山西大同鹊山高家窑煤矿初步设计.doc

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1、太原理工大学毕业设计（论文）任务书毕业设计（论文）题目：山西大同鹊山高家窑煤矿初步设计毕业设计（论文）要求及原始数据（资料）：毕业设计要求：采矿工程专业学生毕业设计的选题，是针对某一矿井的原始条件，由指导教师根据不同的煤层数目和井田范围，确定若干个题目，每个学生一个题目，独立完成整个矿井设计。一般情况下，每个教师指导7-8名学生，每个指导教师选定一个实际生产的矿井作为选题的依据。矿井初步设计包括文字说明书和七张图纸。设计采用kcsjcad软件完成，图纸全部由计算机绘制。图纸采用计算机绘制，要求图纸布置合理，图标清楚，尺寸标识准确、详尽，各部分符合采矿制图标准的规定。说明书力求文字简练、通顺、整

2、洁、工整。一般包括封面、扉页、目录、正文、附录、参考文献和索引等。说明书的书写、标题层次、标点符号、名词术语、计量单位、数字、公式、插图、表格、注释、引文和参考文献等均要符合科技图书的书稿要求。说明书正文一般不超过120页。原始资料：大同鹊山高家窑煤矿位于大同市左云县小京庄乡一带，行政区划隶属左云县小京庄乡管辖，其地理坐标为：东经11238241124030，北纬394536394648。根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发200992号“关于大同鹊山精煤有限责任公司等二处保留矿井整合方案调整的批复”，大同鹊山高家窑煤矿井田范围由下列6个坐标拐点连线圈定(国家6带)，

3、1954年北京坐标系为：1、X=4406531.000 Y=19643512.0002、X=4404331.000 Y=19643549.0003、X=4404281.000 Y=19640549.0004、X=4404781.000 Y=19640541.0005、X=4404759.000 Y=19639241.0006、X=4406459.000 Y=19639213.000井田形状为一不规则多边形，东西长4.336km，南北宽2.250km，井田面积8.8097km2，批采22(5)、25（8）号煤层。5号煤层厚8.30m，8号煤层厚4.29m，层间距29m，设计生产能力120万t/a

4、。本井田内可采煤层共2层，分别为22（5）、25（8）号煤层5号煤位于太原组中下部，下距K2砂岩41.66m，上距19(3)号煤层19.82m，煤层平均厚度为8.3m，为全井田内稳定可采煤层，含17层夹矸，煤层结构简单复杂。直接顶板为粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩，厚度0.5314.98m，平均厚8.30；底板为泥岩、中砂岩，厚度2.134.05m，平均厚2.98。22号煤层顶板属半硬的岩石，底板属坚硬的岩石。8号煤位于太原组下部，上距22（5）号煤层29m。煤层平均厚度为4.29m，为井田内稳定可采煤层，含02层夹矸，结构简单。直接顶板为泥岩、中粗砂岩，厚度4.177.96m，平均厚5.74；底板

5、为砂质泥岩、中砂岩、细砂岩，厚度1.973.58m，平均厚2.93。25号煤层顶板属坚硬的岩石，底板属软弱的半坚硬岩石。2007年度瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量为0.45m3/min，相对涌出量为1.65m3/t，CO2绝对涌出量0.97m 3/min，CO2相对涌出量2.53m3/t。据山西省煤炭工业局综合测试中心2009年8月19日对高家窑煤矿22号煤层做了检验报告，22号煤层吸氧量为0.63cm3/g，自燃等级为II级，自燃倾向性为自燃。据山西省煤炭工业局综合测试中心2009年8月19日对高家窑煤矿22号煤层做了检验报告，22号煤层火焰长度400mm，岩粉用量65%，煤层煤尘有爆炸

