毕业论文-鹤壁煤电集团第六煤矿第22采区开采设计.doc

内蒙古科技大学本科生课程设计说明书 题 目：鹤壁煤电集团第六煤矿第 22采区开采设计 姓 名： 学 号：09 专 业: 采矿工程 班 级：采矿班 指导教师:王 超目 录第一章 矿井概况一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响.2二、矿井开拓方式及主要井巷的布置形式.2三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况.3四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况.3五、矿井工作制度.4第二章 开采技术条件一、采区的位置及与相邻采区的关系.4二、构造.4三、煤层.5四、顶底板岩性.6五、其它开采条件.6第三章 采煤方法的选择一、采煤方法的选择原则.8二、采煤方法的技术分析.9二、采煤方法的经济分析.10第四章 采区巷道布置一、 采区主要参数的确定.12二、 采准巷道布置.13三、 采区主要设备配备情况.14四、 主要采准巷道断面设计.14五、 采区生产系统.18六、 绘制采区巷道布置图.18第五章 回采工艺设计一、回采工作面参数选择.19二、回采巷道布置.19三、回采工作面设备选择.20四、回采工作面回采工艺过程.27第六章 安全一、安全技术措施.30二、安全操作规程.32参考料.34第一章 矿井概况1.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。1.1.1地形与地貌本区为丘陵地貌，地势北西高、南东低，地面标高126.50227.70m。本区属海河流域卫河水系，汤河为区内唯一季节性河流，其发源于鹤壁市西中窑头附近，经本区南部、汤阴县城、在内黄县境内注入卫河，流量0.30.4m3/s,最大洪水流量1280m3（1980年8月），最高洪水水位140m左右。煤矿西部大湖村汪流涧一线有三处面积不大的地表水体，其中两处为小坑塘，另一处为汪流涧水库，面积仅为0.04Km2。本区深部边界外约2Km2的温家沟水库面积约0.1Km2，最大库容104万m3，主要用于拦洪灌溉。1.1.2地物本矿区位于鹤壁市东，与市区紧邻，南与八矿相接，西北与五矿、三矿相邻，隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。东经为11410371141328，北纬355249355823。煤矿东距京广铁路17Km，北距安阳李珍铁路20Km，鹤壁汤阴铁路与京广铁路相接，鹤壁至安阳、汤阴均有公路相通，交通便利。1.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式。1.2.1矿井开拓方式由于本井田煤层为近水平煤层，煤层赋存稳定，采用立井开拓，不受自然条件的限制，井筒短，提升速度快，提升能力大，有利于辅助提升。副井井深为425m，用于运人，材料，设备，矸石，兼作进风和排水。主井井深为440m，用于提升煤炭。准备方式为采区式。沿煤层的走向布置回风大巷；石门布置在煤层底板岩石中，与大巷相连。运输大巷，条带运输巷皆采用皮带运输机运煤。方案. 立井开拓系统剖面图1.2.2主要井巷的布置形式。本井田走向6.5km，倾向长约2.4km,倾斜方向划分两个阶段，采用多水平上下山开采，一水平标高为420m，二水平标高为700，沿走向划分若干采区。F4 断层北面的区域与主煤田隔开，专门考虑其采区划分。 a. 井筒形式本井田开采煤层为二1煤层，煤层赋存稳定，为缓倾斜煤层，地质构造简单。在技术上，适合于立井或综合开拓，由于埋藏较深采用立井开拓。b. 井筒的数目采用立井开拓时，开凿一队提升井筒（即主井和副井）和一个风井。主井主要用来提升煤炭，副井用作升降材料，人员，矸石和进风，排水。c. 井筒位置的选择本井田的走向效长，倾向较短，煤层赋存稳定，所有井筒开凿在井田中央有利于运输通风。运输大巷和总回风巷的布置与煤层间的联系a. 运输大巷的布置与煤层间的联系由于本矿井只采二1煤，主要运输大巷在煤层底板岩石中，运输大巷距煤层20m ,采用进风行人巷与运输斜巷相连，而采用运料回风斜巷与回风斜巷相连。b. 