采矿课程设计——中国矿业大学.docx

采矿学课程设计说明书学院:班级:学号:指导中国矿业大学20XX6月第一章采区巷道布置1第一节采区储量与服务年限1第二节采区内的再划分5第三节确定采区巷道布置与生产系统7第四节采区中部车场线路设计12第二章采煤工艺设计20第一节采煤工艺方式的确定20第二节工作面合理长度的验证30第三节采煤工作面循环作业图表的编制31第一章采区巷道布置第一节采区储量与服务年限设计条件和思路：1、采区生产能力选120万t/a2、计算采区工业储量，设计可采储量3、该采区走向长度3600m,倾斜长度IlOom一、工业储量的计算该采区走向长度3600m,倾斜长度IlOOm井田工业储量的计算Zs,=LXSXMXy式中Zx一矿井工业储量，万t;1.采区走向长度，m；S采区倾斜长度，m；M煤层厚度，m；煤的容重，t/m3；取值为1.30该井田包含两层中厚煤层，由于该煤层稳定，地质条件简单，因此取Zg=Zd上煤层工业储量：Zg=3600×1100×3.5×1.30=1801.8万t下煤层工业储量：Zg=3960000×2.5×1.30=1287万t则矿井工业储量为：Zg=1801.8+1287=3088.8万t二、矿井设计储量的计算采区上边界采用30m防水煤柱，下边界和左右边界各采用IOm保护煤柱。保护煤柱煤量计算公式如下：Ph=(A-A)×M×式中：Ph采区保护煤柱量，万t；A采区边界内面积，3960000m2；A保护煤柱内的可采煤面积，(3600-20)×U100-40)=3794800m2；M煤层厚度，m；煤层的容重，t/m3；取值为1.3。上煤层保护煤柱：Pia=(3960000-3794800)x3.5x1.3=75.166万3下煤层保护煤柱：Ph3=(3960000-3794800)x2.5xl.3=53.690万3则采区边界保护煤柱：/>=75.166+53.690=128.856万t；上煤层设计储量：ZSLZ厂名=1801.8-75.166=1726.6万t下煤层设计储量：Zs3=Zd3-=1287-53.69=1233.3TJt则矿井设计储量：=1726.6+1233.3=2959.9万t三、设计可采储量矿井设计可采储量：矿井设计储量乘以采区回采率，为矿井设计可采储量。Z=ZSXC式中ZK矿井可采储量，万t;Zs矿井设计储量，万t；C采区回采率，中厚煤层0.8上煤层设计可采储量：Z1=1726.6×0.8=1381.28万t,下煤层设计可采储量：Z依=1233.3x0.8=986.64万t,则矿井设计可采储量：Za=1381.28+986.64=2367.92万to3、计算采区的服务年限根据煤炭工业矿井设计规X规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置与市场需求、开采条件、技术装备、煤层与采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。具体矿井设计生产能力的确定应考虑如下因素：(1)资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限则不能将矿区规模定的太大。开发条件:包括矿区所处的地理位置、交通条件、用户、供电、供水、建筑材料与劳动力来源等，条件好者应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。国家需求：对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据。投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之，则缩小规模。具体结合矿情况：井田储量丰富，煤层赋存稳定，厚度均匀变化很小，顶底板条件好，地质构造简单，无大断层发育，开采条件简单，又煤质好为优质无烟煤，市场需求状况好，经济效益好，但受高瓦斯煤层限制不适宜建特大型矿井，为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以与煤炭外运条件等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为120万ta<,矿井服务年限的计算公式为：T=ZkA×K式中T矿井的服务年限，a；Zk矿井的可采储量，万t；K矿井储量备用系数，取=1.4;A矿井设计生产能力，万t/a。则矿井服务年限：T=2367.92/(120×1.4)=l4.095。4、验算采区采出率采区采出率二采区实际出煤量采区工业储量× 100%采区实际出煤量=(St)XMxRxCI式中:S采区面积，3960000km2s煤柱面积，区段数为4个，上边界保护煤柱宽30m,下边界保护煤柱宽IOm,区段煤柱宽Ilm,上下山相距20m,左右保护煤柱宽10m；上下部边界煤柱面积=(10+30)×3600=144000m2区段内保护煤柱面积=(4-1)×11×(3600-10×2)=118140m2左右边界保护煤柱面积=20x(1100-40)=21200m2上下山保护煤柱面积=(20+30×2)X00-40)=84800m2煤柱面积=144000+118140+21200+84800=368140m2；M煤层厚度，m；k=3.5m,k3=2.5m;R容重，1.3tm3；Ci工作面采出率，厚煤层0.93,中厚煤层0.95；上煤层实际出煤量：(3960000-368140)×3.5×1.3×0.95=1552.6万t则上煤层采出率=1552.6/1801.8=86.2%下煤层实际出煤量：(3960000-368140)×2.5×1.3×0.95=1109万t则中厚煤层采出率=1109/1287=86.2%验算结果：符合煤炭工业设计规X规定。