知该巷双轨中线距b=1350mm，

则两电机车之间的距离为1350-（1050/2+1050/2）=300mm

故巷道净宽度：B= a1+b+c1=(400+1060/2)+1350+(1060/2+840)=3650mm，取B=3700.

1.2）确定巷道拱高h0

半圆拱形巷道拱高h0= B/2=1850mm。半圆拱半径R=h0=1850mm。 1.3）确定巷道壁高h3

（1）按架线式电机车导电弓子要求确定h3。 由表2.5中半圆拱形巷道壁高公式得： h3≥h4+hc－(Rn)2(Kb1)2

式中 h4——轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全工程》取h4=2000mm；

hc——道床总高度，查表2.9选30kg/m钢轨，再查表2.11得hc=410 mm，

道渣高度hb=220 mm；

n——导电弓子距拱璧安全距离，取n =300 mm；

K——导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359 mm，取K=360mm；

b1——轨道中线与巷道中线距离，b1= B/2-a1=3700 mm/2-930

mm=920mm。

故h3≥2000 mm +410 mm－(1850300)2(360920)2 mm =1536mm （2）按管道装设要求确定h3

h3≥h5+h7+hb－R2(KmD/2b2)2

式中 h5——渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800 mm；

h7——管子悬吊件总高度，取h7=900 mm； m——导电弓子距管子距离

D——压气管法兰盘直径，D=335 mm； b2——轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1

=3700 mm/2-1375 mm=475 mm；

故h3≥1800 mm +900 mm +220 mm－2(360300335/2475)2

mm=1606 mm

（3）按人行高度要求确定

h3≥1800+hb－R2(Rj)2

式中 j——距壁j处的巷道有效高不小于1800 mm ,j100mm，一般取j=200mm。 h31800+200-2(1850200)2=837mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定该巷道壁高h3=1770mm。 该巷道高度

H= h3- hb+h0=1770mm-220mm+1850mm=3400mm。 运输大巷断面图

5.2回风大巷

回风大巷布置在M3煤层底板中，设计为半圆拱断面，净宽2.4m，墙高1.2m，净断面

5.14m2，锚喷支护（锚喷厚度100mm，采用φ16mm锚杆,间距800mm）。

回风大巷断面图1:50

5.3运输石门

石门布置在运输大巷垂直穿层布置至M1、M2煤层，分别在采区下车场附近的运输大巷中开口，巷道设计为半圆拱断面，净宽2.4m，墙高1.4m，净断面5.67m2，锚喷支护（锚喷厚度100mm，采用φ16mm锚杆，锚杆间距800mm）。