6、性。在今后掘进、生产中应注意洒水防尘，定期清理巷道壁浮尘，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。毕业设计（论文）主要内容：井田概述和井田地址特征：矿区概述；井田地质特征；煤层埋藏特征；煤质；其它有益矿产。井田境界与储量：井田境界；地质储量的计算；可采储量的计算。矿井工作制度及生产能力：矿井工作制度；矿井生产能力及服务年限井田开拓：井田开拓方式的确定；达到设计生产能力时工作面的配备矿井基本巷道与建井计划：井筒、石门与大巷；井底车场；建井工作计划。采煤方法：采煤方法的选择；确定盘曲巷道布置和要素；回采工艺与劳动组织；采（盘）区的准备与工作面接替。井下运输：运输系统和运输方式的确定；运输设备的选择和计算。矿井提

7、升：主提升；副井提升方式及设备矿井通风与安全：风量的计算；矿井通风系统和风量分配；计算负压及等积孔；选取扇风机；安全生产技术措施。经济部分：矿井设计概算；劳动定员和劳动生产率。学生应交出的设计文件（论文）：高家窑煤矿初步设计说明书；井田开拓平、剖面图；采区巷道布置及机械设备配备平、剖面图；巷道断面图；回采工艺图，矿井通风立体图（容易时期）。主要参考文献（资料）：（1）徐永圻等，煤矿开采学，中国矿业大学出版社，1999；（2）冷金龙等，矿山井巷工程量计算手册，河北科学技术情报研究所出版，1984；（3）陈炎光等，中国采煤方法，中国矿业大学出版社，1991；（4）徐永圻等，中国采煤方法图集，中国矿

8、业大学出版社，1990；（5）刘吉昌等，倾斜长壁开采，煤炭工业出版社，1993；（6）张荣立等，采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，2003；（7）张国枢等，通风安全学，中国矿业大学出版社，2000；（8）王家廉等，煤矿地下开采方法，煤炭工业出版社，1985；（9）杨坚等，矿井提升运输选型设计，煤炭工业出版社出版，1981；（10）煤矿安全规程，煤炭工业出版社，2006；（11）煤炭工业矿井设计规范，中国计划出版社 2006；（12）井巷工程，中国矿业大学出版社，1985；（13）矿山供电，中国矿业大学出版社，1995；（14）运输与提升，中国矿业大学出版社，1996；（15）煤炭井巷工程综合预

9、算定额，煤炭工业出版社出版，2008。专业班级 采矿0602班 学生 王旭杰 要求设计（论文）工作起止日期 2010/3/82010/6/21 指导教师签字 日期 教研室主任审查签字 日期 系主任批准签字 日期 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。本次设计的内容是大同高家窑煤矿5、8号煤层开采初步设计。是在高家窑煤矿井田概况和地质特征的基础上，

10、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，我看到了许多以往自己欠缺的地方，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。本次设计的指导老师为曲民强老师，同时还得到了田取珍、孙惠民、张东峰、陈慎心、丰建荣、王开、李慧等老师的悉心指

11、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！由于本人水平有限，设计中难免存在错误和不足，恳请各位老师批评指正。学生：王旭杰2010年6月11号摘 要本次设计是开采大同鹊山高家窑煤矿5号、8号煤层，设计图纸共七张，说明书共十章。根据采矿工程的需要和特点，重点设计为第四、六、九章，其他如井底车场、井下运输及提升设备仅做一般的选型计算。大同鹊山高家窑煤矿位于大同市左云县小京庄乡一带，行政区划隶属左云县小京庄乡管辖，该矿东距大同市约70km，北距左云县城28km，矿区距左云朔州公路5km，南距北同

