《采矿学》课程设计说明书.doc

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1、目录前言 第一章 矿井概况及井田地质特征 1.1 矿井概况 1.2 井田地质特征 1.3 煤层特征 第二章 采区、带边界及储量2.1 采区边界2.2 工业储量2.3 可采储量 第三章 采区、带区巷道布置 3.1 采区煤层地质特性3.2 采区巷道布置及生产系统3.3 采区车场形式选择3.4 采区采掘接替计划第四章 采煤方法结束语 参考文献 前 言 采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环，它是继我们学过井巷工程、采矿学、爆破工程等课程，以及通过生产实习之后进行的，其目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使之系统化，培养我们运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的基本技能，为

2、毕业设计奠定基础。 依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。 煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的不同有很大差异。开采方式不对会造成煤炭的极大浪费，甚至会造成伤亡事故的发生。在21世纪，能源极为重要的时代，要适应蓬勃发展的社会经济，就必须优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展策略，而合理的开采设计则能有效减少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建设对能源的需求。 设计中要求严格遵守和认真贯彻煤炭工业设计政策、煤矿安全规程、煤矿工业矿井设计规范以及国家制定的其它有关煤炭工业

3、的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。第一章 矿井概况及井田地质特征1.1矿井概况 1.1.1 井田位置、范围和交通位置郭二庄煤矿位于河北省邯郸武安市北部，以高村为中心，南距武安市约5km。邯郸-长治公路横跨矿区南端，邢台-都党公路纵贯矿区东缘。煤矿运煤专用线在上泉车站与褡午环形铁路接轨，交通十分便利（见图1-1）。井田范围：北以第1地质剖面与郭二庄矿为界；南以第13地质剖面与上泉勘探区为界；西部以井田F4断层与地方煤矿为界；东部以F22断层及-550m水平切割各煤层为

4、边界，地理坐标：北纬364010364347，东径11347091134832。井田南北长约6km，东西约1.5km，呈南北近似长条状。图11 矿井交通位置图1.1.2 地形、地貌矿区位于太行山东麓山前丘陵地带，武安盆地的西部，属山间平原地貌，地形微向东倾斜。北洺河东西向横穿矿区中部，地势北高南低，河北岸往北呈阶地式增高，最高标高达355.77m，河床及其以南地势低缓，最低标高为246.86m，最大高差108.91m。矿区范围内全为新生界近代和下更新统松散沉积物所覆盖。除现代河谷和黄土分布的低平地带外，余者均为下更新统的冰碛泥砾和冰水沉积的灰绿、灰白夹褐红色粘土。在卵石表面可见到擦痕和压坑，卵

5、石大小不一，大者直径可达0.8m，由红色粘土及砂充填。1.1.4 矿区经济情况郭二庄煤矿位于武安市境内。武安市位于邯郸市西北，太行山东麓，西北与山西省交界。面积1806平方公里，城区面积16.5平方公里。现辖22个乡镇、502个行政村，人口69.1万。1988年设武安市，撤销武安县，以原武安县行政区域为武安市行政区域。为省属县级市，由邯郸市代管，素有“太行明珠”之称。2005年，武安市完成生产总值235亿元，财政总收入达到30.24亿元，其中县级财政收入达到9.58亿元。综合经济实力在2003年再进全省“十强”，2004年晋位全省“三强”、并跨入全国“百强”。武安市矿藏丰富，以煤、铁为主，还有

6、铝矾土、硫磺、云母、石棉、石膏、石英、钨等共20余种。矿区内农业耕地多为旱地，耕地较少，地方采矿、洗选、冶炼工业是当地农民的重要经济来源。主要农作物有小麦、玉米等，经济作物有棉花、大豆、花生等，矿藏以煤、铁、石材为主。主要工业有煤炭、钢铁、冶炼、化工、水泥和电力。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造 郭二庄井田基本构造形态为一单斜构造，以断裂构造为主，褶曲次之。此外，尚有岩浆岩的侵入。断裂方向以北北东及北东向最为发育，以高角度正断层为主，将矿区切割成若干小型的地垒、地堑和断块。区内伴有宽缓的褶曲及岩浆岩侵入，地质构造复杂程度属中等类型。地层在第10地质剖面线以北近南北走向，倾向东。第1