第二节采区内的再划分1、回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备与技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征，其煤层赋存条件好，地质条件简单,根据煤炭工业设计规X规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75,中厚煤层不低于0.8,薄煤层不低于0.85O所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度X围为200300m,但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以与各区段之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，需要计算确定合理的工作面长度。2、工作面的推进方向和推进度从便于运输大巷和总回风巷道维护、采后密闭、减少漏风避免采掘干扰、回收大巷煤柱考虑，工作面采用后退式。综采工作面的走向长度一般不宜小于100Omo另外，考虑到工作面搬迁次数与煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：工作面的设计生产能力为120万吨/年，正规循环每天进6刀，采煤机滚筒截深为600mm,年工作日数330,可得出综采工作面的推进度为V=0.6×6×330=U88ma3、采区内的工作面数目、长度计算理论上的采区工作面长度1.=V×M××C×ki×k2式中L采区工作面的长度Ao-采区生产能力k掘进出煤系数，k取1,k2取1.11.=1200000/88x3.5x1.3x.95xl.l)=239m,取240m；区段长度为L=240+4.5×2+ll=260m;根据整个区段斜长计算区段个数n=(IloO-40)/260=4.08,取n=4；当n=4时，区段长度为Li=00-40)4=265m;重新计算区段各参数，取工作面长度L=245m,巷道宽度4.5m,区段保护煤柱宽度为Ilm,则计算的区段长度L=245+4.5×2+ll=265m,符合要求。4、工作面生产能力工作面生产能力采用下式计算：A=LMC.式中：4工作面生产能力，万t;1.采煤工作面长度，m；匕工作面推进度，Vo=O.6×6×33O=1188ma,其中，0.6m为采煤机截深，6为每天进刀数，330为年工作日数；M采¾,m；/煤的容重，/=1.3tm3;C0采煤工作面采出率，中厚煤层0.95上层煤生产能力：A=245×1188×3.5×1.3×0.95=l25.8万吨/年120万吨/年。第三节确定采区巷道布置与生产系统1、布置上山数目、位置与进行方案关于技术经济比较：方案一：一煤一岩上山布置，运输上山布置在K3煤层底板下方25m处，轨道上山布置在煤层中。方案二：两条煤层上山布置，两条上山均布置在Kl煤层中。2、可行性方案选择(1)技术因素比较 煤层上山：上山布置在煤层中，掘进容易、费用低，速度快,联络巷道工程量少，生产系统较简单，并可补充勘探资料。改进支护、加大上山煤柱尺寸可改善上山维护条件，但会增加一定的煤炭损失。煤层上山的维护难度取决于采深、煤层的强度和厚度、顶底板岩性、煤柱大小和服务时间。采用煤层上山，随着采煤工作面向上山方向推进，上山将逐渐承受工作面前支承压力影响，其受采动影响的程度与煤柱宽度和处于一侧采动还是两侧采动有关。 岩石上山：上山布置在岩层中，掘进速度慢，准备时间长，受煤层倾角变化和走向断层影响小，特别是维护条件好，维护费用低,原因是巷道围岩较煤层坚硬，同时上山又离开了煤层一段距离，受采动影响小，从维护来说，上山布置在整体性强、分层厚度大、强度高的稳定岩层中，还要受与煤层底板保持一定距离，这是由于支承压力是按照衰减和扩展的规律向底板岩层中传播的，距煤层底板愈远，上山受采动影响愈小。另一方面，从掘进工程量来说，上山与煤层底板距离加大后，联络巷道的工程量就要增加。(2)经济因素比较费用单价表(一)序号项目单价数量1井岩石上山元/m15782巷沿煤上山元/m12843掘进直接费岩石平巷元/m11524煤层平巷元/m8315采区变电所元/m31446采区煤仓元/m1447采区绞车房元/一162费用单价表（二）项目井深一单位300400500700井巷辅助费大巷元m1073160512961524上山兀/m1164130214071605岩石平巷元/m951106511491347煤仓元/m951106511491347嗣室元/m3171183195252生产经营费通风元/0.4150.4270.4800.670排水元/t0.3230.4150.5670.740上山运输元/tkm0.3440.3440.3440.344机巷运输元/tkm0.8000.8000.8000.300大巷运输TC/tkm0.2100.2100.2100.210费用单价表()序号项目单价数量1井巷维护费岩石上山元/年.m402煤层上山元/年.m903岩石平巷元/年.m804煤层平巷元/年m1605碉室元/年.m30根据以上费用单价表计算两种方案的掘进费用和维护费用:运输上山掘进费用：方案一:1100×(1578+1164)=301.62万元方案二：1100×(1284+1164)=269.28万元 轨道上山掘进费用：两方案费用相同 采区上部车场掘进费用：两方案相同采区绞车房掘进费用：两方案相同运输上山维护费用：方案一：IlOoX40=4.4万元方案二：IlOOX90=9.9万元轨道上山维护费用：两方案费用相同 运输上山运输费用：两方案相同 轨道上山运输费用：两方案相同各方案总计费用(相同工程项目除外)：方案一306.02万元方案二279.18万元从如上的经济比较中，可以看出双煤上山所需的总费用要比一煤一岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，沿煤层掘进具有超前探煤作用。