12、蒲铁路岱岳站36km，西北距右玉县城（梁家油坊）28km。该矿东有左云经马道头、吴家窑的省级干线公路，在陈家堡与大运公路相接，井田西南有右玉经玉井至山阴的公路干线，并与大运公路相接，另外井田内周边均有简易公路与以上两条公路高速相接，交通较为便利。本井田的煤层埋藏较浅，本井田位于大同煤田中部西缘，为低山丘陵地貌，地表大部被黄土覆盖，基岩零星出露，植被少，树枝状“V”字形沟谷发育，地势总体为东南高、西北低，最高点位于井田东南部边界处，海拔为1550m，最低点位于井田西北部的沟谷中，海拔为1425m，最大相对高差为125m。本井田内有多层煤，但此次设计只考虑5号、8号煤层，平均厚度分别为8.30m、

13、4.29m。煤层均有煤尘爆炸性，煤层自燃倾向为自燃。矿井属于低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.45m3/min，相对涌出量为1.65m3/t。本井田划分为90个带区，采用双斜井开拓方式，回采工艺采用后退式、综采放顶煤机械化采煤法，采用“四六制”作业制度。工作面的设备有双滚筒采煤机、放顶煤液压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。采空区采用全部跨落法处理顶板。本矿井设计年产量为120万吨，采用一套综采来满足产量的要求。矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，采用连续牵引车作为辅助运输，矿井通风采用轴流式扇风机分区、抽出式通风方式。关键词：瓦斯；顶板管理； 综采放顶煤。Abstract This d

14、esign is mines the GaoJiaYao coal mine 5,8 coal beds, design paper altogether seven, the instruction booklet altogether ten chapters. According to the mining engineering needs with the characteristic, the key design for fourth, sixth, ninth chapters, other like mine bottom station, the mine shaft tr

15、ansportation and the lift technique only makes the common shaping computation.GaoJiaYao coal mine in Datong Queshan caijiayao Jing Zhuang Zuoyun small area, administrative division under the jurisdiction of Zuoyun Xiaojing Zhuang, mine west of Datong City, about 70km, south of Zuoyun town 28km, mine

16、 from Zuoyun - Shuozhou Highway 5km, north of Lu Daiyue Beitongpu Rail Station 36km, from the Northwest Youyu County (liangjiayoufang) 28km. Mine is east Zuoyun head of Jockey Road, Wu caijiayao provincial trunk roads Chen Jiabao and the Grand Canal connecting roads, Ida southwest youyu by Yuching t

17、o Sanins highways and roads compared with the Grand Canal Then, another Ida Road and within the periphery are more than simple high-speed connecting the two roads, traffic is convenient.Shallow burial of the mine field of coal, the coal field is located in the central western edge of Datong coal, th

18、e hilly topography, most of the surface was covered by loess, bedrock outcrops sporadically, little vegetation, dendritic V shaped valley development, topography generally high for the southeast to northwest, the highest point in south-eastern border, Ida, an altitude of 1550m, the lowest point in t

19、he Ida valley north-west, the altitude of 1425m, the maximum relative height difference of 125m.There are several coals inside this area, but this time design consider No.5 and No.8 coal seam, The average thickness is 8.30 ms and 4.29ms.Each coal seam all have an explosion and the spontaneous combus

20、tibility.Mineral well the gas be low to belong to a low gas mineral well and the coal seam gas is opposite to gush to measure for the 1.65 m3/t.This well farmland divides the line to 90 to take area, adopt slope to expand a way,use the tully-mechanized top-coal caving mining at a time whole highth o

21、f adopt a coal craft adoption to retreat a type, the adoption homework system of46 systems .Work faces of the equipments have a double to carry adjustable double rollers to adopt coal machine, slippery move a support and can curve to pare off plank conveyance machine, crusher, turn to carry machine.