7、0地质剖面线以南走向转为北东，倾向南东。地层倾角1230，一般1220。1）褶曲在南部沿11线有较明显的向斜，轴向约北70西。其次，在F4以西的浅部地段第10及4地质剖面线附近也具有短轴向斜的特征。2）断层郭二庄井田内已发现大小断层共119条。其中落差20m的大中型断层19条；落差203m的中小型断层32条；落差3m的小型断层68条（表31）。中小型断层均为在2#煤层开采过程中所揭露。断层性质均为高角度正断层，断层倾角一般为6070。断层走向主要为北北东北东向。总观全区，南部断层多落差大，加之岩浆岩发育，使构造趋向复杂化。现将区内的主要断层分述如下表1-1 郭二庄井田断层数目统计表断层类型落

8、差（m）数 目条 数所占比例（%）大中型断层20191916.0中小型断层（320m）201083226.9105133511小型断层3m686857.1合计1191191001.2.2 水文地质郭二庄矿区为一单斜构造，本矿区可划分为两个不同的水文地质块段。位于F4断层以西地段，构造复杂，岩溶裂隙发育，煤层赋存浅，覆盖层薄，地表有北洺河河道穿过，因此水文地质条件复杂。而位于F4断层以东地段，煤层埋藏深，覆盖层厚，水文地质条件相对简单。本区开采上部煤层时，水文地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件简单偏中等的矿床；如果开采下三层煤，则为以裂隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床。1、含水层本

9、区含水层自上而下依次为：第四系砂砾石及砂层、二叠系石盒子组（三段、一、二段）砂岩，山西组大煤顶板砂岩、太原组野青灰岩、伏青灰岩、大青灰岩、奥陶系灰岩，共计7个含水层。其中，大煤顶板砂岩、伏青灰岩、大青灰岩及奥灰为煤层开采时的主要充水含水层，含水层特征（见表5-6）。2、隔水层在各含水层之间，普遍赋存有良好的相对隔水层（以下称隔水层）。矿区东部覆盖层下段普遍分布1570m厚的土类（粘土、砂质粘土、砂土）隔水层，层位较稳定，连续性较好，可阻挡地表水及潜水向下渗漏。1.3 煤层特征1.3.1煤层本区含煤地层包括本溪组、太原组和山西组。含煤地层总厚度200240m，一般220m左右。含煤16层，煤层总

10、厚度约14.34m，含煤系数6.5。含煤地层由于标志层较多，层间距比较稳定，测井曲线特征明显，煤层易于对比。可采与部分可采煤层有：1、2、4、6、7、8、9等7层，煤层总厚度13.85m，可采煤层含煤系数5.2，2、6、9等3层为主要可采煤层，总厚度13m。现将各煤层分述如下： 表13 郭二庄井田可采煤层一览表 编号煤层名称统计点数厚度最小-最大平 均煤层间距（m）可采系数变异系数稳定性煤层结构煤 层 情 况1小煤510-1.180.6315-202037极不稳定简单无岩浆岩干扰,只19线以南个别点受到岩浆岩影响,煤层局部可采2大煤510.55-5.963.64369433较稳定较简单19线以

11、南有岩浆岩干扰，北部基本无岩浆岩影响。煤层稳定。4野青煤540-0.970.66281728极不稳定简单层位稳定，局部可采。岩浆岩干扰较弱。6山青煤500-1.860.92187432不稳定简单煤层厚度稳定，只少数点构造影响不可采，岩浆岩影响不大，只北部云65、云34分别为顶底板7小青煤370-1.390.82305142极不稳定较简单局部可采，岩浆岩对本煤层稍有影响8大青煤120-4.6714758381极不稳定简单因岩浆岩干扰破坏严重，局部缺失和厚度变薄而不可采或被吞蚀9下架煤81.34-4.913.3010033较稳定较复杂因岩浆岩干扰破坏严重，局部缺失和厚度变薄而不可采或被吞蚀1.3.

