毕业设计文字部分

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 1 页

第一章 矿区概述及井田地质特征

第一节 矿区概述

1.1.1地理位置

龙固（陆地）井田，位于苏鲁交界地带，属于江苏省沛县龙固镇管辖，其地理坐标以龙固集为中心，东经116°48 ′，北纬34°54′。

公路运输以龙固集为中心，向南通往沛县、徐州等地，向西北通山东省鱼台县、金县乡、济宁市，向东通往山东省微山县、滕县。北靠京杭大运河，东南18km有徐沛铁路杨屯站，另有三河尖龙东矿井专用线靠近本井田。水陆交通甚为方便。 井田内地形平坦，为一自西南向东北缓慢下降的滨湖冲积平原，地面标高+35.00~+32.88mm，地形自然坡度约千分之零点六，靠近昭阳湖大堤一带地势低洼，局部常年积水，为芦苇湖沼区。

南省肖县砀山孟庄交 通 位 置 图山东省丰县鱼台龙东龙固微山繁楼昭阳湖山睢城李集沛县东微山省安湖徽黄口集郑集省安铜山徐州河徽省 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 2 页

1.1.2 河流湖泊

井田东北部濒临昭阳湖。西北有南阳湖、独山湖，往东南有微山湖，统称南四湖，是一个狭长的湖泊群，总长110km，湖泊面积1265km2（水位在+35m）。两岸入湖河道有34条，流域面积26296 km2，其他流域面积4139 km2。1960年二级坝建成后，将南四湖分为上下两级湖，上级湖承受来水，流域面积28116 km2，下级湖3584 km2。南四湖1957年遇特大洪水，最高洪水水位达+36.48m，区内几乎全部被淹。目前加固湖堤至+40.30m，可防洪水袭击。区内排涝有姚楼河、大沙河、程子庙等涵洞自排，一般暴雨后3~4天才能排除，因此井口要考虑加高。

区内姚楼河纵贯井田西部，连通昭阳湖，长12 km，宽32~60m，1976年加深到+31m，河堤加高为+39.50m，可行驶木舟。顺堤河位于昭阳湖坝，1974年由沛县延长至姚楼河，长70多km，宽18m，河底+30.70m，为一人工排灌河道。 1.1.3气象

据1973~1984年沛县气象站资料。本区气候属华北型黄河南区，具有长江和黄河流域的过渡性。一年四季分明，春季雨水较少，夏季炎热多雨，秋季多晴日丽，冬季干燥寒冷。历年平均气温为13.92，最高气温38.04（1978年），最低气温-13.7（1981年）。

历年平均降水量为737.2mm，年最高降水量959.7mm。年最低降水量492.4mm，历年雨季平均在6月下旬开始到9月中旬结束，暴雨日数全年平均为3.4天。历年平均降雪日为10天，最大积雪深度为14cm。

全年主导风是东南偏东风，春、夏、秋三季任以东南偏东风为主，冬季以西北风较多。历年平均风速为2.4m/s最大风速为20m/s，最早冻结日期12月29日，最晚冻结日期是2月11日，平均冻结日期1月13日，最早解冻日期1月6日，最晚解冻日期2月11日。

历年平均初结冰期11月28日，终结冰期3月1日。 四 水源和电源

勘探的四口机井，取水样化验水质为重碳酸钠镁~重碳酸钠钙镁水，矿化度0.701~1.027g/L。井田东南部8—1，6—1，3—1，90号附近，水质可能较好，可作临时水源考虑。

昭阳湖水质为重碳酸钠钙镁水，矿化度0.4g/L，湖水经消毒处理后，可作为井田可靠的供水水源。

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 3 页

徐州市供电局在安国乡境内（龙固矿井南面约15.7km）建设一座110KV区域便电所，龙固永久电源即从该所出线。

第二节 井田地质特征

1.2.1 地质构造

据钻探揭露，地层由老至新综合分析如下：

1 奥陶系中统八陡组：厚67.10~84.60m/75012m，为浅海相沉积。上下部以石灰岩为主。中部以白云岩为主。

2 石炭系中统本溪组：厚21.35~37.06/29.30m，为浅海相沉积。下部以泥岩、粘土岩为主。上部以第1415两层石灰岩为主。

3 石炭系上统太原组：厚132.10~171.60/159.74m。下段以泥岩、粉沙岩为主，含煤9~11层，其中两层可采，一层局部可采。

上段由砂岩、粉沙岩、泥岩、石灰岩及4~7层薄煤组成。

4 二迭系下统山西组：厚70.95~123.60/103.08m。下段厚20m左右，岩性为细砂岩、粉砂岩互层。中段厚18m左右，以砂岩为主。上段厚65m左右，以泥岩、粉砂岩为主。

5 二迭系下统下石盒子组：为一套内陆冲积平原以砂、泥岩为主的地层沉积，因遭受后期剥蚀，仅在井田深部保留，最大残厚187.62m。

6 侏罗~白垩系：厚0~595.10m。下段由细砂岩、粉砂岩、泥岩组成。上段（灰色段）以中细砂岩为主。

7 上第三系（N1—2）及第四系（Q）：厚173.00~219.70/198.47m。砂层占松散层厚度的47.7~61.2﹪。含水层18~42层。

本井田位于滕县背斜西南倾伏部位的西北翼，为一单斜构造。地层走向北5~40°东，倾向北西，倾角平缓，5~20°。一般小于15°。区内构造的特点是以较小的宽缓褶皱为主，伴生有一定数量的断层。