22、etc.Crest plank management adoption slippery move a support, adopt empty area the adoption all acrosses to fall a method management a crest plank.This mineral well design year yield is 1200,000 ton, adopt one fully mechanized longwall mining with top coal drawing working area and one normal mechaniz

23、ed longwall mining working area to meet the need of the output.The mine pit transports the big lane to use the leather belt transportation to take the host transportation, uses the continuous tractor to take the assistance transportation, mine ventilation uses the axis to flow the type air machine d

24、istrict, to extract the type to ventilate the way. Key Word：gas；Roof control； Fully-mechanized top-coal caving mining目录前 言5摘 要6ABSTRACT7目录8第一章 井田概述和井田地质特征10第一节 矿区概述10第二节 井田地质特征11第三节 煤层的埋藏特征18第四节 煤 质23第五节 其它有益矿产28第二章 井田境界与储量29第一节 井田境界29第二节 地质储量的计算29第三节 可采储量的计算31第三章 矿井工作制度及生产能力32第一节 矿井工作制度32第二节 矿井生产能力

25、及服务年限32第四章 井田开拓33第一节 井田开拓方式的确定33第二节 达到设计生产能力时工作面的配备35第五章 矿井基本巷道与建井计划37第一节 井筒、石门与大巷37第二节 井底车场39第三节 建井工作计划39第六章 采煤方法41第一节 采煤方法的选择41第二节 确定盘曲巷道布置和要素46第三节 回采工艺与劳动组织47第四节 采（盘）区的准备与工作面接替49第七章 井下运输51第一节 运输系统和运输方式的确定51第二节 运输设备的选择和计算51第八章 矿井提升53第一节 主提升53第二节 副井提升方式及设备56第九章 矿井通风与安全62第一节 风量的计算62第二节 矿井通风系统和风量分配64

26、第三节 计算负压及等积孔65第四节 选取扇风机68第五节 安全生产技术措施70第十章 经济部分73第一节 矿井设计概算73第二节 劳动定员和劳动生产率74参考文献79致 谢80外文资料81中文翻译85 建井工作计划一、矿井建设方式土建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的主、副斜井分别与井底车场、硐室、运输大巷、轨道大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风立井通风机设备和中央变电所设备，永久生产系统逐步到位。矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式，主要理由如下：1、分期建设、

27、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利。2、有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。二、施工方法在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，加快建井速度，缩短建井工期。合理使用人、材、物力，提高矿井建设的经济效益，地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用加快建井速度的措施和建议1、做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、主立井进入基岩段，改为锚喷支护以加快巷道施工速度。三、矿井移交标准矿井移交标准如下：一个带区一个工作面，全部掘进设备安装到位。项目完成时井筒工程量1624m左右，煤巷7793m多米，同

28、时，地面生产及辅助设施也应同步完成。 四、施工进度指标确定 施工进度指标的确定以煤炭工业矿井设计规范为依据，同时参考了国内施工队伍的实际水平进行确定，井巷工程施工进度具体指标确定如下： 斜井表土段： 20m/月斜井基岩段： 70m/月 立井井筒表土段： 20m/月 立井井筒基岩段： 70m/月 煤巷： 400m/月倾斜岩巷： 100m/月硐室： 300m/月五、建井工期矿井施工工期为22个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见施工进度图5-3-1，井巷工程量汇总表见5-3-1。表5-3-1井巷工程量汇总表序号工程名称井巷长度(m)煤巷半煤岩巷岩巷合计1主斜井(表土段)5

29、8.72主斜井(基岩段)663.8663.83副斜井(表土段)56.34副斜井(基岩段)5815815回风立井(表土段)246回风立井(基岩段)2412417井底车场硐室1042m1042m16运输大巷70570517轨道大巷57057018回风大巷1460146019共用运输巷7762250101工作面材料车场1601602350101工作面运输巷107210722450101工作面回风巷107219502550101回采工作面16018030合计58151042 m1645.88502.8第六章 采煤方法第二节 确定盘曲巷道布置和要素本矿井开采5号、8号煤层,5号煤层的平均厚度为8.3m,