12、2 煤质按照我国现行的煤炭分类标准中国煤炭分类国家标准，结合本矿区煤样的化验资料分析确定，本区煤类以高变质无烟煤为主，部分为天然焦。其中，1、2、4、6、7等五层煤主要是无烟煤，仅个别小块段因与岩浆岩接触演变为天然焦。太原组底部的8、9两层煤，因广泛受到岩浆侵入的影响，部分为天然焦。表16 各煤层主要煤质特征一览表 编号Wad(%)Ad(%)Vdaf(%)Cdaf(%)Hdaf(%)Ndaf(%)Sd(%)Pd(%)Qg.d(MJ/Kg)11.44-4.423.13(9)10.80-32.4919.86(9)2.78-7.225.29(9)92.63-94.2793.28(4)2.30-2.8

13、82.62(4)0.83-0.980.94(4)0.14-0.780.59(7)0.011(1)23.148-28.19725.973(3)21.43-5.043.28(21)11.85-38.2719.55(21)2.46-9.315.64(21)91.26-96.1394.09(8)1.40-2.822.26(8)0.72-1.421.16(8)0.28-1.970.60(18)2.004-0.0380.016(3)21.651-31.91427.931(14)41.93-4.043.47(8)14.69-24.9619.78(8)2.28-8.145.23(7)91.09-94.8992

14、.99(2)1.43-2.251.84(2)0.89-1.271.08(2)1.95-4.923.00(6)25.018-28.53727.037(4)62.34-5.113.81(7)10.86-35.6619.66(6)3.432-8.195.75(6)92.76-93.0492.90(3)1.39-2.241.91(3)0.63-0.930.79(3)2.39-2.842.59(5)0.007(1)25.284-29.67028.195(3)71.87-8.173.09(11)11.74-38.6325.07(10)2.23-10.075.16(10)93.15-93.7993.55(3

15、)1.39-2.051.79(3)0.51-0.990.79(4)1.20-8.433.09(9)0.017-0.0650.041(2)22.036-30.08125.179(7)80.56-7.092.61(142.33-29.2813.66(13)1.83-8.014.76(13)92.49-96.4194.67(8)0.68-2.371.26(8)0.53-0.950.67(9)0.72-3.901.68(13)0.002-0.0060.003(5)22.521-32.51928.292(12)90.87-4.862.41(9)4.41-35.6522.82(9)1.02-7.234.4

16、9(8)93.46-95.6294.68(5)0.90-2.051.15(5)0.44-1.020.70(7)0.88-3.582.05(7)0.006-0.0170.011(3)22.298-31.88626.628(7)1.3.4 瓦斯郭二庄矿从建井到投产以来，从未发生过瓦斯突出事故，矿井瓦斯在涌出形式上，均表现为普通涌出。根据河北省煤矿安全生产监督管理办公室文件关于邯郸矿业集团公司2005年度矿井瓦斯等级鉴定的批复冀煤安办200618号文，邯郸矿业集团郭二庄煤矿的瓦斯鉴定结果：矿井瓦斯绝对涌出量4.20m/min，相对涌出量1.34 m/t。鉴定结果为低瓦斯矿井。表1-8 煤层瓦斯成分及

17、含量表 项 目煤 层瓦斯成分两极值/平均(点数)瓦斯含量ml/g两极值/平均(点数)CH4CO2N2及其它CH4CO2N2及其它20.0067.6027.24（6）0.0312.253.68（6）31.8599.9469.150.002.4930.693（6）0.0000.2060.08（6）1.0883.7032.593（6）本区各煤层瓦斯含量不高，但由邻区和本井田生产资料来看，局部利于瓦斯储存的地段（如背斜轴部）瓦斯可达二级，郭二庄煤矿和贺庄煤矿均为一级瓦斯矿，但局部地段可达二级。另外，本区大部分地段有岩浆侵入，使煤层变质程度普遍增高，煤层有产生气体的条件，某些地段如果赋存条件良好，瓦斯含

18、量可能会相对聚集，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。1.3.5 煤尘及煤的自燃依据煤炭科学研究总院抚顺分院对郭二庄矿2煤煤尘爆炸性鉴定报告，煤样水份Wf4.70%，灰份Af 7.08，挥发份Vf4.70，Vr 5.35，无火焰长度，鉴定结果为煤尘无爆炸性。根据河北煤田地质研究所对矿井2号煤层煤尘爆炸性煤样鉴定报告，矿井2号煤煤样水分0.83，干基灰分17.87，干基无灰基挥发分5.90，无火焰长度，鉴定结果为煤尘无爆炸性。邻近章村井田、陶一煤矿、云驾岭煤矿等生产矿井开采上组煤均未发生过煤尘爆炸，但郭二庄煤矿下组煤补充勘探报告试验资料表明下组煤有煤尘爆炸性。郭二庄深