总回风巷的布置及其与煤层的联系本井田采用走向长臂采煤法开采，井田划分为各个采区，各采区回风巷直接与总回风巷相连，总回风巷布置在井田西部边界。1.3 矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。本矿井采用分区式U型通风，通风系统为：大巷 轨道上山 区段运输巷 工作面 区段回风巷 回风上山 地面风机 地面1.4 矿井提升运输系统及主要设备配备情况。1.4.1 矿井提升系统及设备配备情况矿井为年产量1.50Mt大型矿井。煤层埋藏较浅。储量丰富、煤层厚度大，为缓倾斜煤层。 根据井田开拓方式与煤炭的日运量及运距等条件，矿井的煤炭运输采用胶带运输方式。此运输方式能够满足高产高效的运输要求，同时能够适应产量的变化，也具有运输系统简单、畅通等特点，完全可以实现由工作面到井底通达地面的连续运输，管理较为方便。下井人员通过乘坐罐笼下井，在井底车场及中部车场换乘井下人车直达各工作地点。本矿井采用立井开拓，井筒穿过表土冲积层，含水层等，矿井的年产量为150万t。选用副井井筒直径6.5m的圆形井筒，井深586m。井筒装备采用一队1.5t双层双车罐笼。其型号为GDG1.5/6/2/2。井筒采用钢筋混凝土支护。混凝土壁厚400mm,充填100mm。主井采用直径为6.5m的圆形井筒，井深468m,提升容器采用一对12t箕斗。其型号为JDG12/110*4。井筒采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚400mm,充填100mm。风井采用直径为5.5m的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口。井壁厚350mm，充填50mm。提升设备为主井：一对12t箕斗。其型号为JDG12/110*4副井：1.5t双层双车罐笼。其型号为GDG1.5/6/2/21.4.2 矿井运输系统及设备配备情况本矿井采用立井开拓，煤层属于缓倾斜煤层，本矿的设计生产能力为150万t，所以选用1.5t固定式矿车，轨型为24kg/m，主要用于辅助运输，运煤采用皮带输送机。电机车型号为XKg6/140KBT,长4490mm，固定式矿车长2400mm。运煤方向:工作面煤 前后刮板输送机 转载机 破碎机 运输顺槽皮带 皮带延伸巷皮带 主井煤仓 主井皮带 地面煤仓 运销皮带 运销煤仓。1.5矿井工作制度。矿井设计规范第2.2.3条规定：“矿井设计生产能力按年工作日330d，每日净提升16h”计算。每日三班作业，综采工作面可采用每日四班作业，每班工作六小时，三班出煤，一班检修。根据本矿井的实际情况，本矿采用“四六制”作业方式，这种制度适合本矿采掘作业的特点，有利于保护工人的健康，提高工时利用率，提高设备和工作面的 利用率。搞好安全生产，稳定和提高采掘队，因此，本矿设计生产实行“四六制”作业方式。第二章 开采技术条件2.1采区的位置及与相邻采区的关系。本采区位于鹤壁六矿二水平，开采二1煤层，采区北连陈家湾 ，西连12采区，东为井田边界，南部为断层 。采区倾向长度960m，走向长度800m.煤层上标高-550m，下标高-780m，地表无任何建筑物，对相邻位置无任何影响。2.2构造构造形态，倾向，褶皱及断层，岩浆岩体侵入，地质构造类型 区域构造鹤壁煤田位于华北古板块南缘，太行构造区西部太行断隆带，构造形迹以断裂为主，伴有发育烈度不同的褶皱，并有岩浆岩侵入煤层及喷出岩。总的构造形态为走向NNE、倾向SE、倾角540的单斜构造。区域构造线展布方向以NE、NNE向为主发，近SE向断层次之，煤田南部发育EW向构造，构造线多呈雁行式、地垒、地堑构造相间出现。 井田构造鹤壁六矿位于鹤壁煤田东部太行断隆的东缘，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E，倾角038 ，一般为20左右的单斜构造。主要构造形迹为轴向近EW、向E倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近SN、NE向德小型背、向斜相复合和NE、NNE向正断层。a. 褶曲经采掘揭漏和钻孔控制的褶曲有5条，向斜3条背斜2条。有张庄向斜、82-11背斜、71-1482-4向斜、71-15向斜、74-7背斜。