同时我国的煤巷支护技术也有了很大的提高，尤其是锚喷支护技术，完全可以满足煤层上山的需要。综合考虑以上因素,可采用在K1煤层中布置轨道上山、运输上山，即：选中双煤上山方式布置生产系统。3、确定工作面回采巷道布置方式Kl煤层为厚煤层，单独开采时，可满足生产要求，故先开采Kl煤层，K1煤层采完后，接着采K3煤层。考虑到Kl煤层生产能力较大,且矿井瓦斯涌出量较低，为更好地进行工作面接替，减少煤柱损失，故采用沿空留巷。沿采空区留Ilm的护巷煤柱。4、确定盘区内同采工作面的数目与工作面接替顺序Ki,K3煤层采取联合布置的开采方式，且岩体较稳定，煤层上山易维护，故在KI煤层上边界留30m防水煤柱，下边界留IOm边界煤柱。左右边界各留IOm边界煤柱，在上山附近留20m的停采煤柱。煤层适合综采一次采全高放顶煤。Kl煤层一次采全高。由于设计Ki、心煤层单产时能满足采区生产能力要求，故只需一个综采工作面。K1,K3煤层工作面自左向右自上而下的名称如下表：Kl煤层11011102120112021301130214011402K3煤层31013102320132023301330134013402工作面接替顺序：Kl煤层:11011102120112021301130214011402K3煤层：31013102320132023301330234013402第四节采区中部车场线路设计巷道（双轨），区段石门（单轨），采区材料上山（单轨）均为60Omm轨距。采区中部车场多为甩车场，甩车场线路包括斜面线路、竖曲线线路、平面储车线线路。甩车场内线路布置，按照斜面线路连接系统，采用双道变坡的线路布置方式。轨道上山起坡角忏16。甩车场存车线设双轨高低道。斜面线路采用二次回转布置方式。1、道岔选择与角度计算双道变坡方式的实质是在斜面上分别设甩车道岔和分车道岔，使线路在斜面上变成双轨，空车和重车线分别设置竖曲线起坡，落平后的双轨存车线长度约为2-3钩的串车长度，再接单开道岔连接点变为单轨。双道起坡的甩车道岔与分车道岔直接相连。作为辅助提升，一般选用4号和5号道岔为甩车道岔，4号道岔为分车道岔。这里采用4号道岔为甩车道岔，同时也作为分车道岔，曲线半径选择为12m。选择标准道岔ZDK622/4/12（左）道岔。道岔参数为：al=a2=14o02,l0",。=3462卯w,b=3588AWW斜面一次回转角（甩车道岔角a1=14o0240"煤层倾角选取条件2：煤层平均倾角为16。4号道岔的撤叉角是14。02，10"一次平面回转角:a'=arctan(tanalcos)=l4o34r41"一次伪倾斜角:-arcsin(sin×cosa)=arcsin(sin16o×cos14o02,l0)=15°30'36"为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图图1-1B为轨道上山倾角16°2、斜面平行线路联接点参数与尺寸计算确定如图1-2：图1-2将平面上的若干直线段线路用道岔线路或是曲线线路连接在一起，便形成了连接线路，此处采用的是单开道岔平行线路连接，本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm,为简化计算，斜面连接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R=9000mm,则各参数计算如下：B=Scot=1900×cotl4°02'10=7600mmm=Ssina=1900/sin14o02,10=7834mmT=Rtan(a2)=9000×tan(l4o02,l0,72)=1108mmn=m-T=7834-l108=6726mmc=n-b=6726-3588=3138mm1.=a+B+T=3462+7600+1108=12170mm1、竖曲线相关参数计算采区上下山和材料斜巷中的轨道斜巷布置在斜面上，线路由斜面过度到平面上，为了避免线路以折线状突然拐到平面上，斜面线路与平面线路需要设置竖曲线连接，以使车辆运行平稳,、可靠。竖曲线相对参数：高道平均坡度：ig=l1(取值X围ll-18%o),rg=arctanig=3749"低道平均坡度：id=9(取值X围9%o-15%o),rd=arctanid=30r56w低道竖曲线半径：Rd=9000mm取高道竖曲线半径：Rg=15000mm高道竖曲线参数：g='-rg=15030'36"37'49"=14052'47"hg=Rg(cosrg-cos')=15000×(cos37,49rr-cos15°30'36")=545.33mm1.g=RgX(Sinpz-Sinrg)=I5000×(sin15°30'36"sin37'49")=3846mmTg=Rg×tan(g2)=15000×tan(14o52,4772)=1958.77mmKg=Rg×g57.3o=15000×14o52r47757.3o=3895.22mm4-高道相对于甩车道转过的角度hg一.高道竖曲线起终点高差1.g-高道竖曲线起终点水平距离Tg高道竖曲线切线长度低道竖曲线参数：d=r+d=15o3036r,+30r56w=16o32whd=Rd×(cosrd-cosr)=9000×(cos30r56w-cos15°30'36")=327.38mm1.d=RdX(Sin'+sim'd尸9000x(SinI5030'36"+sin30'56")=2487.64mmTd=Rd×tan(d2)=9000×tan(16o13272)=1184.43mmKd=Rd×d57.3o=9000×16032757.3o=2355.15mm乩-低道相对于甩车道转过的角度hd一.