19、部扩大区勘探试验结果表明6、8、9煤均无煤尘爆炸性，但采样数量较少，结论有一定的片面性。依据煤炭科学研究总院抚顺分院对郭二庄煤矿2煤自燃倾向煤样鉴定报告，自燃倾向等级为三类，不易自燃。2 采区、带边界及储量2.1 采区边界 井田范围内沿走向长3500m,倾向长2000m，采区西以南一采区为边界，北以北二采区为边界，井田面积为7km2，2.2 工业储量矿井储量1、矿井工业储量 矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质堪探煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前即可供的可列入平衡表内的储量。 矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般即列入平衡表面的A+B+C级储量，不包括作为D级储量的

20、远景储量。计算方式如下：m2 .m6 为可采煤层M=hA 式中 h 煤层厚度，m; A 煤层面积，m2; 煤层容重，t/m3(1) m2 煤层矿井工业储量为M2= h2A2 = 3.540.71071.35 =3.3107t =3300(万吨)(2) m6 煤层的矿井工业储量为M6= h6A6 = 80.71071.35 =7.56107 t =7560(万吨)总储量M=M1+M2=9380(万吨)2、矿井设计储量 矿井设计储量是指矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物，建筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。 井田境界煤柱损失，可按设计矿井一侧

21、，按20m留设，由于存在10m厚的风化带，采区边界留10m的保护煤柱。ZC=MP式中ZC 矿井设计储量， 万吨M 工业储量P 永久煤柱损失量对m1煤层：井田境界煤柱损失p1=3.5430001.35202+3.541.35(260040) 202=105(万吨)对m2煤层：井田境界煤柱损失p2=830001.35202+81.35(260040) 202=237.6(万吨)井田境界煤柱损失p=105+237.6=342.6(万吨)矿井设计储量 ZC2=M2P=2557.4(万吨) ZC6=M6P=6137.4(万吨) ZC=Z2+Z6=8694.8(万吨)3、矿井设计可采储量矿井设计可采储量是

22、矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱量后乘以采区采出率的储量。 工业场地保护煤柱的计算表1-2 矿井工业场地占地指标井型与设计能力（万吨/年）占有面积指标（公顷/10万吨）2403000.70.81201800.9145901.21.39301.5备注：占地面积指标中、小型井取大值，大型井取小值 工地场地占地面积=设计生产能力占地指标面积设计生产能力300万吨/年，则工业广场占地面S=300.8=0.24KM2假设工业场地为长方形，则长宽比例为4：1，即长为800m,宽为203m，按照建筑物、水体及主要巷道煤柱留设与压煤开采规程，用垂线法计算工业场地煤柱损失如下

23、：通过上图可算得工业场地煤柱损失P=500(万吨)设计可采储量 Zk =（MP）CZk 设计可采储量，万吨M 工业储量， 万吨P 永久煤柱损失量，万吨C 采区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层取85%，本设计可取cm2=80%，cm6=75%Zk2=( M2-P)C =(2900-500)0.8=1920万吨Zk6=( M6-P)C =(6480-500)0.75=4485万吨3 采区、带区巷道布置 3.1 采区煤层地质特性2号煤为本区主要可采煤层，基本全区可采，煤层厚度0.555.94m，平均厚度3.54m。含夹矸1-2层，通常煤层下部含1层粉砂岩夹矸，厚0.080.82m，平

24、均夹矸厚0.26m。于第12地质剖面线向南局部地段岩浆岩侵入煤层顶板或底板，使煤层变薄，但仍然可采。区内穿过2号煤层层位钻孔61个。其中：断失点8个；岩浆岩侵入煤层顶板1个（可采），侵入煤层底板1个（可采）；正常可采点48个，纵观全区厚度无明显变化。煤层可采性指数94，煤层厚度变异系数33，属较稳定煤层。煤层倾角为17。局部顶底板为细粒砂岩。岩浆岩局部侵入，对煤层影响不大。6号煤层，煤层厚度3.08.2m，平均厚度8m。大部可采，煤层结构简单。区内穿过6号煤层层位钻孔60个，其中：断失点7个；岩浆岩吞噬点1个，岩浆岩侵入煤层顶板2个（均尚可采）；正常可采点37个，不可采点12个，尖灭点1个。煤