石门断面图1:50

5.4采区运输上山和轨道上山断面

运输上山断面图

采区轨道上山断面图

5．5区段回风平巷和区段运输平巷

区段回风平巷和区段运输平巷均采用锚杆支护。详见下面示意图。

区段回风巷道断面示意图

备注：参考资料

1.《煤矿开采学》 徐永圻 主编 中国矿业大学出版社

2.《煤矿矿井采矿设计手册》 上册 煤炭工业出版社

3.《中国采矿设备手册》 下册 王运敏 主编 科学出版社

4.《中国采煤学》 煤炭工业出版社

5.《井巷工程》 宋宏伟 主编 煤炭工业出版社

学号：[1**********]0

太原理工大学

采煤课程设计

学 院： 资源与环境学院 专 业： 采矿工程 班 级： 09煤安1班 学生姓名： 赵卫华 指导教师： 浑宝炬 刘建庄

2011年 3月

目录

第一章 井田概况 .............................................................................................................................3 1．矿井煤层赋存条件 ...................................................................................................................3 2．瓦斯和水文条件 .......................................................................................................................3 3．开拓方式 .....................................................................................................................................4 第二章 井田开拓 .............................................................................................................................4 1 井田准备方式选择的原则 .....................................................................................................4 2 井田准备方式的选择： ..........................................................................................................4 第三章 采煤方法 .............................................................................................................................5 1采煤方法的选择 ...........................................................................................................................5 2采煤工艺 ........................................................................................................................................5 3、工作面设备选型与配套 ..........................................................................................................6 4.工作面回采工艺 ...........................................................................................................................8 5.工作面劳动组织 ...........................................................................................................................8 6、确定采区内工作面数目及接替顺序 ...................................................................................9 第四章 井底车场 .............................................................................................................................. 10 1 选择井底车场形式的原则 ...................................................................................................... 10 2设计依据 ...................................................................................................................................... 10 3井底车场线路布置 .................................................................................................................... 11 4存车线长度的计算 .................................................................................................................... 12 5井底车场线路的坡度及闭合计算 ......................................................................................... 13 6 、通过能力计算 ........................................................................................................................ 13 五章 采区的井巷布置 .................................................................................................................. 16 1 采区多煤层联合准备方式 ...................................................................................................... 16 2煤层群区段集中平巷的布置 .................................................................................................. 17 3采区车场布置 ............................................................................................................................. 18 4 采区煤仓形式 ............................................................................................................................ 18 5 采区回采和准备巷道断面选型............................................................................................. 18 备注：参考资料 ....................................................................................................................................... 23

第一章 井田概况

1．矿井煤层赋存条件

拟设计矿井井田可采煤层总计3层，煤层倾角20°，根据煤层埋藏深度自上而下分别为Ml、M2和M3煤层， 煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。设计采（带）区走向东西，长度3000m，倾斜长度900m，采（带）区内各煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，M1煤层属简单结构煤层，普氏系数f=2，M2和M3煤层属中硬煤层。

设计矿井生产能力为120万t/a，生产布局为一井一面高产高效格局。

设计采（带）区综合柱状图

2．瓦斯和水文条件

矿井相对瓦斯涌出量较8.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为26.50m3/min，有自然发火

倾向性（发火期为1a）。

开采水平正常涌水量为118.8m3/h，最大涌水量为142.6m3/h。

3．开拓方式

矿井采用立井开拓，通风方式为中央分列机械抽出式通风，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升，井下大巷煤炭采用3t底卸式矿车运煤，辅助运输为1.5t固定式矿车，10t架线式电机车牵引，矸石量占矿井产量的5％，掘进煤量占10％。

第二章 井田开拓

1 井田准备方式选择的原则

准备方式是否适当，直接关系到工作面和矿井的生产效率，正确合理的准备方式应遵循以下几个原则：

1）有利于矿井合理集中生产，使采准巷道系统有合理的生产能力和增产潜力； 2）保证具备完善的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造条件；

3）力求在技术和经济上合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进及维护工程量，减少设备占用台数和生产费用，便于采掘衔接；

4）煤炭损失少，有利于提高采出率； 5）安全生产条件好符合《煤矿安全规程》。

2 井田准备方式的选择：

除近水平煤层以外，井田一般按一定标高划分成若干个阶段。阶段内可有采区式、盘曲式以及带区式三种准备方式。目前，我国大多数采用采区式准备，即在阶段内沿走向划分成若干个生产系统相互独立的采区；倾角在12以下的煤层也可不划分采区，采用在大巷两侧直接布置工作面的带区式准备。

当煤层倾角较小时（一般小于16）时，可利用开采水平大巷来分别开采上、下山采区。开采水平标高以下的采区称下山采区，采区内布置采区下山等准备巷道，采用的煤通过下山由下往上运至开采水平反之则为上山采区。当煤层倾角较大时，采用下山开采，掘进、运输、通风、排水等困难较大，一般只开采上山采区。

根据煤层赋存条件即相关地质资料可选择上山采区式准备方式。

由于3个煤层间距较小（5-15m），走向长度3000m，倾斜长度900m，符合集中开采的条件。故采用联合准备方式。其特点有：

1）生产集中，采面回采数目多，有利于炮采和普采采区提高产量；

2）改善了巷道维护条件，维护费少；

3）改善了运输条件，简化了运输系统，利于发挥设备效能； 4）采出率高，煤损少；

5）岩巷工程量大，初期工程量大，准备时间长。

综上所述，设计采用上山采区集中上山联合准备方式，采区式准备采用采区多煤层联合准备方式。

第三章 采煤方法

1采煤方法的选择

1.1采煤方法的选择原则

采煤方法必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。 1.2影响采煤方法选择的主要因素

1）煤层倾角； 2）煤层厚度；

3）煤层的地质构造情况； 4）煤层及围岩特征；

5）煤层的含水性，瓦斯涌出量及煤的自燃情况。 1.3采煤方法的选择

本矿井煤层有自燃发火倾向性（1a），煤尘无爆炸性危险，煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层，M1煤层构造简单，矿井相对瓦斯涌出量较8.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为26.50m3/min，属低瓦斯矿井。