30、8号煤层的平均厚度为4.29 m，两煤层的层间距为29m，本矿井采用集中大巷联合布置：运输大巷和轨道大巷布置在8号煤层中,回风大巷布置在5号煤层中。一、盘区巷道布置方案一采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采，即将运输大巷和轨道大巷布置在8号煤层中，将回风大巷布置在5号煤层中，采用下行式开采，即5号煤层采完之后，再采8号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，轨道大巷和运输大行掘至一定位置后,掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至5号煤层，并采用双巷掘进运输顺槽和轨道顺槽，至采区边界时,开切眼贯通运输顺槽和轨道顺槽，运输顺槽通过集中运输巷连通运输大巷，轨道顺槽连通回风大巷和轨道大巷。下一工作

31、面的掘进出煤可经集中运输巷经溜煤眼溜至运输大巷。即盘曲共用一个溜煤眼。安装工作面设备后可进行工作面的回采,具体布置见采区巷道布置图。二、盘区巷道布置方案二采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采，即将运输大巷和轨道大巷布置在8号煤层中，将回风大巷布置在5号煤层中，采用下行式开采，即5号煤层采完之后，再采8号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，轨道大巷和运输大巷掘至一定位置时掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至5号煤，并继续开掘运输顺槽和回风顺槽至井田边界,然后开掘开切眼，运输处煤经溜煤眼至运输大巷，进风通过行人进风斜巷与运输大巷相连，本条带的掘进出煤经溜煤眼至运输大巷，下条带的掘进出煤经

32、下条带的溜煤眼至运输大巷。即每条带单独用一个溜煤眼。安装工作面设备后可进行工作面的回采,具体布置见采区巷道布置图。三、技术比较:方案一：多个工作面共用一个溜煤眼，减少了行人进风斜巷，很大地节省了岩巷工程量，增加了一条集中运输巷，加大了煤巷工程量，但相比较煤巷掘进费用远低于岩巷掘进费用。此方案使运输更加容易，生产更加安全；大巷需求长度短，投产快，生产系统简单。方案二：每个工作面单独用一个溜煤眼，一个行人进风斜巷，加大了工程量，掘进费用高。巷道布置简单，生产系统简单。 经济比较：掘进费用：方案一，多个工作面共用一个溜煤眼，溜煤眼深度29m，多开掘一条集中运煤平巷，方案二，每个工作面多打一条进风行人

33、斜巷，开掘多个溜煤眼，溜煤眼和进风行人斜巷均为岩巷，费用高。维护费：明显方案一的维护费用小于方案二的维护费用。经过技术与经济比较后分析，方案一的工程量比较小，掘进费用低，技术上先进，经济上合理，安全上可靠。 运输也更加方便集中，满足煤矿安全生产的要求，最终选取方案一作为实施方案。确定的方案一采用双巷掘进的方式掘进工作面的运输顺槽和轨道顺槽,工作面回采时,密闭另一条巷道,采用一进两回的通风方式，工作面长度为160m，采高3.0m。采用倾斜长壁综采放顶煤开采，工作面布置放顶煤液压支架，双滚筒采煤机，刮板输送机，双巷之间保护煤柱留设10m。第三节 回采工艺与劳动组织一、回采工艺该煤矿井田地质条件较简

34、单，无断层，煤层倾角平缓，该煤层平均厚度为8.30m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用综采放顶回采工艺方式。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：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：当采煤机割至工作面端头时，其后

35、的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；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；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；将三角煤割掉，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，伸直护帮板, 输送机逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深,采煤机

36、割完第二刀后进行推溜、移架、放顶。这种支护方式，推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可在前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶,随后推移输送机 。（四）综采面端头作业综采面端头支护方式采用与放顶煤液压支架配套的端头支架，采用端头放顶煤技术放落工作面两端的顶煤，提高工作面顶煤回收率。（五）放顶煤 工作面采用随采随放追机作业，采煤机在工作面端头斜切进刀，截深600mm，双向割煤。放煤步距为0.6m。采煤机端头进刀割煤移架推移输送机采煤机在机尾进刀割煤推移输送机。工作面在第二刀开始割煤随