25、层可采性指数74，煤层厚度变异系数32，属不稳定煤层。顶底板岩性为粉砂岩。3.2 采区巷道布置及生产系统 由于多煤层开采，生产能力较大的厚煤层故选用煤层群共用上下山联合准备方式，布置集中上山。为增加运输能力采用双运输大巷，三条上山，设置专用通风巷道。运输上山，轨道上山，专用回风巷，均布置在煤层中，3.2.1 上山间相互位置采区上山之间在层面上需要保持一定的水平距离，采用两条岩石上山布置，其间距一般为2025m；采用三条岩石上山布置，两条上山的水平距离可缩小到1015m。上山间距过大时，上山间的联络巷道长度增大，若是煤层上山，还要相应增大煤柱宽度。上山间距过小，则不利于保证施工质量和上山维护，也

26、不利于利用上山间的联络巷道做采区机电硐室，而且中部车场布置困难。3.3 采区车场形式选择3.3.1 采区上部车场 采区上部车场是采区上山与采区上部区段平巷和阶段回风大巷之间的一组巷道和硐室的总称。 按轨道上山与上部区段回风平巷或回风石门的链接方式不同，上部车场分为平车场，甩车场，转盘车场三类。根据煤层赋存条件及运输方式选用甩车场，轨道上山以倾斜的甩车道与区段回风平巷或石门相连，绞车房位于阶段回风大巷或采区回风石门标高以上。在轨道平巷中设存车线和调车线，甩车场使用方便、安全、可靠、效率高、劳动量小。对于煤层轨道上山，可减少岩石工程量，甩车场具有通过能力大，调车方便。缺点是绞车房布置在回风巷标高以

27、上，当上部为松软的风化带时，绞车房维护比较困难，而且绞车房回风有一段下行风，通风条件较差。如图: 3.3.2 采区中部车场 采区中部车场是上下山与中部区段平巷连接处的一组巷道和硐室的总称。 采区中部车场一般为甩车场，无极绳运输或近水平煤层条件下小绞车运输时为平车场，双翼采区轨道上山和运输上山沿同一层位时，为避免车场与运输上山交叉，必须开掘绕道，可采用甩入绕道的甩车场形式。如图： 3.3.2 采区下部车场 采区下部车场是采区上山与阶段运输大巷相连接的一组巷道和硐室的总称。大巷采用矿车运煤时，采区下部车场由装车站线路和辅助运输下部车场线路组成。装车站是煤炭从采区上山到运输大巷的转运站由空车和重车存

28、车线和装车点构成，辅助运输提升车场一般为平车场。如图： 3.4 采区采掘接替计划 3.4.1 采区主要巷道参数确定 1）巷道掘进速度根据邻近矿井或条件类似矿井所达到的巷道掘进速度和施工队伍的技术管理水平分析研究确定巷道掘进速度。不同机械化程度的巷道掘进速度不宜低于煤炭工业矿井设计规范规定。如表5.7：表5.7平巷掘进速度掘进机械化程度巷道煤岩类别月进度/m综合机械化掘进机组煤400半煤岩250钻爆法煤200半煤岩150液压、凿岩台车机械化作业线岩120气腿凿岩机械化作业线岩802） 轨道上山断面轨道上山是布置在煤层中的半圆拱形式的半煤岩巷，支护方式采用锚网+喷射混凝土支护，其中布置900 m轨

29、道，采用综合掘进机组进行施工，月进度为250m/月。断面及其特征见表5.8：表5.8轨道上山巷道断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺/mm喷射厚度/mm锚 杆 （mm）净周长/m净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格L*煤巷11.513.642003700100树脂100菱形800150015002013.13）运输上山断面运输上山是布置在岩石中的半圆拱形式的岩巷，支护方式采用锚网+喷射混凝土支护，其中布置胶带输送机，采用液压、凿岩台车机械化作业线进行施工，月进度为120m/月。图5.9轨道上山断面示意图图5.10 运输上山断面示意图表5.9运输上山巷道断面特征表围岩类别断面/m2掘进尺/m