走向长壁采煤法适用于缓倾斜煤层，在我国适用广泛，积累了大量的经验，技术比较成熟，而且具有布置简单，管理方便等优点。根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定采用走向长壁采煤法。

2采煤工艺

2.1工艺选择

本矿井煤层倾角为20°，属于缓倾斜煤层，第一煤层厚度为6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全厚放顶煤工艺。 2.2、工作面走向推进长度

对于综放工作面，为了延长工作面寿命，减少搬家次数，应尽量加大工作面的推进长度，加大推进长度有力于高产高效综放工作面的能力发挥和降低成本。国内其它矿区的高产综放工作面一般都在1000m以上。根据移交采区的布置，首采工作面的

走向长度为1500m。

2.3、工作面割煤高度与放煤高度

工作面割煤高度除应满足通风行人的要求外，还应考虑设备投入和机道上方顶煤和煤壁的稳定性，采高越大，煤壁越高易发生片帮，同时支架的高度增加初期投入大。综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为2.4m。首采煤层工作面厚度为6.9m，则放顶煤高度为4.5m，采放比为1：1.875。 2.4、采煤机截深与放煤步距

根据放顶煤工作面的实际统计，也可用下面经验公式估算放煤步距： d=(0.15~~0.2)h d------放煤步距；h--------放煤高度

采煤机截深为0.6m时，为提高资源回收率并降低混矸率，采用2刀1放循环作业方式，则放煤步距为1.2 m。 2.5、工作面设计生产能力

采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算：

A0= L采×V0×m×γ×C

式中：A0 ———— 工作面生产能力，万t/a ； L采———— 工作面长度；150m； V0———— 工作面推进度.综采面年推进度可达 1000—2000m，取1300m；

m——煤层厚度，6.9m； γ——煤容重，1.30t /m；

C——工作面采出率，一般为0.93～0.97，取0.93。 A0= L采×V0×m×γ×C =150×1080×6.9×1.3×0.93=135.2万t/a

工作面最大年生产能力，按年300d计算，日完成3个生产循环，则矿井工作面年产量可达135.2Wt，可以保证矿井一期120Wt/a的生产能力。

3

3、工作面设备选型与配套

3.1、工作面设备选型基本要求

（1）适应第一煤层的地质条件；

（2）单面年生产能力达到120Wt及以上；

（3）装备水平达到国内先进，设备实现智能化管理； 3.2、设备选型

（1）架型选择 ① 放顶煤支架

根据综放支架选型原则与当今我国综放开采液压支架发展现状，并结合6号煤层的开采条件，采用双输送机大插板式低位放顶煤支架。这种支架又可分为正四连杆和反四连杆放顶煤支架。设计采用正四连杆双输送机大插板式低位放顶煤支架。将工作面基本支架确定为ZFSB4200/18/28型低位放顶煤液压支架，工作阻力4200KN。

② 工作面过渡支架

由于综放工作面前、后部输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求。为此，在综放工作面上、下两端的机头、机尾处分别布置2组过渡支架。过渡支架支护强度与工作面中部基本支架相同，可选择。ZFSG4800/17/28过渡支架型，工作阻力4800KN。

(2) 采煤机

经计算，采煤机选用MG-360/B型采煤机，截深800mm。 （3）工作面输送机

工作面前后部输送机采用平行布置方式。 ① 前部输送机能力核算

按照输送机应满足的采煤机的生产能力并以其配套，可选用SGZ-764/264型刮板输送机，装机功率为2×132kW（双速）.