b. 断裂本区主要影响断层有F4断层，另外就是西部边界断层F1、F2、F3、F5。主要参数见下表1-2。 表1-2 主要地质构造特征序号名称断层面走向倾角（）落差（m）1F1S-N75352F2S-N65403F3S-N70404F4SW-NE60505F5S-N60302.3煤层煤层厚度、倾角、稳定性、结构本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二煤组和太原组一煤组为本区主要含煤地层。含煤地层总厚805.29m，含煤22层，总厚10.71m，含煤系数1.33%。可采煤层厚8.83m，可采含煤系数1.1%。详见表： 含煤地层含煤特征表含煤地层煤层厚度(m)含煤地层厚度(m)含煤系数(%)备注上石盒子组0268.710下石盒子组0269.490山西组7.62112.16.8含煤4层,其中二1煤全区可采太原组3.07121.832.52含煤17层,均不可采本溪组0.0233.160.06含一0煤层不可采合计10.71805.291.33共含煤22层本区可采煤层主要为山西组二1煤层。其特征详见表如下:可采煤层及顶底板岩层特征表序号名称煤厚(m)倾角围岩性质煤牌号硬度容重煤层结构及稳定性最小最大平均顶板底板1二14.7213.517.511黑色泥岩或砂质泥岩泥岩或砂质泥岩贫瘦煤31.38条带状稳定综上所述，该可采煤层主要为二1，煤层平均厚度7.5m，倾角11，稳定性良好。2.4顶底板岩性顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性二1煤层位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为细中粒砂岩（俗称大占砂岩），为本区良好标志层；煤层底板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石石英砂岩。2.5其它开采条件2.5.1 气象本区属北温带大陆性干旱型季风气候，年平均气温最高15.3（1963年），最低13.1（1964年），一般14.5。气温极值最高42.3（1967年6月4日），最低-15.5（1967年1月15日）。据鹤壁市气象局1988年至1999年气象资料，年降水量371.88825.71mm，平均635.26mm，年蒸发量1637.42016.6mm，平均1711.25mm，年平均相对湿度为60.43%。据历年统计资料，8月至来年2月多为北风，最大风速23m/s，3月至7月多为南风，最大风速14m/s。2.5.2 地震据华北地区地震目录记载，近600年来，波及本区烈度达级以上的地震有20余次。详见表：2.5.3地层本矿位于华北地层区豫北分区太行山小区。区内地层自老到新发育有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组及上统上石盒子组、新第三系鹤壁组、第四系。其中太原组、山西组和上、下石盒子组为含煤地层，太原组和山西组为主要含煤地层。附有井田综合柱状图。 地层综合柱状图2.5.4瓦斯与涌水矿井埋藏深度360930m，煤层倾角平均为11局部为921，为缓倾斜煤层。表土层厚度为130180m，瓦斯相对涌出量一般在20 m3/t左右，绝对瓦斯涌出量一般在40 m3/min左右，并有瓦斯突出危险，属于高瓦斯突出矿井。矿井正常的涌水量一般，为138m3/h。第三章 采煤方法的选择3.1 采煤方法的选择原则根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下原则。 1、与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。2、依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。3、简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。4、保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造 舒适的井下工作环境。5、提高资源回收率，减少资源损失。