30、m喷射厚度/mm锚 杆 （mm）净周长/m净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格L*岩巷11.53.642003700100树脂100菱形600150015001513.14） 区段轨道平巷断面区段轨道平巷是布置在煤层中的梯形煤巷，支护方式采用锚网+喷射混凝土支护，其中布置900 m轨道，采用液压、凿岩台车机械化作业线进行施工，月进度为120m/月。断面及其特征见表5.10图5.11区段轨道平巷断面示意图表5.10轨道平巷断面形状特征表围岩类别断面/m2掘进尺/mm喷射厚度/mm锚 杆 （mm）净周长/m净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格L*煤巷12.412.64200291610

31、0树脂100菱形800150015002014.05）区段运输平巷断面区段运输平巷是布置在煤层中的梯形煤巷，支护方式采用锚网+喷射混凝土支护，其中布置900 m轨道，采用液压、凿岩台车机械化作业线进行施工，月进度为120m/月。图5.12区段运输平巷断面示意图表5.11运输平巷断面形状特征表围岩类别断面/m2掘进尺/m喷射厚度/mm锚 杆 （mm）净周长/m净掘宽高型 式外露长度排列方式间排距锚深规格L*煤巷12.412.642003116100帮木锚杆顶金属加锚100菱形800150015002014.0表5.12综掘设备技术特征表掘进机转载机型号EBZ-90型号QZP160A生产能力（m3

32、/h）100输送能力（t/h）160掘进断面积（m2）4.716输送长度（m）16切割高度（m）4带速（m/s）1.6切割硬度系数f 7输送带类型橡胶阻燃带适应坡度（）16.0宽度(mm)650质量（t）26.0直径（mm）400截割部切割头型式横轴式驱动滚筒型号BYD751606540电动机功率(kW)90功率(kW)7.5转速（r/min）56.48电压（V）380/660截齿类型镐形齿数量1装运部刮板机速度(m/s)0.9托辊直径(mm)89铲板宽度(m)2.5（可选2或3）机头可转角度水平30，上下15行走部电机功率(kW)15.52与掘进机搭接形式铰支座行走速度(m/s)0.083搭

33、接行程（m）12.5电气系统电机总功率(kW)150质量（t）2.9电压（V）660外形尺寸(长宽高mm)17500922654制造厂家内蒙古北方重工业集团有限公司制造厂家淮南煤机厂一分厂续表5.12综掘设备技术特征表可伸缩带式输送机型号SSJ800/240I输送带类型阻燃那输送带输送能力（t/h）250宽度(mm)800输送长度(m)1000机头外形尺寸(长宽高 mm)57101961142带速(m/s)2机尾外形尺寸(长宽高 mm)162921394655传动滚筒直径(mm)500质量（t）50.234托辊直径(mm)108电动机型号JDSB40贮带长度(m)100功率(kW)40机尾搭接

34、长度(m)12电压（V）380/660机尾搭接处轨距(mm)1100制造厂家淮南煤机厂6）巷道掘进速度根据邻近矿井或条件类似矿井所达到的巷道掘进速度和施工队伍的技术管理水平分析研究确定巷道掘进速度。不同机械化程度的巷道掘进速度不宜低于煤炭工业矿井设计规范规定。如表5.13所示。表5.13平巷掘进速度掘进机械化程度巷道煤岩类别月进度/m综合机械化掘进机组煤400半煤岩250钻爆法煤200半煤岩150液压、凿岩台车机械化作业线岩1203.4.2 确定采区生产能力采区生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、采掘机械化程度和采区内同时生产的工作面个数等因素来确定。本采区地质条件较简单，煤层厚度较大，煤层

35、生产能力大，工作面采用棕采，煤巷掘进采用综掘。用一个综采面保证采区生产能力综采面采煤机截深为0.6米，每天进6刀，主采煤层厚度5米，工作面长度为200米，则采区生产能力为 52000.663301.40.95= 158.0047万吨3.4.3 计算采区回采率采区采出率为采区内实际采出煤量与采区可采储量的比值 （式5-4） 采区可采采储量为：=采区可采面积煤厚煤平均容重 （式5-5） =300 104（5+4.4）1.4=3948.1万t 采区实际采出量考虑到两层煤厚度不一样，其工作面回采率也相应不一样，可大概计算采区实际采出量见公式5-6。 （式5-6）=（31250001.49.4-2026