② 后部输送机能力核算

要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业，按照输送机应满足的后部放煤能力要求，并考虑到割煤和放煤步距为0.8m，及前后输送机同一型号便于设备管理等因素，则选用与前部输送机同型号SGZ-764/264型刮板输送机，装机功率为2×315kW（双速）。

（4）转载机

按照转载机的运输能力要求，可选用SGW-150型箱式刮板转载机，装机功率

为315kW（双速）。 （5）胶带输送机

根据工作面生产能力，选用SSJ-1200/2×200型胶带输送机，功率为2×200kW （6）乳化液泵及喷雾泵站

采用WRB200/31.5乳化液泵及RS200泵箱，两泵一箱。

4.工作面回采工艺

工作面采煤机截深0.6m,双向割煤，一刀一放循环作业，放煤步距1.2m,割煤与放煤平行作业。

5.工作面劳动组织

工作面采用“三八”作业制，三采三准。放煤步距为“一采一放”工作 面作业循环图见下图

工作面劳动组织表

6、确定采区内工作面数目及接替顺序

采煤工作面参数：采煤工作面设计为综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺，采煤方法为走向长壁采煤法，煤层倾角平均为20°。工作面长度初选为150m，上、下平巷留设8m煤柱，工作面煤厚平均6.9m，煤层容重1.30t/m3；

由于采区生产能力为120万t/a,且初步概算工作面生产能力为135.2万t,对于M1煤层布置一个工作面便可满足生产要求。而对于M2，M3煤层可采取综合机械化采煤工艺，两个工作面同时回采，以满足生产要求。具体回采顺序如：表1.1所示：

M1煤层开采顺序：10101→10102→10103→10104→10105→10106→10107→10108→1019→10110

M2煤层开采顺序：（10201，10202）→（10203，10204）→（10205，10206）→（10207，10208）→（10209，10210）

M3煤层开采顺序：（10301，10302）→（10302，10303）→（10305，10306）→（10307，10308）→（10309，10310）

说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。

综上所述，同一煤层的开采顺序在倾斜方向由上往下开采，采区的开采顺序为前进式，区内工作面的开采方式为后退式。

第四章 井底车场

1 选择井底车场形式的原则

井底车场必须满足下列要求“

(1) 车场的通过能力，应比矿井生产能力有30﹪以上的富余系数，有增产的可能性；

(2) 调车简单。管理方便，弯道及交叉点少； (3) 操作安全，符合有关规程、规范要求；

(4) 井巷工程量小、建设投资省、便于维护、生产成本低；

(5) 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，缩短建设时间。

2设计依据

（1） 矿井设计能力120Mt/a；，年工作日300d，两班生产，一班准备，每日净提升时间16h。

（2）立井开拓，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升；

（3）大巷煤炭采用3t底卸式矿车运煤，每列车由20辆矿车组成，由两台10t架线式电机车一前一后牵引。辅助运输和掘进煤采用1.5t固定式矿车，煤矸列车由18辆矿车租车，一台10t架线式电机车牵引； （4）矸石量占矿井产量的5％，掘进煤量占10％

（5）该矿井属于低瓦斯矿井，采用中央分列机械抽出式通风。 主要参数的确定

车场形式初步确定为立式环形，矿车经石门进入井底车场

3井底车场线路布置

3.1. 单开道岔非平行线路连接 选用DK62451513

参数如下：a3258mm，b4142mm，112516,R20000mm，45.

Kp11731mmn8884mm，H6282mm，T6034mm，查表可得： m11218mm，。 选用DK62441216

参数如下：a3496mm，b3404mm，1415,R20000mm，60

Kp15970mmm13292mm，n11804mm，H10223mm，T8438mm，查表可得：。 3.2. 单开道岔平行线路联结

选用DK62451516,

参数如下： a3258mm，b4142mm， 112516,R20000mm，S1600mm。 查表可得： L13178mm，c1938mm，n6068mm，D11703mm 3.3．渡线道岔线路联接

选用 DX62441216

参数如下：1415,a3496mm,b3404mm,S1600mm，60。 查表可得：c1700mm, L13292mm 3.4．对称道岔线路连接

选用DC930420

参数如下：140210，a2300mm,b4858mm,L7122mm。 存车线有效长度的确定

确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：

（1）大中型矿井的主井空、重车线长度各为1.5～2.0列车长；

（2）副井空、重车线长度， 大中型矿井按1.0～1.5列车长； （3）材料车线长度，大中型矿井应能容纳15～20个材料车； （4）调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。