3.2采煤方法的技术分析首先根据开采技术条件，提出技术上可行的几个方案。然后分析各方案的优缺点，淘汰具有明显缺点的方案。采区的煤层平均厚度为7.5m，属于中厚煤层，可实现分层开采和一次采全厚放顶煤开采两种方案，相比较一次采全厚放顶煤法更简单易行。 比较项目 采煤方法分层开采一次采全厚开采工作面单产低高生产效率低高开采投入成本高低劳动强度大小搬家倒面次数多少顶板管理容易管理较难管理巷道掘进量较大小煤损率较少煤损多，工作面采出率低，比分层开采低10%左右工作面煤尘少多设备运行数量多少适应性弱强综上分析在厚煤层中，采用放顶煤开采较分层开采具有明显的优越性：煤层掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘关系；减少了搬家倒面次数，节省了综采面设备搬迁、安装的工作量及费用；较分层开采减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护等费用；对急倾斜厚煤层，较普通开采的工作面产量提高13倍；提高了煤炭的块煤率，增加了煤炭的售价；减少了设备的运行费，特别是采煤机，相对减少了吨煤设备折旧费或租赁费；有利于矿井的集中控制，实现减面、减人，提高工效的目标；提高劳动生产率，降低成本，比一般回采工效提高25倍。但放顶煤开采也存在一些急待解决的问题，主要有煤尘大、回采率低，自然发火问题尚未得到很好解决，对高瓦斯矿井，有瓦斯局部积聚的危险。 综放开采实现了缓倾斜特厚煤层的一次采全厚开采，采2.1m，放5.4m，采放比为1:2.57在煤炭规程采放比3范围之内，可采用单巷一大一小布置运输顺槽，回风顺槽，垮落法处理采空区。 3.3采煤方法的经济分析对初选后的方案，初步确定采区参数、采准巷道布置和回采工艺，并计算各方案的劳动生产率、采准工程量、材料消耗量、煤炭回采率及吨煤直接成本等指标。经综合比较后从中选优。初步确定采区参数：倾斜长度：960m 走向长度：800m生产能力：150Mt 采 出 率： 80% 煤层厚度M为7.5m，分层开采时以分层采高标准2.5m左右确定分层数目，可以通过对给定的任一个煤层厚度M，计算有关费用， 按吨煤生产费用最小作为准则进行对比，整层开采与分层开采时各项费用计算的内容和方法如下：3.3.1 工作面产量设工作面推进速度整层开采时为V1（m/a)，分层开采时为V2(m/a)，则工作面年产量相应为： A1=V1M1L1RC1； A2=V2M2L2RC2；式中：A1，A2 一整层开采、分层开采时的工作面产量，t/a； C1，C2一整层开采、分层开采时的工作面采出率，%； L1，L2一整层开采、分层开采时的工作面长度，m； R一煤的容重，t/m3； M1一煤层总厚度， 即整层开采时的煤层厚度，m； M2一分层采高、平均采高、为分层数目，按M1/2.5取整进行计算。3.3.2工作面机械设备的折旧和大修费用工作面采煤、运输、支架等设备的吨煤折旧和大修费用h1、h2，以相应的设备总值分别为K1、K2，折旧年限为T1、T2计算吨煤费用分别为： h1=K1/T1A1 ； h2=K2/T2A2 3.3.3吨煤电费以分层开采时的吨煤电费元D2(元/t)为基准， 整层放顶煤开采时设备功率大一些，但采煤机在放顶煤时不开动，所消耗的电能计算时可以近似地按相当于分层开采的一个分层所消耗的电能，即吨煤电费D1为：D1=D2A2/ A13.3.4吨煤工资费用回采工作面人员的安排，整层放顶煤开采虽然多了放顶煤工序，但可由移架工负责而不增加人员。以分层开采时吨煤工资G2（元/t)为基准，整层开采时的吨煤工资G1为：G1=G2A2/A13.3.5吨煤材料消耗费用综合机械化开采时材料消耗费用分两部分考虑。一是一般性的截齿、乳化液、油脂等消耗，以分层开采时吨煤消耗B2(元/t）为基准，则整层开采时的B1为：B1=B2A2/A1二是分层假顶材料消耗B(元/t），由于上分层不消耗假顶， 并按假顶为金属网可使用三个分层计算。