36、5001.49.4）0.95=3194.3（万t） 采区回采率R，见公式5-4R=(Qs/Qk)100%=82.2% （5-4-5）煤炭工业技术政策规定采区回采率：薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80%，厚煤层不低于75%，本设计符合上述规定。采区回收率一般不得低于国家规定： 厚煤层为75%；中厚煤层为80%；薄煤层为85%。郭二庄煤矿南二采区回采率约为82.2%，符合要求。4 采煤方法 4.1 采煤方法和回采工艺4.1.1 选择采煤方法对于缓斜、倾斜、薄及中厚煤层，一般使用单一走向长壁采煤法；倾角小于14时，则应考虑用倾斜长壁采煤法的可能性。采用走向长壁采煤法，一般采用全部跨落法处理采空区

37、。但直接顶为坚硬难跨落的岩层、或受其他条件限制（如“三下”采煤或近距离煤层开采的需要）时，可以考虑采用充填法或刀柱法处理采空区。对于大型矿井的缓倾斜、中厚煤层，煤层赋存稳定、顶底板较好的走向长壁式工作面，一般应采用综合机械化回采工艺方式即综采；对中型矿井的煤层赋存比较稳定、地质构造不太复杂的工作面，以及不适应综采的大型矿井工作面，可采用高档普采或普通机械化开采的回采工艺方式；对于小型矿井，或受其他条件限制不适于机采的工作面，可采用打眼爆破落煤，单体金属支架的回采工艺方式（简称炮采）。设计规范中规定：综采工作面的长度，一般应为150200m，年进度一般为9001200m；普采工作面长度，一般为1

38、20150m，年进度一般不小于700m；炮采工作面长度，一般为80120m,年进度一般为420540m。对于缓倾斜、倾斜、厚煤层，一般采用倾斜分层下行跨落走向长壁采煤法，分层厚度为1.62.5m。煤层厚度大、分层数目多、工作面推进速度慢、单产低时，可采用分层同采的开采顺序；煤层厚度不太大（如只有两分层），顶板岩石性质有利于形成再生顶板、工作面推进速度快、单产高的综采工作面，可采用分层分采的开采顺序。本矿井的设计主采煤层8#煤为缓斜中厚煤层，厚度为5.00m，煤层的倾角为21，且顶板条件较好，由于倾角为大于12的中厚煤层，所以采用单一走向长壁综合机械化采煤法，采用全部垮落法处理采空区。（1）确定

39、回采工作面长度及工作面推进度确定走向长壁式采煤法的工作面长度及推进度，参照设计规范的规定和矿井的实际生产经验进行。综采工作面的长度一般为150220m，如条件允许可达150300m。影响综采工作面连续推进度的主要经济因素是搬家费和巷道掘进费。在我国当前设备条件下，工作面连续推进方向长度以小于10001200m为宜，高产高效矿井推进度可取10003000m。综合考虑，根据矿井的实际情况，开采第一水平时将工作面长度定为200m，工作面年推进长度为1188m。日推进度为3.6m，日进6刀。（2）确定开采方向 沿煤层走向开采顺序合理的开采顺序要能够保证开采水平，采区，采煤工作面的正常接替，以保证稳产高

40、产，符合煤层采动影响关系，合理集中生产，尽量降低掘进率等。矿井采用单翼开采，有利于矿井的均衡生产和合理配采，有利于矿井通风，运输等生产系统的管理。对于第一水平采区，采用采区前进式和区内后退式开采，以减少初期工程量和基建投资。 沿煤层垂直方向开采顺序在垂直方向上，即煤层之间，采用下行式开采。4.1.2 综采工作面回采工艺设计1）综采工作面的设备选型及配套（1）采煤机的选用用于长壁工作面的采煤机械有采煤机和刨煤机。综采工作面由于效率较高，一般都采用大功率的双滚筒采煤机。采煤机的牵引方式有锚链式，适应于倾角035的回采工作面；无链齿销式，应用于倾角055的回采工作面。根据回采工作面的倾角大小，采煤机的牵引方式选为无链电牵引。采煤机装机功率根据工作面煤质硬度，采高及生产率等要求。 表6.1采煤机的使用条件采高（m）采煤机功率（kw）单滚筒双滚筒0.60.905001000.91.3501001002001.32.01