4存车线长度的计算

(1) 主井空、重车线，副井进、出车线

L=mnLk+NLj+Lf （4-5-1）

式中 m——列车数目,1.5列； n——每列车的矿车数，20辆；

Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； N——机车数,2台；

Lj——每台机车的长数，4.5m；

Lf——附加长度，取10m。

经过计算，得L=1.5×20×3.45+2×4.5+10=122.5m ，取124m （2）副井进、出车线

L=mnLk+NLj+Lf 式中 m——列车数目,1.0列； n——每列车的矿车数，19辆；

Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，3.45m； N——机车数,2台；

Lj——每台机车的长数，4.5m；

Lf——附加长度，取10m。

经过计算，得L=1.0×19×3.45+1×4.5+10=80.1m ，取85m

(3) 材料车线有效长度

L=ncLc+nsLs 式中 nc——材料车数，10辆；

Lc——每辆材料车带缓冲器的长度，2.4m； ns——设备车数，台；1

Ls——每辆设备车带缓冲器的长度，2.5m；

L=10×2.4+1×2.5=26.5m

4-5-1）

4-5-2）

（（

取材料车线长30m。

根据副井出车线布置要求A点距副井110m。副井出车线轨道中线至主井空车线轨道中线间距离为B点与主井中线间距离为161.3m

5井底车场线路的坡度及闭合计算

井底车场线路的坡度按表5—4—1选取（《采矿工程设计手册中》），具体数值见下表：

线路坡度闭合计算

副井进车线高差 + 副井出车线高差 + 回车线高差 = 0.235

主井环线高差 = - 0.348

6 、通过能力计算

6.1.调车作业程序及时间

3吨底卸式煤列车调车作业程序及时间

区段

运行状况

运行距离 （m）

92 161.3 124 330 92

运行速度

（m/s） 2.0 2.0 2.0 1.5 2.0

运行时间 （s）

46 81 60 62 220 46 515

Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ

机车牵引列车至2#道岔

牵引列车 列车过卸载坑 牵引空车至道岔1# 机车牵引空车运行 机车牵引列车运行

总计

1.5吨煤矸混合列车调车作业程序及时间 区段 运行状况 运行距离 运行速度

Ⅰ 机车牵引列车至2#岔道92 2.0

停车 挂钩、启动 单机过2#道岔

Ⅱ Ⅳ

单机换向运行至③ 单机运行换向 单机过1#道岔

Ⅰ

单机运行

挂钩、启动 机车顶列车运行 机车换向

机车牵引矸石车运行

Ⅱ

机车牵引矸石车运行 摘钩换向启动 单机运行 机车换向 单机运行 单机运行 挂钩，换向启动

运行时间

46

20 11 9 46 11 10 20 61 10 32 22 20 21 10 10 110 20

17 17 92 17 10 92 48 32 41 19 220

1.5 2.0 2.0 1.5 1.0 1.5 1.5 1.5 2.0 2.0 2.0

Ⅲ

Ⅱ Ⅳ

机车牵引空列车运行 机车牵引空列车运行 合计

72 92

2.0 2.0

36 46 691

6.2.调度图表

每一调度循环进入井底车场的列车数比可用两种方法计算： 1）按运量和净载重计算：

矿井工作面日产原煤3744t； 掘进煤占矿井产量10%，日产掘进煤为

3744÷8.5=440t；矸石占产量的5%,为220t 。3t底卸式矿车列车数为3744/（3×20）=63列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例（(5%)/(10%)=1/2），确定1.5吨煤矸石混合列车由4辆矸石与15辆煤车组成，每列矸石车与煤车载重之比为（2.7×4）/（1.3×15）=0.55，故符合要求，每日混合列车数为（220+440）/（2.7×4+1.3×15）=22（列）。每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1.5吨混合列车数之比为63/22 ≈3/1

2）按运量比和净载重计算：

0.85

0.050.10

列车数比=151.342.7≈3/1

每一调度循环时间=2.88+2.90+2.90+15.00=23.68；列车进入井底车场的平均时间隔时间为23.68/4=5.92；列车在井底车场平均运行时间=（3×515+691）/4=559s≈10min 6.3. 核算通过能力