主要断层特征表 断层名称 性质 走 向 倾 向 倾 角 落 差 张 庄 孙氏店 F6 F8 支 F19 正 正 正 正 正 N30~70E SE 75 75 75 20~170 0~40 45~55 0~60 N30~70W SW 75~80 80~300 N50~60E SE N70~85E SE N65~75E NW 75 本井田内岩浆岩主要分布在山西组B煤层位中。侵入范围，东南以张庄

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 4 页

断层为界，西北至F18断层附近，长3.33 km，宽3km，面积10km2。使B煤层多变质为天然焦，降低了煤层的经济价值和工业用途。

1.2.2 水文地质

本井田为补给不良、排泄不畅、半封闭的单元水文地质部分。全井田被厚173.00~217.90m的松散层覆盖，夹有多层稳定和较稳定粘土层，隔水性能良好，隔绝了地表水、松散层上部含水层与基岩含水层的水力联系。

井田内的主要含水层，富水性如下：

上、中新统（N1~2）底部砂层，渗透系数K—2.87310~3.65310公分/秒，单位涌水量g=0.203L/m.s。

侏罗~白垩系（J~K）底砾岩：q=0.00657L/s.m。 山西组B煤顶砾岩：q=0.2024L/s.m。

太原组石灰岩：四灰q =0.0395L/S.m，八九灰q =0.0006L/s.m，十二灰q =0.004807L/s.m。

本溪组十四、十五石灰岩：q=0.01614L/s.m。 八陡组奥陶系中统石灰岩：q=0.11412~0.035L/s.m。

断层导水性：除F8、张庄断层局部有导水性外，一般导水性差。 地下水以贮存量为主，水质多属硫酸盐型水，矿化度4.02~5.542g/L，水文地质类型属裂隙含水层为主的水文地质条件简单~中等型。

矿井用水量预计：最大涌水量327m3/h正常涌水量285m3/h。

水文地质条件属中等到简单型，地表水与其上部砂层水对矿井开采无充水影响，松散层底部含水层、煤系地层分化带，侏罗~白垩系砾岩段、四灰和奥灰，将是开采中充水补给来源，应采取有效防范措施。

第三节 煤 层 特 征

1.3.1可采煤层特征

本井田煤系地层含煤一层，为B煤层，大部分为天然焦。

由于张庄断层影响，本井田基本无煤层露头，仅东北留有小范围的B煤层露头，且为天然焦。风氧化带范围：从松散层底面算起，垂深定在50m。

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 5 页

可采煤层特征表 表1-3-1 厚度（m） 煤层号 最小～最大 平均 B 4.2～4.8 4.6 C 0.09～1.16 0.20 粉砂岩为主、 局部为中粗砂岩 泥岩、 中、细砂岩 粉砂岩，局部为粘土岩、炭质泥岩 砂质泥岩、泥岩、细砂岩 顶板岩性 底板岩性 层间距（m） 最小～最大 平均 1.31～36.43 17.82 1.3.2煤的特征

1、煤质及其类别：本区煤质稳定，根据井田内各煤层挥发份、粘结指数、胶质层最大厚度，结合《中国煤炭分类国家标准（GB5752－86）》，对照中国煤炭分类简表。其煤质分析见下表：

煤层的煤类及主要煤质指标 表1-3-2 煤层 B 煤类 气煤 灰份Ad% 18.7 挥发份Vy% 38.3 发热量 QDmmf 大卡/Kg 6398 0.79 全硫Sd 全水份Wdr% 2.02 煤层结构 条带状 透镜状

2、煤的容重：经过化验分析得出B煤为1.36t/m3，硬度中硬,普氏硬度为3。

3、瓦斯含量：区内可采煤层B煤CH4平均含量为0.23～2.42％，平均1.33％。属低沼气矿井

4、煤尘及其爆炸性：B煤为中灰特低硫、瘦焦煤，是天然焦和煤焦混合体，一般无煤层爆炸性，无自然发火倾向。

5、地温、地压：地温为2.55~2.78℃/100m，根据矿大煤层冲击倾向鉴定报告，此煤层没有冲击地压。

全井田平均近似地温梯度为0.03℃/m，垂深300~500m，近似地温值为26℃。-500m以下，为31℃，与邻近已建矿实际地温近似。

本井田无其它有益矿产。勘探类型为Ⅱ类类型，工程布置比较适宜。 地质储量按勘探类型的控制要求分级圈算。高级储量比例符合规范和技术政策要求。储量满足设计要求。

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 6 页

第二章 井田境界和储量

第 一 节 井田境界 2.1.1 井田境界确定

在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：

1、井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；

2、保证井田有合理尺寸；

3、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； 4、合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。 根据以上原则结合龙固井田地质勘探资料和构造及省界关系，确定龙固井田境界如下：矿井北以昭阳湖大堤为界，西南至孙氏店断层，东南以张庄断层为界，西北至各煤层—800m煤层底板等高线。 2.1.2 井田赋存特征 走向长度2.8km，倾向宽5.67km，面积15.87km2。 煤层上边界 煤层下边界-800m 井田赋存状况示意图 图2-1 第二节 矿井工业储量 2.2.1 储量 根据《煤炭资源地质勘探规范》（试行）的规定，最高可采灰分为40%。勘探类型属Ⅱ类二型，计算储量的煤层最小可采厚度为4.2m，最高灰分不超过40%。井田内开采煤层为B煤层，矿井地质储量为10025.84万t，无D级储量。扣除工业广场，井田境界、断层、防水煤柱及开采损失后，井田内可采储量6480.17万t。在计算煤柱时，断层煤柱是根据落差的大小及水文地质 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 7 页

