王行庄煤矿11采区设计毕设论文.doc

河南理工大学成人高等教育毕业设计
河南省新能开发公司王行庄煤矿11采区设计
摘 要
本设计是对河南省新能开发公司王行庄煤矿所作的首采区初步设计。王行庄煤矿自然地质条件中等，二1煤层平均厚度4.5m。矿井为低瓦斯，煤尘都具有爆炸危险性，煤层均有自燃发火倾向，自燃发火期为16个月。矿井涌水量中等。设计采用立井两水平条带加采区式开拓，综合机械化开采。主要对采区巷道布置、回采工艺进行了初步设计，对采区运输、提升、通风、排水等生产系统进行了描述和设备选型计算。设计时根据现有经济技术条件，尽可能采用先进的开采技术和设备，并对采区的防治措施阐述了一些本设计者的个人见解。

关键词：煤矿 采区初步设计 开采方法 综合机械化

目 录
前 言 1
1 矿井概况 2
1.1矿井基本概况 2
1.2矿井生产概况 6
1.3矿井主要生产系统 7
2 采区基本条件 11
2.1采区煤层条件 11
2.2采区生产状况 13
3 采区巷道布置设计 16
3.1采区上（下）山布置 16
3.2采区回采平巷布置 17
3.3采区主要硐室布置 18
3.4采区主要生产系统 19
3.5工作面接替顺序 20
3.6采区运输设备选型 20
3.7采区风量 23
4 采煤工作面回采工艺设计 28
4.1工作面基本条件 28
4.2工作面回采工艺方式 29
5 工作面生产组织设计 37
5.1掘进工作面生产组织 37
5.2采煤工作面质量管理 38
5.3采煤工作面生产组织管理 40
6 工作面安全技术措施 43
6.1工作面灾害事故防治及避灾路线 43
7采区主要经济技术指标 45
参考文献 46
结 论 47
谢 辞 48
附图
①11采区巷道布置平面图（1：2000）
②11采区巷道布置剖面图（1：2000）