当采用电机车运输时，井底车场通过能力可按下式计算：

Gg=

nG3001660

1.15tag1K

式中，Gg—井底车场的通过能力； n—每一列车的矿车数，20辆； G—每辆矿车的实际载重量，2.50t； 330—年工作日数；

16—每日工作小时数； 60—每小时分钟数；

1.15—运输不均衡系数；

K—矿井矸石系数，一般情况可取煤产量的1025%（以车计）。 tag—列车进入井底车场的平均时间间隔，根据运行图表确定，取其平

均值；tag按下式求出： n=20，G=2.5，K=0.15

所以 Gg=

nG3001660

1.15tag1K

2.5203001660

=1.155.9210.15t

≈183.9mt/a

故有，通过能力富裕系数=183.9/120=1.53，满足规范要求。

井底线路布置见附图

五章 采区的井巷布置

1 采区多煤层联合准备方式

根据煤层赋存条件可知：采区工业储量 由公式Zg=H*S*(m1+m3)*r

式中 Zg----- 采区工业储量，万t H------ 采区倾斜长度，900m S------- 采区走向长度，3000m r-------- 煤的容重 ，1.30t/m

mi------ 第i层煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m Zg=900*3000*12.1*1.3 =4247.1(万t)

设计可采储量

设计可采储量 Zk=（Zg-p）*C

3

式中：Zk------ 设计可采储量,,万t

Zg------ 工业储量,万t p-------- 永久煤柱损失,万t

C--------- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄

煤层85%。 说明：p可取其为工业储量的10%来计算，即p=10%*Zg Zk=（4247.1-4247.1*10﹪）*80﹪=3057.91 万t 则采区服务年限

由 T= Zk/（A*k）

式中： T——— 采区服务年限，a; A—— 采区生产能力，120万t； Zk—— 设计可采储量，3057.91万t K—— 储量备用系数，取1.4 T=3057.91 /(120*1.4) = 18.2 a

本矿井为低瓦斯矿井，煤层间距小且上山服务年限长，可选择在煤层底板岩层中布置两条岩石上山，一为运输上山，一为轨道上山。

2煤层群区段集中平巷的布置

煤层群区段集中平巷的布置方式大致有：机轨分煤岩巷布置、机轨双岩巷布置、机轨合一巷布置、机轨双煤巷布置。

采区煤层间距小，采用机轨双煤巷布置时受采动影响大且受多次采动影响，加以集中平巷的服务年限较长，维护工程量大。采用双岩巷布置时巷道压力小维护费用低，能长期处于良好状态，但岩石巷道掘进工程量大掘进费用高。煤岩巷布置比双岩巷布置少掘一条岩石平巷，掘进速度快，轨道集中平巷沿煤层超前掘进，可以探明煤层的变化情况，为绝境岩石运输集中平巷时取直定向创造了条件，在下区段投产时，还可以利用轨道集中平巷回风。综合以上因素，并考虑到煤层煤质中硬、围岩稳定、地质构造简单，选用机轨分煤岩巷布置。区段集中巷与超前平巷间的联系方式采用石门联系

3采区车场布置

根据采区条件，采区上部车场采用逆向平车场，这种车场摘挂钩方便安全，由于这种车场车辆需反向运行，故调车时间较长，运量较小，因此，车场采用双轨线路布置，以增大运输量。

采区中部车场多为甩车场，故此处选用单侧甩车场，这种车场优点是甩车时间短，操作劳动强度小，车场能自溜，提升能力大，缺点是矿车易掉道，甩车处易磨钢丝绳，工程量大。

采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，集合本矿实际情况，本着工程量省，调车方便的原则，采区下部车场形式为卧式车场，底板绕道。

4 采区煤仓形式

由于本采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不会受到限制，所以煤仓形式采用垂直式。由于圆形断面利用率高，不易形成死角，便于维护，施工方便，施工速度快。因此，垂直煤仓为圆形断面，自由降落式。