条件的复杂程度分别在断层线的两侧留设20m或30m作为断层煤柱。 2.2.2 工业储量计算

1．工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A+B+C级储量。

本设计采用求积仪法结合算术平均法计算工业储量： （1）、利用求积法测得井田水平面积为15.87km2。 （2）、用算术平均法计算矿井工业储量：

Zg=S×M×r/cosα （2-1）

式中： Zg——工业储量，t；

S——井田面积, 15.87 km2；

M——B煤层平均厚度，4.6m； γ ——B煤的平均容重，1.36t/m3；

α——煤层平均倾角，8°；

故工业储量为：

Zg=15.8734.631.36/cos8o =10025.84万t

第三节 矿井可采储量 2.3.1 计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失

1 工业广场保安煤柱； 2 井田境界煤柱损失；

3 采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；

4 建筑物、河流、铁路等压煤损失； 5 其它各种损失。 2.3.2 各种煤柱损失计算

1 工业广场煤柱损失

根据《煤炭工柱设计暂行规定》第二十条，本矿井为120万t/年，占地面积应在12031.0/10～12031.2/10之间，即12～14.4公顷之间，本设计工业广场取12公顷，长、宽分别为370m、324m，工业广场位置煤层深度约-500m，煤层倾角8°。工业广场围护带宽度取15m，则有mn=370+15*2=400m，qk=324+15*2=354m.。工业场地和工人村，用垂直剖面法圈定保护范围，采用龙固矿井初步设计选用的移动角：表土400，下山移动角690，上山和走向方向上的移动角750。井田边界煤柱煤柱宽度留设

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 8 页

50m。断层两侧煤柱：山西组各留30m。则工业广场压煤为：

已知；φ=400，β=690，γ=750，δ=750，α=80 ,h=165+35.01=200m Hb=550m

Ha=Hb-mntgα=500m S=h/tgφ=238.35m

q=〔(500-200)-200ctgφtgα〕/（tgβ+tgα）

=215/2.74

=97m L=〔( Hb -h)+hctgφtgα〕/(tgγ-tgα) =383/3.6 m h H b'Hb l =106m

nsHaHa'q 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 9 页 q2qq1hskk1k2q3s3k3H`b=Hb+（s+L）tgα=598m H`a=Ha-(s+q) tgα=453m q2k2=2s+qk+2(H`A-h)ctgδ H`b= Hb+ 330.6tgα=544.28m H`a= Ha-314.14 tgα=397.45m q2k2=2s+qk+2*（H`a-h）ctgδ

=576+354+2*(453-200)*tg150

=966m

q3k3=2s+qk+2(H`b-h) ctgδ

=576+354+2*(598-200) tg150 =1043m

m2n2=(l+q+2s+mn)/cosα

=(106+97+476+400)/cos80

=1090m

S=0.5(a+b)h=0.5(966+1043)*1090 =109.5*104m2

则工广压煤W=109.5*6.5*1.36=967.98万t

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 10 页

2 边界煤柱、湖堤保护煤柱及断层煤柱的煤量详见表2-1。

矿井可采储量汇总表 单位：万t 表2-1 煤层 工业 储量 湖堤 永久损失 断层 工业场地 边界煤柱 181.62 小计 1385.61 开采 损失 可采 储量 B 10025.84 172.04 346.92 685.03 2160.06 6480.17 根据地质勘探资料显示，其中高级储量为：48+25.84=73.84Mt，约占工业储量的70.9%，符合设计要求。

按照矿井设计规范规定，矿井生产能力确定为90，储量备用系数1.3。 本井田已查明的工业储量为10025.84万t，各种永久煤柱损失1385.61万t，可采煤层为厚煤层，按矿井设计规范要求确定本矿井的采区采出率为75%，由此确定本井田的可采储量为6480.17万t，储量备用系数1.3，计算：

服务年限：T=6480.17/（90*1.3）=55.4年 满足要求

第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

第一节 矿井工作制度

按照《煤炭工业设计规范》（GB20215-2005）的规定，本矿井的工作制度确定为：年工作日330天，每日净提升时间为16小时,四六制作业（三班生产，一班准备、检修）。

第二节 矿井设计生产能力及服务年限

3.2.1 矿井设计生产能力及服务年限

1．确定矿井设计生产能力的依据

矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。鉴于本井田煤层开采条件好，储量较丰富，深部尚有远景储量。矿井总的地质储量为10025.84万t，可采储量为6840.17万t。井型定为90万t/a。