前 言
毕业设计是对采矿工程专业几年学习的终结考核，也是大学本科学习生活的一次深刻总结。在学校教学环节安排下，通过毕业实习较为全面的了解了矿井的各生产系统，使专业学习得于感性和理性的转化，以此为基础进行的毕业设计，是一次由工科学生向工程技术人员转变的考验，更是一次作为工科学生是否具备工程技术人员基本素质的考察。所以设计期间，严格执行教学大纲要求，以严谨的态度力求使设计完善、完美。
本设计是以河南省河南省新能开发公司王行庄煤矿为地质储量基础，根据李宝富老师的具体要求进行设计的。矿井自然地质条件较简单，设计开采煤层为二1煤，平均厚度4.5m，属厚煤层。开采煤层有自燃发火倾向性，煤尘有爆炸危险性，矿井为低瓦斯矿井，矿井涌水量中等。
通过毕业实习现场考察学习，在收集的资料基础上，按照毕业设计大纲和设计任务要求，广泛参考煤矿矿井开采设计的有关书籍、资料和网络信息，依据《采矿工程专业毕业设计指导》、《煤矿安全规程》等在原则上指导煤矿矿井初步设计的有关规定和煤矿工业设备选型的要求，对王行庄煤矿二1煤层进行了采区初步设计。
设计中所采用的采区巷道布置方式、回采方法经过方案比较和验算符合自然地质条件限制，满足设计要求。所选用工业设备与矿井设计生产能力及矿井自然地质条件相匹配，能够顺利达产，满足技术上最优、经济上最省的设计原则。
河南理工大学成人高等教育毕业设计 1 矿井概况
1 矿井概况
1.1矿井基本概况
1.1.1地理位置与交通
王行庄井田位于河南省新郑市西侧，行政区划属新郑市辛店镇和城关镇及新密市大隗镇管辖
G107国道、郑新公路、京广铁路、京珠高速、郑石高速公路从井田东侧通过，新密公路从井田南部通过。
区内公路以新郑市为中心，可通往郑州(40km)、新密(48km)、禹县(38km)、平顶山(110km)、许昌(74km)等地。新郑国际机场位于井田的东北部。本区已形成非常便利的立体交通网络。
1.1.2自然地理概况
地形特征
井田内绝大部分为第三、四系冲积层覆盖，为平原微丘地形。地势总体比较平坦，仅西北部冲沟较发育，西部边缘地带出现一些小丘陵和零星突起。井田内海拔标高一般在+100m～+175m，平均为+125m左右，相对高差约为75m。
本区属大陆性半干旱气候，其特点是干湿季节性交替明显，年温差较大，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷，春秋两季气候宜人。年平均气温14.1℃，月最高气温38.6℃（1976年6月），月最低气温为-8.1℃（1977年1月）。每年6～9月为雨季，年最大降水量为977.1mm（1954年），最小降水量为213.9mm（1985年），年均降水量为592.6mm。年蒸发量为1680～2041mm。本区风向风力随季节交替变化，夏季多东南风和南风，冬季多西北风和北风，年平均风速2.37m/s，最大风速为18m/s。月平均相对湿度8月最大为83%，1月最小为63%，年平均相对湿度为70%。年均霜期为159天，年均雾日为32天。结冰期一般为12月至翌年3月，冻土深度为100mm～150mm，积雪厚度150 mm～200mm。
根据河南省地震局资料，本区历史上未发生过大的地震，本矿井所在地区新郑市抗震设防烈度为7度。
②构造特征
井田可采煤层为二1煤层，二1煤层平均厚度4.5m，煤层原生结构简单，局部有1-2层夹矸，夹矸厚度0.05-1.47m，西部有2条大断层割断整个井田，东部构造比较简单。发育着一些小的可以忽略的断层。地质构造整体比较简单，但有的采区比较复杂，局部不能开采。
③煤质特征
二1煤：黑～黑灰色，具半金属～玻璃～油脂光泽，条带状结构，粒状小块状构造。偶含黄铁矿薄膜，属半亮～光亮型煤。原煤为低灰，特低硫、低磷、极易选～极难选煤的贫瘦煤、贫煤和无烟煤，可作悬浮床气化用煤和动力用煤，贫瘦煤可用于炼焦配煤，无烟煤可作高炉喷吹用煤。发热量（Qgr.v.d）为29.65～30.41MJ/kg。
④水文地质
本井田内有两条河流，双洎河和沂水河。最高洪水位标高，一般为+102.33m～+103.31m，新郑市西关双洎河桥位置洪水位标高为+105.68m，其桥面标高为+108.04m，洪水期对地面建筑无影响，河流距主要开采煤层二1煤约400m左右，且对地下水的补给仅限于局部地段，补给量很小，对开采影响不大。
（1）含水层的水文地质
本井田共有含水层七层，分别为：
1、寒武系上统长山组白云质灰岩岩溶承压水含水层，该含水层大体上沿滹沱背斜轴部地带，埋藏深度400m左右，向北东方向逐渐增加到1400m。该含水层与O2m灰岩含水层为一个统一含水层。