低道竖曲线起终点高差1.d-低道竖曲线起终点水平距离Tl-低道竖曲线切线长度最大高低差H：由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提It矿车3辆,故高低道储车线长度不小于3x3x2=18m,则有：H=18000×11%o+l8000×9%o=360mm<800mm两竖曲线上端点相对距离为Li：1.=hg-hd+Hcos-l362.97mm两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2,则有1.2=Lcosw+Ld-Lg=-36.32mm负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求(数值小于2m),说明前面所选Rg为150OOmm合适。4、高低道存车线参数确定设高差为X,则：tanrd=(X-X)Lhg=0.009tanrg=(H-X)Lhg=0.011X=L2×id=36.32×0.009=0.32688mm将X带入则可得X=162.18mm,Lhg=17983.68mm5、平曲线参数确定取曲线外半径R=9000mm取曲线内半径R2=9000-l900=71OOmm曲线转角=14034,K=R57.3o=9000×14o34z4757.3o=2289.75mmK2=R257.3o=7100×14034z4757.3o=1806.36mmK=K2-K1=2289.75-1806.36=483.39mmTi=RItana/2=9000Xtan(14。3中41”/2尸1151.17mmT2=R2tana2=71OO×tan(14034,41,2)=908.15mm6、存车线长度高道存车线长度为Lhg=I7983.68mm；低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17983.68-36.32=17947.36mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为K=KLK2=2289.751806.36=483.39mm则有低道存车线得总长度为1.=Lhg+=17983.68+483.39=18467.07mm具有自动下滑得长度为17983.68mm,平均长度为483.39mm,应在闭合点之前。存车线直线段长度d:d=Lhd-C1-K2式中：C平面直线与竖曲线之间的的缓和直线段，G取200Ommd=Lhd-C-K2=17947.36-2000-1806.36=14141mm在平曲线终止后接1414Imm的直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。存车线单开道岔平行线路连接点长度U：存车线单开道岔DK615-4-12,Lk=a+B÷T=3462+7600+1108=12170mm7、甩车场线路总平面轮廓尺寸：M2=a×cos+(b+L÷a+L1+Td)cosrcosr+(Td+C+T1)cosr+T+d+Lk=3462×cos16o+(3588+8708+3462+l362.97+1184.43)×cos15o30r36"×cos14°34,41"+(1184.43+2000+908.15)×cos14o34r4r÷908.15+14141+12170=51578.78mmH2=(b+L+a+L+Td)cosrsina,+(Td+C+T)sina,+S=(3588+8708+3462+l362.97+1184.43)×cosl503036w×sinl4034r4,+(ll84.43+2000+908.15)×sin14o34,41+1900=7369.76mm8、线路各点标高设低道起坡点标高=±0;提车线：2=+hd=327.38mm;5=2+m×sin,+T×sinz,=327.38+7834×sin15o30r36w+l108×sinl4o04z34rr=2691.72mm甩车线：3=+H=0+360=360mm4=3+hg=360+545.33=905.33mm5=4÷(L-L)×sin"=905.33+(8708-1362.97)×sin14o0434"=2691.72mm由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，满足设计要求。轨起点:6=5+(b+a)sin,=2691.72+(3588+3462)×sinl5o30,36w=4576.94mm7=6+a×sin=4576.94+3462×sin16o=5531.2mm存车线：8=3-Lhd×id=36O-17983.68×0.011=162.18mm9=8=162.18mm9、根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如图13和14：图1-3图1-4第二章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定1、选第一煤层，即K1煤层为对象设置采煤工艺。