1、支护形式

根据各类巷道的不同用途、服务年限、巷道所在位置的岩性及其稳定性而确定其支护方式。

根据各类巷道的不同用途及服务年限，原有井筒采用砌碹和矿工钢架厢，新掘井筒采用锚喷支护，运输大巷、采区提升上山、采区回风上山及采区溜煤上山采用锚喷支护，绞车硐室、变电所、水泵房硐室等大断面巷道采用砼支护。各巷道断面必须达到设计要求，以满足行人、运输、管线敷设、通风等要求。

5 采区回采和准备巷道断面选型

5.1运输大巷

矿山年产量为120万吨。其服务年限为18.2年，则在沿下煤层M3煤层走向布置煤层底板运输大巷，采用600mm轨距双轨运输，其净宽在3米以上，选用半圆拱形巷道。 1）、确定巷道净断面尺寸 1.1）确定巷道净宽度B

查表2.2知ZK10-600/550电机车宽A1=1060mm、高h=1600mm，YCC1.2（6）矿车宽1050mm、高1200mm。

根据《煤矿安全工程》，取巷道人行宽度c=840mm、非人行道一侧宽a=400mm。查

表2.3知该巷双轨中线距b=1350mm，

则两电机车之间的距离为1350-（1050/2+1050/2）=300mm

故巷道净宽度：B= a1+b+c1=(400+1060/2)+1350+(1060/2+840)=3650mm，取B=3700.

1.2）确定巷道拱高h0

半圆拱形巷道拱高h0= B/2=1850mm。半圆拱半径R=h0=1850mm。 1.3）确定巷道壁高h3

（1）按架线式电机车导电弓子要求确定h3。 由表2.5中半圆拱形巷道壁高公式得： h3≥h4+hc－(Rn)2(Kb1)2

式中 h4——轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全工程》取h4=2000mm；

hc——道床总高度，查表2.9选30kg/m钢轨，再查表2.11得hc=410 mm，

道渣高度hb=220 mm；

n——导电弓子距拱璧安全距离，取n =300 mm；

K——导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359 mm，取K=360mm；

b1——轨道中线与巷道中线距离，b1= B/2-a1=3700 mm/2-930

mm=920mm。

故h3≥2000 mm +410 mm－(1850300)2(360920)2 mm =1536mm （2）按管道装设要求确定h3

h3≥h5+h7+hb－R2(KmD/2b2)2

式中 h5——渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800 mm；

h7——管子悬吊件总高度，取h7=900 mm； m——导电弓子距管子距离

D——压气管法兰盘直径，D=335 mm； b2——轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1

=3700 mm/2-1375 mm=475 mm；

故h3≥1800 mm +900 mm +220 mm－2(360300335/2475)2

mm=1606 mm

（3）按人行高度要求确定

h3≥1800+hb－R2(Rj)2

式中 j——距壁j处的巷道有效高不小于1800 mm ,j100mm，一般取j=200mm。 h31800+200-2(1850200)2=837mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定该巷道壁高h3=1770mm。 该巷道高度

H= h3- hb+h0=1770mm-220mm+1850mm=3400mm。 运输大巷断面图

5.2回风大巷

回风大巷布置在M3煤层底板中，设计为半圆拱断面，净宽2.4m，墙高1.2m，净断面

5.14m2，锚喷支护（锚喷厚度100mm，采用φ16mm锚杆,间距800mm）。

回风大巷断面图1:50

5.3运输石门

石门布置在运输大巷垂直穿层布置至M1、M2煤层，分别在采区下车场附近的运输大巷中开口，巷道设计为半圆拱断面，净宽2.4m，墙高1.4m，净断面5.67m2，锚喷支护（锚喷厚度100mm，采用φ16mm锚杆，锚杆间距800mm）。

石门断面图1:50

5.4采区运输上山和轨道上山断面

运输上山断面图

采区轨道上山断面图

5．5区段回风平巷和区段运输平巷

区段回风平巷和区段运输平巷均采用锚杆支护。详见下面示意图。

区段回风巷道断面示意图

备注：参考资料

1.《煤矿开采学》 徐永圻 主编 中国矿业大学出版社

2.《煤矿矿井采矿设计手册》 上册 煤炭工业出版社

3.《中国采矿设备手册》 下册 王运敏 主编 科学出版社

4.《中国采煤学》 煤炭工业出版社

5.《井巷工程》 宋宏伟 主编 煤炭工业出版社