2、奥陶系马家沟组灰岩岩溶裂隙水含水层，该含水层强富水，但不均一，主要富水地带为滹沱背斜轴部、露头风化带及断裂带。含水层距上覆一1煤层平均9.43m，是一1煤层底板直接充水岩层。同时，由于该含水层和C3tL1-4、C3tL7-8灰岩含水层有水力联系，所以对二1煤的开采也有较大影响。
3、石炭系太原组下段（C3tL1-4）灰岩岩溶裂隙承压水含水层，该含水层是一1煤层顶板板直接充水岩层，对煤层的开采影响较大。
4、石炭系太原组上段（C3tL7-8）灰岩岩溶裂隙承压水含水层，该层是二1煤层底板直接充水岩溶含水层。
5、二叠系山西组（P1sh）砂岩孔隙裂隙承压水含水层，该层为二1和二3煤层顶板直接充水含水层，但富水性较弱，对煤层开采影响不大。
6、上、下石盒子组及上部砂岩孔隙裂隙承压水含水层，上、下石盒子组砂岩裂隙较发育，该套砂岩虽厚度较大，但富水性弱，其间因有数层砂质泥岩及泥岩隔水层而水力联系不佳，所以对七4煤层及下伏二3、二1煤层的开采影响不大。
7、第四系孔隙潜水含水层。
（2）隔水层
1、一1煤层底板铝土质隔水层
该层位于奥陶系灰岩顶面至一1煤层底面之间，厚度1.87～33.84m，该层层位较稳定，岩性致密，隔水性良好，但因该层在局部地段很薄，尤其在受断裂错动的情况下，奥陶系灰岩高压岩溶水将对一1煤层的开采有直接影响。
2、太原组中段砂泥岩隔水层
该层系指L4灰岩顶面到L7灰岩底面之间的砂质泥岩为主，夹细粒砂岩、薄煤层和不稳定的L5及L6灰岩，厚16.83～68.33m，该层层位较稳定，隔水性较好，为C3tL1-4灰岩与C3tL7-8灰岩之间的隔水层，但在断裂切割处以及背斜轴部张裂带上，将会形成上、下含水层间的水力联系。
3、二1煤层底板砂泥岩隔水层
指L8灰岩顶面到二l煤层底板之间的砂、泥岩段，据本区揭露该层厚度1.61～43.82m，平均厚10.96m，该层有一定的隔水作用。隔水层厚度小于5m以及断裂破碎之处会造成底板突水可能。
4、石千峰组上段细粒砂岩、砂质泥岩隔水层
该层在井田西缘有零星出露，大部分被第三、四系掩盖。岩性为砂质泥岩和细粒砂岩，孔隙裂隙不发育，对上覆下伏含水层起隔水作用。
5、上第三系（N1l）砂质粘土及粘土隔水层
由厚度为0～656.85m，平均厚255.02m的砂质粘土和粘土组成。由于厚度大，层位较稳定，所以是第四系含水层与下伏基岩含水层之间良好的隔水层。
本井田水文地质勘探类型为第三类第一亚类第二型，即以底板溶蚀裂隙充水为主的水文地质条件中等偏复杂的岩溶充水矿床。矿井正常涌水量1910m3/h，最大涌水量为2491.39m3/h。
⑤开采技术条件
（1）地温根据147勘探队施工的恒温观测孔一年观测资料，恒温带的深度30m，温度16℃,地温梯度2.0～2.4℃/100m，平均2.2℃/100m，其中第四系近似地温梯度1.8～2.3℃/100m，平均2.1℃/100m，基岩段近似地温梯度2.1～2.5℃/100m。其中第二水平温度在26～30℃，第三水平温度在30～37℃，以下为高温区。
（2）瓦斯、煤尘及自然发火
井田西部瓦斯成分以CH4为主，为沼气带范围，两极值为6.43～98.71%，次为N2和CO2。中东部瓦斯成分则以N2和CO2为主，为瓦斯风化带，CH4成分较低。
二1煤沼气带分布在井田西部、深部及第10勘探线以西块段，其余为瓦斯风化带。
二3煤瓦斯赋存规律和特征与二1煤近似，但沼气带范围小，西部煤层较厚地段瓦斯含量稍高。
七4煤和一1煤均属瓦斯风化带。一1煤瓦斯成分为0～22.32%，瓦斯含量为0～0.39ml/g可燃物。
根据实测数据资料分析及计算，矿井瓦斯绝对涌出量为19.18 m3/min，相对涌出量为10，68 m3/t，为低瓦斯矿井。
七4、二3和二l煤层火焰长度分别为10mm、14mm和10mm；加岩粉量分别为40%、43%和43%，结论为均有爆炸危险性，所以七4、二3和二l煤层应为有煤尘爆炸危险煤层。一1煤无煤尘爆炸性资料。
通过地质报告钻孔样品燃点测试结果，确定二3和二1煤层均为不易自燃煤层。
本区属地温正常背景下存在局部地温异常区。据井田内10个钻孔恒温带观测，本井田恒温带深度10～18m，温度16～16.93℃，一般16.3℃。地温梯度2.0～5.39℃/100m，平均3.5℃/100m。初期开采块段地温正常，I级热害区主要在东部的东土桥断层与双洎河断层之间以及西部二1煤层-400m标高以深区域，II级热害区主要分布在双洎河断层以东，占井田面积的9.12%。
1.1.3井田境界
赵家寨井田范围为：北部以大隗断层为界，南部西段以欧阳寺断层为界，南部东段以新密公路为界，西部以二1煤-800m底板等高线为界，东部以贾梁断层和二1煤露头线为界。地理坐标为：东经113°34′00″～113°43′00″，北纬34°23′30″～34°26′30″。
1.1.4矿井工业储量
全矿井工业储量的具体计算如下：
（1） 井田的水平投影面积为：