37、采随放，移架滞后于采煤机割煤，推移输送机滞后于移架。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、瓦斯监测员、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；其它工作均由综合工种完成。采煤工作面劳动组织见表6-3-1表6-3-1 劳动组织表序号工种出勤人数合计一班二班三班检修班 1班长兼质量检查22228 2采煤司机333312 3刮板输送机司机33343 4运输机司机11125 5转载机司机11125 6泵站司机11125 7放煤工2226 8电工、检修工11125 9瓦斯员11114 10支架工333413 11运料工2222812浮煤清理工222613端头工2

38、222814其他人员22239合计26262629107采煤工作面技术经济指标表6-3-2表6-3-2序号项目单位指标1工作面长度m1602煤层厚度m8.303煤层倾角度2-44回采率%89.45循环进尺m0.66平均日产t4727.37平均月产万t11.828月正规循环率%859工作面效率t/工44.210全员效率t/工34.011在册人数人13912截齿消耗个/万吨1013坑木消耗m/万吨614乳化液消耗/万吨2015 黄油消耗/万吨1516齿轮油消耗/万吨15第四节 采（盘）区的准备与工作面接替一、巷道断面和支护形式巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道视围岩条件

39、、服务年限、用途等不同，采用不同的断面及支护形式。主副斜井、运输大巷、轨道大巷为半圆拱断面，主副井为锚喷支护，运输大巷、轨道大巷、回风大巷为锚网喷支护。集中运输巷、运输顺槽、轨道顺槽和回风大巷均采用矩形断面，顺槽采用锚杆支护，具体尺寸和支护形式见巷道断面图。二、巷道掘进进度指标根据煤炭工业矿井设计规范,参照本矿经验，巷道掘进进度指标采用如下数值：煤巷：400m/月；岩石平巷：100m/月；硐室：250 m3/月；煤仓、溜煤眼：70m/月；进风行人斜巷：100m/月；回风立井：70m/月。三、掘进工作面个数和掘进面的机械配备为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配

40、备两个综掘工作面。综掘工作面配备EBJ-120TP掘进机、YBT62-2型局部扇风机等设备。综掘工作面机械设备配备见表6-4-1表6-4-1 综 掘 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表序号设备名称设备型号容量（kW）单位数 量 备注使用备用合计1掘进机EBJ-120TP120台112带式转载机QZP-1607 台113胶带输送机STJ-800/4040部114湿式除尘器SCF-618.5台115气动锚杆机MQT-120/2.7 台1126激光定向仪JK-3 台117调度绞车JD-11.411.4台228局部扇风机YBT62-228台2249探水钻HQ-150A7.5台11210小水泵KWQ

41、B20-75/55.5 台112四、矿井达产时采掘比例关系、掘进率和矸石预计根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，经计算后，确定矿井采掘比为1:2，即矿井达产时配备一个回采工作面和两个掘进工作面。由于该矿巷道基本为煤巷,预计矸石量约占总产量的3%左右，即矸石量为4.68万t/a。五、工作面接替50101工作面推进长度为1710米，年推进度为1047m，即每个条带采煤时间为290天左右。工作面接替采用顺序接替，即先采50101再采50102、50103、50104依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面100米左右为宜。由于采用综掘，本矿井的掘进可以很容易就满足。第七章 井下运输第一节 运输系统和运输方式的确定根据选定的开拓方案,运输大巷内煤的运输采用胶带输送机运输。轨道大巷采用连续牵引车牵引，采用600毫米轨距30Kg/m钢轨。盘区平巷内辅助运输也采用连续牵引车牵引。各带区采出的煤，通过工作面运输平巷、共用运输巷、溜煤眼至运输大巷、井底煤仓、再通过主斜井运至地面。各带区所需的材料和设备，通过副斜井下放至井底车场，再通过井底车场、轨道大巷、条带材料车场至轨道顺槽运至各工作面。各带区掘进所出的矸石，通过工作面轨道顺槽、轨道大巷、井底车场，