根据采区地质条件与煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：(1)分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方车场削面图便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架与配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m,回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高,可达到9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧X的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。(2)放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和肝界线难以区别，使得煤炭含肝率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防难度大。(3)一次采全高工艺优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。结合矿井实际条件，煤质硬度较大，顶煤放煤困难，且放顶煤回采率低，一次采全高工面回采率比放顶煤要高很多。故确定工作面采用一次采全高回采工艺，且Kl煤层厚度为3.5m,属于中硬煤层,故可用综合机械化采煤一次采全高工艺。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架一采煤机向下装煤f推移刮板输送机一斜切进刀f推移刮板输送机。2、选用国产设备经查采矿设计手册得知:根据煤层的实际情况,选用MG880WD采煤机，其参数如下：采高1.83.7m适应煤层硬度f=l3煤层倾角<35°截深630mm滚筒直径1.6m牵引式无链牵引力532KN牵引速度07m/min滚筒中心距8180mm机身高度1499mm卧底量200mm该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。3、采煤与装煤落煤方式：采用双滚筒采煤机直接落煤。进刀方式：斜切进刀，双向割煤。如图2-1截深：采煤机截深选为600mm。图21采煤机斜切进刀示意图斜切进刀示意图说明：a图：当采煤机割至工作面端头时，其后方一定距离以外的输送机已移近煤壁，前后滚筒间尚留有一段底煤。b图：调换滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直。C图：再调换两个滚筒上下位置，重新返回割三角煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤。d图：再次调换滚筒上下位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤。生产系统如下：通风系统：1357101211-14工作面13-9-2运料系统：1-3-56-91314工作面运煤系统：14工作面-1I174191(1)割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过1m,最突出部分不超过150mm；长度在Im以下，最突出部分不超过20Omm)O无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm°机头、机尾各IOm要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。(2)移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mmo架间距要均匀，中心距偏差不超过±10Omm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7。，相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在30Omm之间；移架过程中要与时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中与时利用侧护板进行调整。(3)推溜要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8m,以确保截深与产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。(4)清煤质量标准工作面没有超过Ioomm的碳块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m,清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。(5)对工作面端头架支护的管理工作面机头采用3台端头支架，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架必须达到初撑力。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。当巷道与两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有俄柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机(两个以上有效闭锁键)并派专人看管。(6)采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。(7)提高块率、保证煤质的措施在各点落煤处加设缓冲装置。