（式1-1）

由于煤层的平均倾角为24度，所以井田中二1煤层的实际面积为：

（式1-2）
（2）工业储量为：

（式1-3）
其中：S——表示二1煤层的面积，㎡；
h——表示煤层厚度，m；
u——表示煤的容重，取1.35t/m.
符合煤炭工业设计规范的要求。
1.1.5矿井设计生产能力及服务年限
矿井设计生产能力为180万吨，根据可采储量、井型与服务年限之间的想适应关系得：
矿井服务年限为：

（式1-4）
其中，K——表示矿井储量备用系数，一般取 1.3—1.5。这里取1.4。
经核算，矿井及第一水平的服务年限符合煤炭工业设计规范的规定。
1.2矿井生产概况
①主要开拓巷道
主要开拓巷道有主石门，运输大巷，回风大巷，这些大巷均布置在底板砂岩中，由于本矿设计运输大巷和回风大巷分开，采用单巷掘进。因此第二水平回风大巷即为维护下来的第一水平的运输大巷，故上山即大巷维护时间长。本矿在井田东西部打风井，位于井田两翼的采区分别从东西风井回风，由于地质条件的限制，本矿井田中部有一大块煤被2大断层分割，角度比较小，适宜采用带区布置，双巷掘进，回风在井田中部打中央风井。所有巷道均采用锚喷支护。
②井筒形式、数目和位置的确定
根据以上的一些基本原则和不同开拓的分析可知，本矿井采用立井开拓在技术、经济、安全等方面综合起来最合理。工广位于井田的中央。风井位置的确定要兼顾到矿井后期的通风情况。一个主井、一个副井、两个风井、一个中央风井。
③开采水平的确定
本矿井煤层倾角比较大，煤层垂高比较大，从-150米到-1000米，所以不能采用单水平开拓，。可以考虑划分两个或三个水平。用两水平时，第二水平应该用上下山开采，三水平是全部采用上山开采。多水平开拓是，应该考虑其服务年限。
④大巷和井底车场的布置
决定开拓一条运输大巷、一条回风大巷。由于服务于整个井田，年限比较长，故大巷全部布置在煤层底板沙岩中，距煤层30米，大巷之间的距离为25米。布置在岩层中，其优点是巷道维护条件好，维护费用低，可以较好的控制方向和坡度；另外可以减少煤柱损失，同时便于设置溜煤眼和煤仓。
井底车场的型式和布置形式：本矿采用立井开拓，暗斜井延深，布置三个水平，其中第一第二水平有2车场，这2个车场在平面图上重合，都采用卧式车场，另外还要布置一个斜井上部车场和下部车场，本矿年产180万吨/年。
1.3矿井主要生产系统
①运煤系统
工作面→刮板输送机→ 区段运输平巷→区段运输石门→溜煤眼→采区运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地面
②运料系统
材料从地面（经罐笼）→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→采区回风石门→区段回风平巷→工作面
③运矸系统
掘进工作面出的煤和矸石→区段回风平巷→采区回风石门→采区上部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底车场→地面
④行人系统
地面→ 副井→井底车场→ 运输大巷 → 采区下部车场→轨道上山 →采区中部车场→区段运输平巷→回采工作面
⑤通风系统
新鲜风：大巷→采区轨道上山→区段轨道石门→上层煤下区段轨道平巷→联络巷→区段运输平巷→冲洗工作面后进回风平巷→采区回风石门→回风巷→风井。
风机型号G４-73-11NO25D两台，配用电机功率400ＫＷ两台。
1.3.1大巷运输设备选择
本设计中，大巷由于转弯过多，如选用胶带运输，需要分段铺设，从而增加了胶带输送机的铺设台数，不利于充分发挥胶带运煤的优越性，故大巷决定选用矿车运输。由于本设计中井型为180万吨，也属于大型矿井，故选用3t底卸式矿车。设计矿井为低瓦斯矿井，其牵引方式可以为架线式或铅蓄电池式电机车牵引，但考虑到架线式电机车需要较大的巷道断面，且会产生不良的泄漏电流，加之本矿井煤层有自燃发火倾向且煤尘有爆炸性，从安全技术经济三方面考虑决定选用铅蓄电池式电机车牵引矿车。辅助运输选用1.5吨固定箱式矿车，材料车、平板车也为1.5吨容积。
1.3.2确定矿井通风系统
根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行方案，通过优化和技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生火灾事故后，所选择的通风系统能将火灾控制
在最小范围，并能迅速恢复生产。根据本矿实际情况和对各种通风系统的比较，本矿前期采用两翼对角式通风，后期在井田中央打中央风井，专门为带区开采部分回风。
1.3.3选择矿井通风设备
根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井东区前后期风机型号均为ZK-60-No.24的对旋式轴流风机。
表1-1工况点
型号
时期
叶片安装角
转速 (rpm)
风压 (Pa)
风量 (m/s)
效率
输入功率kw
ZK-60-No.24
容易
40°
600
2082
101.7
0.75
360
困难
40°
600
2188
101.7
0.75
365
根据电动机的输出功率和输入功率以及主扇要求的转速选择型号为Y400-54-6的同步电动机，其详细参数见表1-2。