2．矿井及水平服务年限

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 11 页

受F6、F19两个大断层影响，井田被自然分为3个部分，首采东翼部分。全矿井服务年限为55.4年，其中东翼部分服务年限为37.4年，备用系数为1.3，详见表3-1

服务年限表 单位：万t 表3-1 水平 东翼 中西翼 合计 工业储量（ 万t） 可采储量（ 万t） 4701 5324.84 10025.84 4381.2 2098.97 6480.17 服务年限（年） 37.4 18 55.4 备注 3.2.2 井型校核 下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件等因素对矿井型加以校核：

1）煤层开采能力

矿区煤层为厚、中厚煤层，倾角上部平均较小，地质构造简单，赋存较稳定，根据现代化矿井的“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面的同时，具有一个准备工作面来保产。

2）辅助生产环节的能力校核

本设计矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓。由第四章《矿井开拓》可知：主井用两对6t底卸式提煤箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用带式输送机运到井底煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高，原煤外运不成问题，辅助运输采用一对1.5矿车双层双车普通罐笼，同时本矿井立井井底车场只为副井服务，该车场调车方便，通过能力大，能满足矸石、材料和人员的调度要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。

3）通风安全条件校核

本矿井煤尘没有爆炸性，瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。实际涌水量较小，在副井中铺设两趟排水管路可以满足排水要求。矿井采用中央并列式通风。由第四章《矿井开拓》可知：本矿井通风条件也满足要求。本井田内有若干断层均已查明，但由于落差不大，对采煤基本无影响。所以各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的设计年生产能力。

4）储量条件校核 （1）矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限。

矿井服务年限的计算：

T=Z/（A3K） ——（3-1） 式中： T—矿井设计服务年限；

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 12 页

Z—矿井可采储量，6480.17万t； A—矿井设计生产能力，90万t/年； K—储量备用系数，取1.3；

由式（3-1）可得：

T=6480.17/（9031.3）=55.4年。

（2）第一水平服务年限

由表2-3可知，第一水平的服务年限为37.4年，符合设计规范不低于30年的要求。

根据设计规范的要求：90万t/年的大型矿井服务年限不小于50年，开采0～25o的煤层的矿井第一水平服务年限不应小于25年，由以上计算可知：本矿井服务年限为55.4年，第一水平服务年限为37.4年，所以本井田的储量条件完全符合初步确定的90万t/年的生产能力的要求。

第四章 井田开拓

第一节 井田开拓的基本问题

4.1.1井田内地质构造、煤层及水文条件对开采的影响

本井田断层不多，对平采影响不大，本井田煤层倾角小（最大不超过12°，平均8°）。井田内有流沙层，表土冲积层厚，矿井走向短。各岩层赋存较稳定。

本井田可供开采煤层为B煤层，。井田煤层属低瓦斯煤层，有自燃发火倾向，该煤层的天然焦和煤焦混合体，一般无煤尘爆炸性，气煤有煤尘爆炸性。

水文地质条件属中等到简单型，地表水与其上部砂层水对矿井开采无充水影响，松散层底部含水层、煤系地层分化带。

1）、开拓形式的分类

根据不同井筒形式，可将矿井开拓分为平硐、斜井、立井、综合开拓四种形式。

2）、开拓形式的特点和使用条件。

① 平硐开拓是最经济和最简单的一种开拓方式，系统简单、施工容易、建井期短，基建投资和生产成本低，井下不需井底车场，地面不需安装提升设备，减少了矿建、土建的工程量，但是平硐开拓要受地层及煤层埋藏条件的限制，在地形为山岭、丘陵的矿区广泛采用。

② 斜井开拓和立井开拓相比，施工技术比较简单、建井速度比较快，

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 13 页

工期短，投资小，井筒装备和地面工业设施比立井开拓简单，井底车场也比较简单，工程量少。多水平开拓时，石门的掘进量和运输量均比立井开拓要少，水平延伸方便，特别是采用胶带输送机提升时，提升能力与深度无关，增产潜力大，可连续运输，易于实现自动化。当采用钢丝绳胶带输送机时，还可以兼作提升人员用。但斜井同立井相比，也有其缺点：同样的开采深度，斜井井筒较长，因而井筒铺设的管路、电缆以及其它线路的长度比较大，采用绞车辅助提升速度小，因井筒长而使提升能力减小，同时井筒受自然条件影响较大，如采用箕斗或串车提升，就需分段提升，这技术上，经济上是不合理的。当表土层厚，含流砂层时，斜井穿过长度大，施工复杂，当围岩不稳定时，斜井井筒维护困难、维护量大。另外，煤层倾角对斜井开拓有一定的影响。当倾角较大时，采用与煤层角度一致的斜井，提升方式和提升能力均受到限制；当斜井从顶板进入的穿层斜井，井筒保安煤柱将需增大。斜井开拓适用于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单的缓倾斜或倾斜煤层。

③ 立井开拓适应性强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升速度快、提升能力大，对辅助提升特别有利；对井型特大的矿井，可采用大断面的立井井筒，装备两套提升设备；井筒的断面很大，可满足大风量的要求；由于井筒短，通风阻力小，对深井更为有利。其缺点与斜井对应。因此在地质条件不利于采用平硐或斜井时，都可考虑采用立井开拓。对于煤层赋存较深、表土层厚，或水文情况比较复杂、井筒需要特殊施工，或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应采用立井开拓。对于倾斜长度大的井田，采用立井多水平开拓能较合理的兼顾浅部和深部的开采，也是比较有利的。