若金属网材料单价为B0元，则B 的计算为当N4时，B=B0/NM2RC2；当N4时， B=2B0/NM2RC23.3.6 区段巷道掘进与维护费用 根据巷道掘进与维护费单价计算吨煤费用：P1=2J1/M1L1RC1+2W1S/V1M1L1RC1=2/M1L1RC1(J1+W1S/V1)P2=2NJ2/M1L2RC2+2NW2S/V2M1L2RC2=2N/M1L2RC2(J2+W2S/V2) 式中： J1，J2 一整层开采、分层开采的区段巷道掘进费单价，元/m； W1，W2 一整层开采、分层开采的区段巷道维护费单价，元 /a.m；S一工作面连续推进长度，相当于采区一翼走向长度，m。3.3.7 回采工作面搬移费用若工作面搬移一次的费用为B3元，放顶煤整层开采时搬一次， 分层开采时每个分层都要搬一次，其吨煤费用的计算为：整层开采时 P3= B3/M1L1RC1S分层开采时 P4= B3/M2L2RC2S3.3.8 采出率不同所造成的费用损失 放顶煤开采的采出率低于分层开采，由于煤炭损失增加所造成的经济损失，以最保守的算法是按准备出吨煤储量的费用DP（元/t)计算。放顶煤整层开采时增加的吨煤费用为： DP = (C2-C1)*DK/C1。3.3.9 工作面吨煤费用工作面吨煤费用为上述分项费用之和， 即：整层开采时 ： Z1=K1/T1A1+A2/A1(D2+G2+B2)+2/M1L1RC1(J1+W1S/V1)+P3+DP分层开采时 ： Z2=K2/T2A2+D2+G2+B2+B+2N/M1L2RC2(J2+W2S/V2)+P4整层放顶煤开采与分层开采经济效果的对比分析，利用上述费用计算的表达式可以判别。只有当Z1 Z2时选用整层放顶煤开采有利。结论放顶煤开采与分层开采相比， 实现了合理的集中生产， 达到了增产、减人、提效、降低成本的目的，取得了显著的技术经济效果， 已成为厚煤层开采的发展方向之一。煤层厚度在410m， 甚至达20m，煤的硬度系数f=0.54.0， 倾角在30。以内的缓倾斜、倾斜厚煤层以及急倾斜特厚煤层都可应用放顶煤开采。但在放顶煤开采的发展过程中， 也还存在人们普遍关注的如何降低煤炭损失和确保安全生产的有关技术问题。第四章 采区巷道布置4.1 采区主要参数的确定4.1.1 倾斜长度:960m 走向长度：800m4.1.2 生产能力首先确定达到设计产量时工作面总线长：式中：采煤工作面总线长，m；矿井设计年产量，t/a；回采出煤率，可取0.9；m同采煤层总厚度，m；煤层容重，t/m3；工作面采出率，97%、95%、93%；年推进度, L=330nI；其中：330矿井年工作日，d；日循环数，3个；循环进度，1.0m；正规循环系数，=0.81 。L=33031.00.9=891mmb. 确定同采工作面个数式中：同采工作面数，个；工作面总线长，m；同采煤层数(或分层数)；l回采工作面长度，mN=157.4*1/180=1确定为一个同采工作面，工作面长度为180m。生产能力：A=LvMCL工作面长度；V工作面推进度， M工作面平均采高； 煤层容重，1.38t/m3； C 工作面回采率，取93%A=180*891*2.1*1.38*0.8=432246.5532t4.1.3 煤柱尺寸井田边境保护煤柱在井田边境留设20m的保护煤柱，西边的断层边界煤柱以30m留设，采区边界煤柱取10m左右。护巷煤柱尺寸煤厚煤柱尺寸巷道薄及中厚煤层厚煤层备注巷道一侧两巷之间巷道一侧两巷之间水平大巷30404050煤层倾角较大时煤柱宽度可小些采区上(下)山20左右20左右304020254.2采准巷道布置该采区沿倾斜方向布置4条区段，由3条上（下）山连通，分别为：运输上（下）山，回风上（下）山，轨道上（下）山，全部布置在煤层中；采区车场共计4个，分别为上部车场、中部车场两个、下部车场；采区硐室为采区煤仓、采区变电所、绞车房。4.3 采区主要设备配备情况在该采区采用综合机械化开采，采用单巷布置，运输上山内设置有刮板输送机；区段运输平巷的一侧需设置转载机和胶带运输机；另一侧设置泵站和移动变电所等电气设备，故巷道断面较大，一般达12以上。由于产量大、通风量大，区段回风巷断面基本上与运输巷相同或者不小于12。由于巷道断面较大，不利于巷道掘进和维护，要求采用强度较高的支护材料。根据围岩条件可采用梯形金属支架或U型钢拱形可缩性支架。条件适合时采用锚杆支护。4.4 主要采准巷道断面设计根据国内外掘进设备及技术参考，岩石大巷采用液压凿岩机台车机械化作业线，月进度为120m。煤巷，半煤岩巷采用综合机械化掘进机组。煤巷月进度为400m，半煤岩巷月进度为250m,主副立井的月进度为50m，风井的月进度为50m.。