表1-2电动机参数
时期
型号
功率kw
效率（%）
电流（A）
转速rpm
容易
Y400-54-6
400
94.41
47.7
896
困难
400
94.41
47.7
896

9

河南理工大学成人高等教育毕业设计 2采区基本条件
2 采区基本条件
2.1采区煤层条件
2.1.1 采区位置及范围
矿井首采区位于井田西第一水平上山部分，南以风氧化带为界，北以第一水平-475煤为界，西以井田边界为界，东以工业广场煤柱为界，煤层倾角24°，东西走向3250m，最短2500m，平均2.687km，倾向760m,阶段垂高750m。
2.1.2煤质及煤层特征
山西组二1煤原煤为低灰，特低硫、低磷、极易选～极难选煤的贫瘦煤、贫煤和无烟煤，可作悬浮床气化用煤和动力用煤，贫瘦煤可用于炼焦配煤，无烟煤可作高炉喷吹用煤。。煤层特征表2-1
煤层特征表 2-1
煤层
煤厚（m）
煤层结构
夹矸厚度/层数
顶板
底板
稳定性
二1
4.5

泥岩，砂质泥岩，细砂岩
砂质泥岩
稳定
二3
1.5

砂质泥岩，细砂岩
泥岩，砂质泥岩
稳定
由于火成岩的侵入，牌号多而复杂难以严格划分，井田西部几乎全为天然焦。东部大部分为气、肥煤。也有部分天然焦，根据二1样测定，瓦斯含量为0.05～0.102毫升/克，为瓦斯矿井，由于采样密封不严，测得数据偏低，按二级瓦斯矿井设计。
据采样测定及邻近矿井资料，定为爆炸危险矿井，本井田除天然焦外，均具有轻重不等的自燃发火可能。
2.1.3煤层主要地质构造
矿区受区域地质构造的影响，构造以断裂为主。断层较发育，且多为张扭性正断层，褶曲不发育。构造受先期东北向应力的一向，断层多以东北为主。后期背斜形成又受张应力的影响，即先扭后张，由于背斜轴部断裂发育，岩浆多从背斜轴部断裂涌出，形成时期为燕山期。根据勘探及井下开拓资料，断层大致都平行展布，倾向一致，断层面倾角都较大。
2.1.4水文地质及瓦斯
根据勘探采样试验结果表明，井田内部各煤层瓦斯含量较低，相对涌出量低于10m/t，但煤层瓦斯含量随深度增加加大。
除东部微山湖和京杭大运河外，无较大的地表水，微山湖水流域面积31700 k㎡，积水面积1266 k㎡，湖水常年标高+31.0～33.0m，雨季水位增高2～3米，地表水系简单，不对井下开采造成影响。
（1）采区工业储量
Q=SMR/10 （式2-1）
式中：
Q——采区工业储量
S——采区面积
M——煤层厚度
R——煤容重
代入上式
Q = 1838000×7×1.35 （式2-2）
= 1737（万吨）
（2）采区煤柱损失
P=（30×2×750+20×750+10×3250+3×10×2450）×7×1.35
=156.87（万吨） （式2-3）
（3） 落煤损失
P= P×4% （式2-4）
=6.27（万吨）
因此采区采出率为
（式2-5）
按《规程》规定，要求采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85，经过验算符合安全规程规定。
2.1.5首采取区尺寸及参数设计
矿井首采区位于第一水平上山部分，煤层平均倾角24°，走向长度2.7km，本矿采用综合机械化开采，可设计一个面满足矿井产量。
2.2采区生产状况
2.2.1采区生产能力
本采区一个工作面达产，年产量180万吨/年。工作面生产能力按照确定的工作面长度，选取工作面进度及采高，其日产量确定为
（式2-6）
——采高
——循环进尺
——煤的容重
——工作面采出率
——每日循环数
（1）计算每割一刀煤的时间
a：纯割煤时间T
（式2-7）