在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在合适的速度。破碎机锤头高度保持在15020Omm之间。机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。停机时与时停水,若工作面遇水大时，要与时采取排水措施。在顺槽皮带机头处加设除铁器。各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮、木料)进入运煤系统。(8)顶板维护与矿压观测措施工作面与顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长与验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。4、运煤在前面，已选定了一些设备：刮板输送机，液压支架，和采煤机。故本章只需要对平巷内运煤系统的机、破碎机、可伸缩胶带输送机等设备进行选型。U)机的选型原则a.机的输送能力要稍大于工作面刮板输送机。为此多采用增大溜槽断面（在溜槽两侧加挡板）、增大链速（改变减速器内第二级齿轮传动比）或者缩短刮板间距等措施。b.机的传动装置均布置在机头，应根据运量和运距大小来确定电机功率和台数。应优先选用单电机传动，当运量和运距较大时，可选用双电机传动。其传动装置应尽量与工作面刮板输送机，以便通用。c.机的机尾部与工作面输送机的连接处要配套。有搭接和非搭接两种形式，都应保证工作面刮板输送机机头有一定的卸载高度（一般为600700mm）,以避免工作面输送机底链回煤。d.机的机头均装在行走小车上，行走小车的结构与轨距应与可伸缩胶带输送机尾部配套。e.机桥身部与可伸缩胶带输送机机尾受煤部的重叠长度应配套。£机的零部件与工作面刮板输送机应尽可能通用，以利备件供应和维修。（2）破碎机的选型原则a.破碎机的类型和破煤能力应满足工作面生产可能出现的大块煤、岩等状况的需要。通常破煤要求不高时，可选用夹板式，需破碎硬煤、岩时，宜选用颗式。b.破碎机应与其安装位置相适应。c.破碎机的结构应与所选机结构尺寸相适应。根据上述选型原则运煤选用SGZ764/500型可弯曲刮板输送机，其技术特征表如下：SGZ-764/500型可弯曲刮板输送机技术特征表:型号SGZ-764/500型规格性能运输能力t/hIlOO设备高度m1.2传送速度m/s1.21刮型式双链板规格30*108(链破断负荷kn1107间距mm1080偶型号合介质器减速器速比I：308布置方式平布电型号KBYD-680/250动功率2*250*125机电压V11405、支护与处理采空区Kl煤层厚度3.5m,煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，一次采全高。为提高煤的冒放性和采出率，减少煤层，并考虑到矿压和煤层倾角较大时的支架稳定性,支架选择低位双输送机ZFS520017/32型，其技术特征如下表：分类型号初承力KN支护强度Mpa拉架力KN外型长m重:层t放煤方式低位双输ZFS5200-17/325200/45520.76155/395404618插板式无脊背6、架中心距：1.5m7、移架方式有依次顺序、分组交错和成组整体顺序式三种。且由于分组交错式，移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。故选用分组交错式。8、支护方式由于Kl煤层f=2,为防止片帮和冒顶，因此选用与时支护。9、端头支架经查采矿设计手册得到：PDZ端头支架（掩护式），支架参数如下：支撑高度1.63.8工作阻力9000KN初撑力7070KN支护强度0.51Mpa该支架由XX煤机厂制造。10、超前支护方式和距离由于采用综采方法，支撑压力分布X围大，峰值点距煤壁前方5-15m,分布X围1030m,所以超前支护的距离为25m。选用单体支柱和金属较接顶梁支护。钱接顶梁的长度为1200mm。11、计算工作面的支架需求量N=LE式中：N工作面支架数目，取整数；1.工作面长度，m；E架中心距；N=240/1.5=160（架）端头支架：由于巷道宽度为4.5m,而架宽为1.6m,因此选3架,即，两端共有3架，一共166个支架。11、处理采空区一般采用全部跨落法处理。第二节工作面合理长度的验证1、煤层地质条件该采区内的两层可采煤层的地质条件对于布置高产高效工作面非常有利。煤层厚度适中，倾角不大且顶底板稳定，无明显影响生产的地质构造，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，便于布置245米的工作面进行回采。2、工作面生产能力工作面的设计生产能力为：Ao=120万t。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为600mm,所采区的实际生产能力为：0.6x6x330x245x3.5x1.3x0.95=125.8万吨AB与AO的差值在允许的X围内，可以达到生产要求，工作面的长度确定的合理。3、运输设备与管理水平采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，能满足工作面的长度、产量和进度的要求，管理较高，有利于生产。4、顶板管理与通风能力该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综放工作面的长度一般在150250m,所以选择的工作面的长度合适。另外，工作面长度与通风无直接的关系，但对于瓦斯涌处量较低的Kh&煤层，工作面的风速可以适当的减小，通风能力可以降低一些。5、巷道布置由于KhK3煤层的赋存