本设计中采准巷道有上山、绞车房、煤仓。4.4.1巷道断面设计应满足的条件1. 保证人员通行安全；2. 合理布置该断面的管路及电缆等；3. 断面能过最大风量时，不得超4. 不得小于煤矿安全规程规过煤矿安全规程规定的风速；5. 按水量要求，设置水沟；定的最小净断面和最小净高度；6. 满足其它要求，如需在巷道一侧堆放坑木和材料或安装其它设备等。4.4.2巷道断面的选择1 选择断面形状应考虑的素1） 巷道所处的位置及围岩的物理力学性质、矿山压力的大小及作用方向；2） 巷道的服务年限和用途；3） 巷道的支护式和支护材料；4） 施工技术及其装备的情况；5） 邻近矿井同类巷道断面的断面形状及其维护情况等。 当巷道围岩比较稳定，矿山压力不大，服务年限不长时，一般宜选用矿用式字钢支架、锚杆或钢筋混凝土支架进行支护，其断面形状一般为梯形或矩形。如采区内的准备巷道和回采巷道。 当巷道围岩不太稳定，矿山压力较大，且服务年限较长时，一般宜采用锚喷、混凝土砌碹或U型钢可伸缩性支架进行支护，断面形状一般为拱形、圆形或椭圆形。设计运输石门位于岩石中，顶板压力较大，服务年限较长且巷道围岩比较稳固，为了减少一使用过程中掘进费用和维护费用，多采用拱形断面。拱形断面一般包括半圆拱、圆弧拱和三心圆拱形。在目前条件下多采用半圆拱。2方案比较1） 半圆拱形断面：目前开拓、准备巷道和硐室普遍采用的断面形状，多在顶板压力大，侧压小，无底鼓的条件下使用。2） 圆弧拱形断面：由于光爆锚喷支护的推广，拱部成形好，施工方便，多用于准备巷道。当跨度较大时，较半圆拱形断面利用率高。3） 三心圆拱形：与半圆拱形相比，拱顶承压能力差，但断面利用率高，适用于围岩坚硬的开拓巷道，上（下）山和硐室。综合以上地质条件及方案比较：本采区由于服务年限较长，且布置在岩石中，采用锚喷支护，开拓巷道顶压大，测压小，无底鼓，故该设计采区考虑用半圆拱形断面的运输大巷。4.4.3巷道断面尺寸的确定巷道断面净尺寸，应根据该巷道内运行车辆或其它运输设备的最大轮廓尺寸以及架设管线、行人、设备的运送、安装、检修和施工要求等因素确定，并应按通风要求进行验算。1、 巷道断面净宽度的确定巷道净宽度是运输设备的最大轮廓尺寸，煤矿安全规程所规定的人行道宽度以及有关的安全间隙相加之和。 另外，当水沟设于人行侧，且水沟净宽大于等于500，应根据轨道铺设的要求加宽人行道。 拱形断面的主要运输巷道净宽度，综采矿井不宜小于3.0m，其它矿井不宜小于2.0m，拱形巷道的其它巷道净宽度不宜小于2.0m，矩形巷道断面净宽度不宜小于2.0m，梯形巷道断面顶部净宽度不宜小于1.8m。本矿的设计生产能力为150万吨，所以选用1.5t固定式矿车，轨型为24kg/m，主要用于辅助运输，运煤采用皮带输送机，电机车型号为XKg6/140KBT,长4490mm，固定式矿车长2400mm。查设计手册可知其主要技术参数如下表：蓄电式电动机车参数表1产品型号机车外形及主要尺寸mm总长总宽轨至顶棚高牵引高度轴距轮径XK8-6.7.9/140-KBT449010501212135016003204301150680蓄电式电动机车参数表2产品型号整备数量t轨距mm小时参数蓄电池组牵引电机最小曲线半径调速方式制动方式备注牵引力速度Km/h电压V容量Ah功率台数KW台KNKgXK8-6.7.9/140-KBT860076290012.8313087.814044015X27斩波机械单司机室1.5t固定式矿车宽1050mm、高1150mm由此可知，电机车采用600轨距，经查表得双轨中心距为1300的双轨巷道。1.5t固定式双轨中心距为1300。综采矿井非人行侧宽a=500，人行侧从道砟面起1.6m高度范围内设备与拱、壁间的c=1000mm。