——工作面长
——斜切段长
——采煤机牵引速度
b：割煤作业辅助时间T
（式2-8）
式中为采煤机运行时候的牵引速度 取6m/s
c：必须的问题时间
其中包括割一刀煤检查机器，更换截齿时间，正常开停时间，采煤机改变牵引方向时翻挡煤板的时间及滚筒调位时间。根据实际一般取T=20分
所以每割一刀所需的时间 = T+T+T （式2-9）
=56.25+4.2+20
=80.45（分）
（2）计算端头作业时间T
本工作面端头支护采用端头液压支架，选取端头作业时间25分钟。
（3）故障时间T
根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间约为总工时的8%～15%。每割一刀影响时间为15～30分钟。在次取25分钟。
因此每割一刀循环时间
T=T+ T+ T （式2-10）
=80.45+25+25
=130.45（分）
（4）综放工作面生产能力
（式2-11）

掘进出煤
Q=175.65% （式2-12）
=8.78（万吨）
采区生产能力
Q=175.6+8.78 （式2-13）
=184.38（万吨）
2.2.2确定区段斜常与数目
区段斜长=采煤工作面+区段煤住宽度+区段上下平巷宽度
（式2-14）
则：
（式2-15）
取m=10m, B=4m
——区段斜长
——工作面长度
——煤柱宽度
——区段平巷宽度
（式2-16）

其中首采面工作面长度由于工业广场限制取200米，其他2区段平均分配，取164m。
2.2.3煤柱留设
采区内煤柱主要为采区边界煤柱，采区上山煤柱，区段煤柱。
该采区上部以风氧化带为界，留设20m煤柱。为防止采空区矸石冒落，采区两边各留设20m煤柱。水平运输大巷布置在煤层底板20m以下的稳定岩层中，不必留设保护煤柱，采区上山布置在煤层底板岩层中，但是由于其服务年限比较长，要服务于第二，三水平的通风，故留设30m煤柱。在矿井服务后期可回收部分煤柱，两条大断层两侧各留设40m煤柱。见表2-2
表2-2
煤柱名称
断层煤柱
上山保护煤柱
边界煤柱
区段煤柱
煤柱宽度
240
230
20
10

15

河南理工大学成人高等教育毕业设计 3采区巷道布置设计
3 采区巷道布置设计
3.1采区上（下）山布置
3.1.1采区上山布置
图3-1
首采区第一水平布置在采区中央，整个矿井原打算用两翼对角式通风，但是由于井田中央部分煤需要采用带区开采，所以决定双巷掘进，在井天中央打回风风井，形成混合式通风。整个矿井分三个水平，上一水平采完，其运输大巷和上山供下一水平回风用。因此上山和大巷的维护时间比较长。每个水平上山布置在二3煤层底版岩层中，两煤层间距20m，采用联合布置上山开采。轨道上山布置在8号煤层底版10m岩石中，运输上山布置在距煤曾底版14m岩石中，2条上山平均距离20m。如右图所示。
3.1.2采区车场形式选择设计
（1）采区上部车场
采区上部车场是采区上山与上部区段回风平巷或阶段回风大巷之间的一组联合巷道和硐室，它的基本形式有平车场的甩车场。
由于采区上部顺向平车场车辆运行顺当，调车方便，所以本矿采用采区上部平车场作为采区上部车场。缺点：巷道断面大，易出现跑车事故，所以应加强安全措施。
顺向平车场与逆向平车场选择主要是根据轨道上山绞车房及回风大巷相对位置和运输量确定。货运量大，车场线路与总回风巷相接宜采用顺向平车场。而甩车场主要用于煤层轨道上山，所以这里不适用。
（2）采区中部车场
联系上山和中部区段平巷的一组巷道称为采区中部车场，采区中部车场，般为甩车场。根据采区巷道布置，区段划分不同，采区里可以设置一个或几个中部车场。在此采用石门式中部车场。中部车场多采用石门式甩车场，根据采区航道布置，在单一薄及中厚煤层中多采用绕道式中部车场或平巷式中部车场。
（3）采区下部车场
采区下部车场与阶段运输大巷相联结的一组巷道。采区下部车场通常设有装车站绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式，石门装车和绕道式装车三种形式。
由于上山倾角大于12°，且起坡点落在大巷顶板，且顶板围岩条件好，顾采用大巷装车顶板绕道式下部车场。该车场调车方便，线路布置紧凑。工程量省。但绕道维护量大，影响大巷通过能力。
3.2采区回采平巷布置
该采区开采单一煤层，煤层厚度为4.5m，且煤层硬度为f=2，属于中硬煤层，故将区段平巷布置在煤层中，为了尽量减少护巷煤柱，区段上下平巷均布置在煤层中，区段平巷基本上沿着煤层低板等高线布置，但区段上下两个平巷必须保持直线，并且要相互平行，以保证工作面长度的稳定。区段平巷均采用半圆拱型断面，锚网支护。为了减轻动压对巷道的影响，保证工作面顺利向前推进，根据本工作面超前动压的影响范围，对工作面安全出口30m范围内进行超前支护，由于上下平巷为采用锚杆支护的矩形巷道，顶板压力比较大，故超前支护形式为在巷道内侧设以单体液压支柱作腿，矿用工字钢作梁的加强支护。
3.2.1巷道掘进方法
由于本设计中运输上山和轨道上山均布置在岩石中，都属于岩巷掘进，因此采用先进的“新奥法”施工和光面爆破。这样，可以尽可能的减少对围岩的破坏，充分跳动围岩自身的承载能力并尽可能的控制围岩的变形，有效的防止围岩的松动，达到施工最大的安全度和最好的经济效果。
3.2.2巷道支护方式
根据所选取的采区上山和区段平巷断面，结合实习矿井的实习经验，决定采取运输上山和轨道上山采用锚喷支护方式，而区段平巷采用锚网支护方式。
3.2.3通风验算
又第九章矿井通风与安全可知，巷道的净断面均满足通风要求。