4.1.2井筒形式，数目，位置及坐标确定

1）、井筒形式的选择：根据本矿井的实际情况：表土层厚，平均为165m；区内地势平坦；煤层埋深较大，浅部埋深250m。不适用斜井开拓，所以确定本矿井采用立井开拓。

2）、井筒数目：本矿井采用主井提煤，副井运料。由于矿井倾向长度大于走向，在井田内三条断层自然划分为三片，而且矿井开采深度大，为便于后期通风，采用中央并列式通风，即一个风井。

3）、主副井均与风井均布置在工业广场内，处于-500m水平。

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 14 页

4）、井筒坐标见下表： 井筒坐标 表4-1-1

坐标 主井 副井 风井 X 3870517.75 3870487.86 3870556.45 Y 39481922.41 39481973.13 39481907.22 4.1.2 工业广场的位置，形状及面积确定

(1) 尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；

(2) 占地要少，尽量做到不搬迁村庄；

(3) 尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于矿区历年最高洪水位。 ㈠ 工业广场布置位置

根据以上原则，结合本矿实际情况，工业广场布置在11勘探线附近。此处地质资料详细，位于储量中心，整体矿井的运输费用最省，没有村庄干预，充分利用尖灭区，工业广场煤柱与F2断层的煤柱重合，大大减少了煤炭损失，另外此处地面标高高于历年的最高洪水位。因此此处是最佳位置。 ㈡ 工业广场面积

根据《煤炭工业设计规范》要求，本矿井工业广场面积取12公顷。 ㈢ 工业广场长短边的确定

为了尽量减少煤炭损失并考虑广场的布置，其形状定为长方形，长边沿倾向为385m，短边沿走向为339m。 4.1.3阶段参数的确定

由于井田被F6、F19两条较大断层自然分割为3个部分，每部分视为1个阶段开采，阶段内采用采区布置方式。初步划定阶段主要参数见下表：

阶段主要参数 表4-1-2 划分阶段数目/个 1 2 3 阶段斜长 /m 2156 1078 1437 水平垂高 /m 300 150 200 区段数目 /个 10 5 7 区段斜长 备/m 215 215 205 注 4.1.4 开拓方案的选择

㈠方案提出：结合本矿井的实际条件特提出以下四个方案。

方案一：采用立井二水平开拓，第一水平标高－400；二水平采用立井延

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 15 页 伸，标高－600。如图： 方案一 、 图4-1-1 -200-400-600方案二：采用立井一水平加暗斜井开拓，一水平标高－400；二水平采用暗斜井延伸，标高－600。如图： 方案二 图4-1-2 -200-400-600 方案三：采用立井两水平开拓，一水平标高－500；二水平采用立井延伸，标高－650。如图： 方案三

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 16 页 图4-1-3 -200-500-650方案四：采用立井一水平加采用暗斜井延伸开拓，一水平标高-500，二水平标高-650。如图： 方案四 图4-1-4 -200-500-650㈡技术比较： 在技术上，以上四个方案都避免了主副井过F6断层，只有方案二存在暗斜井过断层问题，但通过加强支护可以解决其存在的问题。因此技术上均属于可行。 ㈢经济比较：

① 粗略比较：方案一与方案二均为二水平开拓，水平标高相同；区别仅在于二水平延伸方式不同，所以将其先进行粗略比较；方案三与方案四均为两水平开拓，水平标高相同，区别也仅在于二水平延伸方式不同，所以将

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 17 页

其先进行粗略比较。比较情况见下表： 基 建 费 /万元 生 产 费 /万元 总计 主井排水 小 计 费用/万元 百分率 石门运输 井底车场 小 计 主井提升 1000×900×10-4=90 472.18 1.2×2325.15×0.6×0.85=1422.99 1.2×2325.15×1.639×0.381=1742.35 1353243365330.8630.2033310-4=741.94 3907.28 4379.46 103.81% 方案III 立井开凿 石门开凿 井底车场 小 计 主井提升 2315033000310-4=180.0 231162.623800310-4=186.02 10003900310-4=90.0 456.02 1.231550.130.6530.85=1027.72 1.231550.131.16230.381=823.52 1353243365320.5730.2033310-4=494.55 2345.79 2801.81 101.59% 主暗斜井开凿 副暗斜井开凿 上下斜井车场 小 计 暗斜井提升 上下斜井车场 小 计 暗斜井提升 (300+500)3900310-4=72 385.16 1.232325.1531.43730.456=1828.33 1.232325.1530.431.00=1116.07 1353243365330.863（0.1056+0.138）10-4=889.02 3833.42 4218.58 100% 方案IV 1077.831050310-4=113.17 1077.831150310-4=123.95 （300+500）390310-4=72 309.12 1.231550.131.07730.456=913.53 1.231550.130.530.94=874.26 1353243365320.573排水（斜立井） （0.078+0.1938）310-4=661.18 小 计 费用/万元 百分率 2448.97 2758.09 100% 石门开凿 2×1638.63×80×10-4=262.18 副暗斜井开凿 1437.131150310-4=162.27 立井开凿 方案I 2×200×300×10-4=120 主暗斜井开凿 方案II 1437.131050310-4=150.89 立井提升 排水（斜立井） 小 计 费用/万元 百分率 基 建 费 /万元 生 产 费 /万元 石门运输 立井提升 主井排水 总计 小 计 费用/万元 百分率 经过粗略经济比较可知，方案二与方案四费用相对较少，所以排除方案一与方案三。将方案二与方案四进行详细经济比较。