设计采区采用双轨巷道布置，因此巷道净宽度：B=a1+b+c1 B巷道净宽度，； a1 ，c1分别为非人行侧和行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，； b轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，；故巷道净宽度为： B=a1+b+c1=（500+1050/2）+1300 +（1000+1050/2）=3850采区运输巷道常用道床参数表：巷道类型钢轨型号kg/m道床总高度hc/mm道砟高度hb/mm道砟面至轨道面垂高ha/mm采区运输巷道上、下山2215380350可不铺设道砟，轨枕沿底板浮放，也可以在浮放轨枕两侧充填掘进矸石2、拱形巷道净高度：拱高：半圆拱形巷道拱高为巷道净宽度的一半，即：R= h0=B/2=1925；按煤矿安全规程规定，取h4=2000，查表选用24/m钢轨，再查表得hc=360mm，道碴高度hb=200mm，轨道中线到巷道中线间距b1=B/2-a1=3850/2-1025=900。已知主要采准巷道的断面参数如下表序号准备巷道名称断面形状支护材料巷道断面(m2)长度(m)工程量（m3）净掘净容积掘进体积1绞车房矩形锚喷1315.668010401252.82运输上山半圆拱U型钢1314.8561479829117.93轨道上山半圆拱U型钢1314.858891155713201.654回风上山半圆拱U型钢1314.858431095912518.555煤仓圆形混凝土19.624.630588738由此可知巷道净断面面积S=13，由公式S=B(0.39B+h2) 计算得h2=1875mm综上计算，并考虑有一定的余量，本巷道的净高度H= h2+h0=1875+1925=3800mm.1、 确定巷道断面面积S和净周长P：取喷射混凝土厚度T=100mm，则巷道设计掘进宽度：B1=B+2T=3850+2100=4050.巷道设计掘进高度：H1=H+hb+T=3800+200+100=4100h3=h2+hb=1875+200=2075mm，由此可得巷道设计 掘进断面面积：S1=B1(0.39B1+h3)=4050（0.394050+2075）=14.8m2巷道净断面面积：S= 13m2净周长P=2.57B+2 h2=2.57*3850+2*1875=13644.5mm4、布置水沟和管线（1）水平巷道及小于16的倾斜巷道的水沟，一般布置在行人侧，当非行人侧有适当的空间时，亦可布置，但应尽量避免穿越轨道或运输机。（2）在水平或倾斜的砌碹巷道，可将沿水沟一侧的巷道基础加宽50以上，以便搭设水板顶面与道碴面齐平。（3）旱采水沟坡度应于巷道坡度一致，考虑到流水畅通，平巷的坡度不应小于3，巷道横向水沟坡度不应小于2，采区巷道坡度不宜小于4。（4）在确定水沟最小流速时，应不使煤泥等杂物沉淀，其值不应小于0.5ms；混凝土砌筑时的最大流速为510 ms。已知该矿井正常的涌水量一般，为138m3/h。现在采用水沟坡度3，得水深400宽400，水沟净断面面积0.16，掘进断面面积0.203。管子悬挂在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方。设计支护参数表序号项 目设计要求允许误差（mm）1净宽3850-30+602净高38000+1003柱窝左2000+50右2000+504水沟规格4004000+505毛断面（m2）5.5+0.145.64U型钢棚4.5 采区生产系统4.5.1 运煤系统：在运输上山和运输巷内均铺有刮板输送机，其运输路线为：工作面运出的煤炭，经运输巷、运输上山到采区煤仓上口，通过采区煤仓在采区运输石门外装车外运。最后一个区段工作面运出的煤，则由区段运输巷至运输上山，在运输上山铺设一台刮板输送机，向上运至煤仓上口。4.5.2运料排矸系统运料排矸石采用600mm轨距的矿车和平板车。物料自下部车场，经轨道上山到上部车场，然后经区段回风巷送至采煤工作面。区段回风巷和运输巷所需的物料，自轨道上山经中部车场送入。掘进巷道时所出的岩石或采煤所出的矸石，利用矿车从各平巷运出，经轨道上山到下部车场。4.5.3通风系统：采煤工作面所需的新鲜风流，从采区运输石门进入，经下部车场、轨道上山、中部车场，分成两翼经过运输巷到达工作面。从工作面出来的污风，经回风巷，右翼直接进入采区回风石门。掘进工作面所需的新鲜风流，从轨道上山经中部车场分成右翼送至回风平巷。在平巷内由局部通风机送往掘进工作面，污风流则从回风上山进入采区回风石门。采区绞车房和变电所所需的新鲜风流是由轨道上山直接供给的。采区绞车房的回风是经由调节风门进入采区回风石门的；变电所的回风是经由回风上山进入回风石门；煤仓不通风，煤仓上口、上山刮板输送机机头硐室的新风直接由调节风窗供给。