3.3采区主要硐室布置
3.3.1采区煤仓
井巷式煤仓有垂直式、倾斜式、混合式三种。煤仓断面分为圆形、拱形，少数为矩形。由于垂直式煤仓多为圆形，利用率高，不易发生堵塞现象，便于维护，施工速度快等优点，所以选择垂直式圆形断面采区煤仓。
目前煤矿采用采区煤仓，一般采用圆形垂直式。直径为2～5m。以直径4～5m煤仓应用较多。煤仓过高易引起煤压实起拱，引起堵塞现象，一般不超过30m。
3.3.2采区绞车房
采区绞车房是采区辅助提升的安装硐室，绞车硐室是否合理将直接影响到采区提升运输。
a 绞车房的位置
绞车房应位于围岩稳定的底版岩石中，不受岩层移动的影响，避开大的地质构造和含水层及有煤与瓦斯突出危险的地区。与相邻巷道之间应有足够的煤岩柱，以利于巷道维护。
b 绞车房通道
绞车房应有两个安全出口，即钢丝绳道和绞车房风道。绞车房设备均由绞车房绳道运入。绳道尺寸应能使设备最大部件通过，绳道内一般只设单边人行道，人行道位置最好与轨道上山人行道相一致，以利于行人安全。
风道主要用于回风、存放电器设备，绞车房通道长度应大于5m，并用不可燃材料支护。
3.3.3采区变电所
采区变电所是采区供电设备硐室，也是采区供电枢纽。由于低压供电压降较大，为保证采区正常生产，必须合理的选择采区变电所的位置。
a 采区变电所的位置和形式
确定采区变电所位置时，应该考虑采区变电所设在通风良好，围岩稳定，地压小，无淋水，易维护，易搬迁设备，并使其位于采区用电负荷中心。
为适应综合机械化采煤，常在工作面下部巷道设置移动变电站。当工作面推进100～200m时变电所移动一次。
3.3.4变电所的布置及尺寸
变电所内设备布置应该符合《煤矿安全规程》，变电所高度应根据行人高度，设备高度及掉挂灯高度的要求确定，取3.0m，通道高度取2.5m。变电所应用不可燃材料支护（锚喷支护），底版用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底版200～300mm，且具0.3%坡度。
3.4采区主要生产系统
3.4.1运输系统
工作面 → 区段运输平巷 → 区段运输石门 → 溜煤眼 → 采区运输上山 → 采区煤仓 → 大巷 → 井底
3.4.2运料系统
大巷 → 轨道上山 → 采区上部车场 → 采区回风石门 → 轨道平巷 →工作面
3.4.3通风系统
新鲜风：大巷→采区轨道上山→区段轨道石门→上层煤下区段轨道平巷→联络巷→区段运输平巷→冲洗工作面后进回风平巷→采区回风石门→回风巷→风井。
下区段时，区段轨道石门，上区段岩石集中运输平巷作回风用，因此要求轨道石门与运输上山也要相通。上区段生产时，在轨道石门与运输上山的连接处设风门，下区段生产时应将风门移到轨道石门与轨道上山的连接处附近。
3.4.4排矸系统
工作面 → 采区回风石门 → 上部车场 → 轨道上山 → 采区下部车场→ 轨道大巷 → 井底车场 → 副井 → 地面
3.4.5供电系统
地面变电所 → 副井 → 井下中央变电所 → 采区变电所 → 移动变电站→ 工作面
3.4.6排水系统
工作面（掘进头）→ 轨道大巷 → 井底车场 → 中央水泵房 → 副井 → 地面。（第二水平的水先排到第一水平，然后统一由第一水平排出）如工作面涌出积水不能排出，可采用局部小水泵抽排。
3.5工作面接替顺序
由于区段平巷采用双巷掘进，故区段回风平巷不受采动影响，第一采区右翼回采时，左翼开始准备，左翼开始回采时，右翼8号煤层准备。先左后又，
先采图3-5 工作面上顺槽 图3-6 工作面下顺槽