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 18 页

② 详细经济比较： 建井工程量比较见下表： 初期 后期 项目 立井井筒/m 项目 副井井筒/m 井底车场/m 回风大巷/m 运输大巷/m 主暗斜井/m 副暗斜井/m 井底车场/m 运输大巷/m 回风大巷/m 方案II 400+20 方案II 400+5 21000 2550 2450 1700 1700 1000 1500 1600 方案IV 500+20 方案IV 500+5 21000 1600 1500 850 850 1000 0 0

基建费用比较见下表： 方案II 工程量 \\m 初 期 后 期 立井井筒 副井井筒 井底车场 回风大巷 运输大巷 小计 主暗斜井 副暗斜井 井底车场 运输大巷 回风大巷 小计 共计 420 405 2000 2550 2450 1700 1700 1000 1500 1600 单价 /元.m-1 3000 3000 900 800 800 1050 1150 900 800 800 1539.5 费用 /万元 126.0 121.5 180.0 204.0 196.0 827.5 178.5 195.5 90.0 120.0 128.0 712.0 方案IV 工程量 /m 520 505 2000 1600 1500 850 850 1000 1275 1375 单价 费 用 /元.m-1 /万元 3000 3000 900 800 800 1050 1150 900 800 800 156.0 151.5 180.0 128.0 120.0 735.5 89.25 97.75 90.0 102 110 489 1224.5

生产经营工程量比较： 项目 方案II 项目 方案IV 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 19 页 采区 上山 运输 一水平 工程量 运输提升 万t.km 采区上山 运输 一水平 工程量 1.2×529.04×6×0.205=1561.74 一区段 1×1.2×493.77×9×0.215=1146.53 一区段 2×1.2×529.04×5×0.205=1301.45 二区段 1×1.2×493.77×8×0.215=1019.12 二区段 2×1.2×529.04×4×0.205=1041.16 三区段 1×1.2×493.77×7×0.215=891.73 三区段 2×1.2×529.04×3×0.205=780.86 四区段 2×1.2×529.04×2×0.205=520.58 五区段 2×1.2×529.04×1×0.205=260.59 六区段 2×1.2×493.77×6×0.215=764.34 四区段 1×1.2×493.77×5×0.215=636.55 五区段 1×1.2×493.77×4×0.215=509.56 六区段 1×1.2×493.77×3×0.215=382.17 七区段 1×1.2×493.77×2×0.215=254.78 八区段 1×1.2×493.77×1×0.215=127.39 九区段 1×二水平 1.2×493.78×4×0.215=509.58 一区段 1×1.2×493.78×3×0.215=382.19 二区段 1×1.2×493.78×2×0.215=254.79 三区段 1×1.2×493.78×1×0.215=127.39 四区段 1×大巷及石门运输 一水平 二水平 立井提升 1.2×4937.79×1.5=8888.02 1.2×4468.89×0=0 1.2×4937.79×0.5=2962.67 (1.2×13100×12.38+1.2×1700 ×6.19)×10-4=20.72 1.2×3703.34×2.45=10887.8 1.2×3703.34×1.5=6666.01 大巷及石门运输 一水平 二水平 3703.34×0.4=1777.6 立井提升 1.2×3703.34×1.7=7554.8 暗斜井提升 1.2×2468.89×0.85=2518.27 暗斜井提升 1.2×17800×12.38+1.2×3400 维护采区 维护采区 (1.2××6.19)×10-4=28.97 上山 上山 维护/万.a.m 排水/万m3 维护/万.a.m 排水/万m3 135×24×365×41.15×10-4=4866.4 135×24×365×20.57×10-4=2432.6 24×365×30.86×10-4=3649.5 一水平 一水平 135×24×365×30.86×10-4=3649.5 二水平 二水平 135×

生产经营费见下表： 项目 方案II 方案IV 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 20 页 采区上山运输 一水平 一区段 二 三 四 五 六 七 八 九 二水平 一区段 二 三 四 小计 大巷及石门 一水平 二水平 小计 主井提升 暗斜井提升 运输费合计 维护采区上山费 排水费 一水平 二水平 小计 合计 工程量/m 1561.74 1301.45 1041.16 780.86 520.58 260.29 单 价 /万元.m-1 0.489 0.585 0.679 0.751 0.803 0.835 费 用 /万元 763.69 761.35 706.55 586.43 418.03 217.34 工程量 /m 1146.53 1019.12 891.73 764.34 636.55 509.56 382.17 254.78 127.39 509.58 382.19 264.79 127.39 8888.02 —— 2962.67 2518.27 20.72 4866.4 2432.61 单 价 /万元.m-1 0.359 0.401 0.445 0.505 0.574 0.651 0.739 0.792 0.832 0.672 0.753 0.812 0.834 0.385 0.375 0.94 0.456 35 0.0839 0.1252 费 用 /万元 411.60 408.67 396.82 385.99 365.61 331.72 282.42 201.31 105.98 342.42 287.77 206.88 105.98 3833.17 3421.89 —— 3421.89 2784.91 1148.33 11188.3 725.2 408.29 304.56 712.85 12626.35 10887.8 6666.01 1777.6 7554.8 28.97 3649.5 3649.5 0.392 0.381 1.00 0.456 35 0.0732 0.1129 3453.79 4268.02 2539.75 6807.77 1777.6 3444.99 15484.15 1013.95 267.14 267.14 534.28 17032.38

将上面计算进行汇总见下表：

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 21 页 初期建井费 基建工程费 生产经营费 总 费 用 方案II 费用/万元 827.5 1539.5 17032 19399 百分率 112.51% 125.72% 134.89% 132.99% 方案IV 费用/万元 735.5 1224.5 12626.35 14586.35 百分率 100% 100% 100% 100% 综合以上经济比较结果，方案二与方案四比较结果相差32.82％，差别很大。所以综合评价方案四最佳，作为本设计的开拓设计方案。 4.1.5开拓布置

由于本矿埋深较大，同时为了减少煤柱损失，大巷均采用集中岩石大巷，即布置在距离B煤底板岩石中。轨道大巷距煤层40m左右，运输大巷高于轨道大巷20m。本矿主采煤层为B煤，煤层厚度均匀，受断层影响，矿井分东翼、中央、西翼三个部分开采，东翼部分与中央部分以F6断层为界，西翼部分与中央部分以F19断层为界，西翼部分布置1个采区，即西一采区，中央部分布置一个采区即中央采区，东翼部分布置两个采区即东一采区、东二采区，各采区工作面均单翼布置。根据矿井实际情况和设计规范要求，决定首采东翼2个采区。

第二节 矿井基本巷道

4.2.1井筒用途及装备

1）、主井：井筒将直径5.0m，装备一对6t同侧装卸箕斗，罐道梁选用I20bz字钢。梁层间距4.168m，要用钢牛腿托架和树脂锚杆固定方式。罐道选用43公斤钢轨。后期二水平生产时，该井筒兼作回风之用。井筒施工时请预留上下风道的位置，上风道口在锁口内，下风道的底板标高-329.2m，半圆拱净断面3600×3400（宽×高）。井筒平面布置见4-2-1图。

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 22 页 北主井井筒断面图工140信号电缆h 卸煤方向井筒中心线井筒中心线箕斗中心线 图4-2-1 kg/m钢轨 主 井 井 筒 特 征

井型 90万t 井筒直径 5.0m 井深 557m 净断面积 19.6m2 基岩段断面积 28.3 m2 井筒支护

混凝土井壁厚450mm 冻结段井壁厚1000mm 表土段断面积 39.6 m2 箕斗提升容器 两对6t单绳箕斗 充填混凝土厚50mm 2）、副井：井筒净直径6.5m，用作全矿井升降人员，下材料设备及作为辅助提升，亦为全矿井新鲜风流入口，井筒装备一对1.5双层双车罐笼，采用2C18?槽钢组合罐道。井梁固定方式同主井。井筒内设有金属梯子间，作为矿井安全出口，梯子间及罐道深层间距为4.0m。井筒内布置排水管

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 23 页

D273mm三趟。其中备用一趟；压风管D194mm一趟；通讯、动力电缆等，井筒平面布置图见图4-2-2。

副 井 井 筒 特 征

井型 90万t 井筒直径 井深 6.5m 井筒支护 混凝土井壁厚500mm 冻结段井壁厚1000mm 552 m 净断面积 33.2m2 基岩段断面积 45.3m2 表土段断面积 58.1m2 提升容器 充填混凝一对1.5矿车双层双车多绳罐笼 土厚50mm 副井井筒断面图1:50 动力电缆架I25b排水管备用水管位置井下洒水管I14b 图4-2-2

3）、风井：井筒净直径按照建设单位要求为4.5m，设金属梯子间。风井作为全矿井回风及矿井的另一安全出口用。梯子梁固定同主井，层间距4.0m。

通讯信号电缆架压风管井筒中心线提升中心线 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 24 页

井筒平面布置图见4-2-3图。

工14b工20b风井井筒断面图：50 井筒中心线井筒中心线 图4-2-3 井 筒 特 征

井型 90万t 井筒直径 4.5m 净断面积 15.9m2 基岩段断面积 23.7 m2 表土段断面积 30.2 m2 充填混凝土厚50mm 井筒支护

混凝土井壁厚450mm 冻结段井壁厚800mm 4.2.2 井壁结构及厚度

冻结段采用双层钢筋砼结构。基岩段为砼井壁。井壁厚度；主井冻结段

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 25 页

850~750mm，基岩段400~500mm，副井冻结段1000~1100mm，基岩段500~600mm，风井全深冻结，厚7500mm。 附井筒特征表（4-2-1）