上层煤，后采下层煤。

3.6采区运输设备选型
3.6.1工作面运煤设备的选型
设计回采工艺时已经选定MG300-W型采煤机及与之配套的支撑掩护式液压支架。因此,只需对工作面刮板输送机和平巷内运煤系统的转载机、破碎机、可伸缩胶带输送机等设备进行选型即可。
（1）刮板输送机选型
根据以上比较，本矿采用综放开采，放煤部分块度较大、煤质较硬，割煤部分比较破碎、媒质相对较软，在坚持与采煤机配套的原则下，工作面采用SGZ-764/320型前刮板输送机和SGZ-764/400型后刮板输送机。
（2）转载机的选型
本设计工作面端头设一部SZZ-764/160型转载机。
其技术特征见表3-1。

表3-1 SZZ-764/160型转载机技术特征表
项目
数值
单位
出厂长度
37.8
m
输送能力
1100
t/h
链速
1.28
m/s
与带式输送机有效重叠长度
12.4
m
爬坡角度
12
。
爬坡长度
5.5
m
爬坡高度
1.93
m
电
机

型号
KBY-160

功率
132
Kw
电压
1140
v
中部槽规格（长×宽×高）
1500×764×222
mm
刮板间距
920
mm
质量
32
t
（3）破碎机选型
① 选型原则：
a破碎机的类型与破碎能力，应满足工作面可能出现的大块煤等状况的需要。
b破碎机的结构应与所选转载机结构尺寸相适应。
② 选型：
根据以上选型原则，本设计选择型号为PEM1000×1000的破碎机与转载机配套使用。其技术特征见表3-2
表3-2 PEM1000×1000型破碎机技术特征表
项目
规格
单位
结构特点
颚式

过煤能力
1200
t/h
破碎能力
500
t/h
进料口宽度
1000
mm
进料口高度
1000
mm
出料粒度
40～370
mm
电
动
机
型号
DSB-55Q

功率
55
KW
电压
660/1140
v
外形尺寸（长×宽×高）
3270×2260×1770
mm
（4）胶带输送机的选择
结合本矿实际条件，选用SSJ1200/M（A）可伸缩带式输送机。其主要技术特征见表3-3。
表3-3 SSJ1200/M（A）型的输送机技术特征表
项目
规格
单位
输送量
1200
T/
输送长度
1500
m
传动滚筒直径
800
mm
带速
2.5
m/s
托辊直径
133
mm
输送机类型
尼龙整芯阻燃带
宽1000mm
机尾搭接长度
12
m
机头外形尺寸（宽×高）
2595×1950
mm
储带长度
100
m
机尾搭接出轨距
1712
mm
电动机型号YSB-160
功率160×3kw
电压660v
质量
223
kg
（5）绞车选型
根据以上计算结果，考虑到矿井以后有很大的增产空间，在选择绞车时适当增大型号。故本设计确定选择JTB2×1. 8-20型矿用防爆液压无