井筒特征表 表4-2-1 井口锁口标高 水平标高 井深 井底装载段深度 及井底水窝 净直径 净断面 冻结部分 井壁 基岩部分 厚度 壁后充填 冻结部分 掘进 断面 基岩部分 砌碹 材料 冻结部分 基岩部分 单位 m m m m m m2 mm mm mm m2 m2 主井 +37 -500 -557 20 5.0 19.6 1000 450 50 39.6 28.3 300#钢筋混凝土 200#钢筋混凝土 43公斤/m钢轨 副井 +37 -500 -552 15 6.5 33.2 1000 500 50 58.1 45.3 300#钢筋混凝土 200#钢筋混凝土 18b槽组合罐道 风井 +37 -500 -480 4 4.5 15.9 800 450 50 30.2 23.7 300#钢筋混凝土 200#钢筋混凝土 球扁钢组合罐道 罐道形式 4矿井通风验算

详见第九章。 4.2.3井底车场

1）井底车场设计原则：

① 要留有一定的富裕通过能力，一般要求大于矿井设计能力的30%； ② 设计车场时要考虑矿井增产的可能；

③ 尽可能的提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力； ④ 考虑主、副井之间施工的短路贯通；

⑤ 注意车场处的围岩及岩层含水性，破碎情况，避开破碎和强含水层； ⑥ 井底车场要布置紧凑，注意减少工程量等。

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 26 页

2）井底车场形式确定：

本矿采用胶带输送机作为主运输，因此根据本矿的实际地质条件并考虑以上因素本矿采用刀把式车场，为节省采区部分巷道，调车方式采用折返式。

3）空重车线计算：根据《煤炭工业设计规范》要求主井空重车线长度个为1.5～2个列车长度；副井空重车线长度为1～1.5个列车长；材料车线应容纳15～20个列车，所以有以上规定计算空重车线长度。

本矿井设计选用10t架线式电机车，每列车矿车数目为19个，其中每个车长2400mm，计算得出空重车长度应为1932400=46m，存车线长度为46m32＋4.5m＋10m=106.5m。

4）井底车场各硐室布置，根据《煤炭工业设计规范》本设计在井底设计了中央变电所，水泵房，等候室，医务室，水仓清理硐室，机车修理硐室，井底清理硐室等。

5）井底车场（见附图1）。 4.2.4井底车场硐室 （1）硐室位置

①主井系统：箕斗装载硐室位于一-500m车场水平上，经联络巷与井底车场相通。

②副井系统：井下主变电所与主排水泵房联合布置，位于副井东侧，等候室，等候硐室室均在副井西侧，为了保障生产提升，改善副井清理条件，专门设置了副井井底清理斜巷及硐室，另外，副井空重车线，副井清理斜巷入口和主副井通道均设有防火门硐室。

③其它硐室：井下调度室位于井底车场与轨道大巷的交岔点附近，靠近副井重车线入口，架线式电机车修理间、井底消防库位于副井东侧的车场绕道之中，井底煤仓及清理撒煤硐室，井底设有φ6m直径的圆形立煤仓，可容500t。清理撒煤硐室：采用扒斗式布置的通用设计，设有两个沉淀池及缓车房，沉淀后的煤泥由扒斗装入矿车；水仓布置及清理：最大涌水量327m3/h正常涌水量285m3/h，配2条水仓，总长290m，有效容积为2440m3，可容纳8.6小时的涌水量，满足《煤矿安全规程》要求。两条水仓均采用Z6-17

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 27 页

型水仓清理机进行机械化清理。

（2）井底车场主要巷道和硐室的支护方式及材料

根据-400m水平切面图，本井底车场岩性一般属Ⅲ类围岩，主要巷道大多穿层布置，故以锚喷支护为主，大断面硐室及交岔点一般采用砼石旋，局部条件较差或难度较大的可采用锚杆，钢筋加强，断面较小者采用料石支护。 4.2.5主要开拓巷道

1）轨道大巷：本矿设计采用双轨大巷布置，大巷布置在距离B煤底板30m的底板岩石中，断面形式采用拱形断面，支护方式采用锚喷支护，局部采用U型钢支护。见图4-2-4。 10046004800 轨道大巷（半圆拱，锚喷，B=4600）1:50100600600100图4-2-4

轨道大巷巷道特征表

3800 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 28 页 掘进断面 净断面 水沟S掘 水沟S净 16.6 m2 14.3 m2 0.36 m2 0.20 m2 净周长 锚杆间距 锚深 锚杆排距 14.8 m 800 1600 800 锚杆排数 每m锚杆数 喷层厚度 大巷坡度 12 15.0根 100.00 3‰ 2）回风大巷：本矿设计回风大巷断面形式同运输大巷即采用拱形断面，支护方式采用锚喷支护，局部采用U型钢支护。见图4-2-4 2200100运输大巷 840760900 1550500152031010609101800360 20046004800 图4-2-5 运输大巷断面特征表 围岩 类别 煤 型式 树脂锚杆 断面（m*m） 净 14.2 掘 16.2 掘进尺寸（mm） 宽 4600 高 3800 锚深 1600 喷射 厚度（mm） 85 直径 1900*16 净周 长（m） 14.4 百米风阻（Ｐa） 100 锚 杆 （mm） 外露长度 排列方式 间排距 50 矩形 800 3）采区上山：本矿设计采用双煤层上山布置，断面形式采用拱形断面，支护方式采用锚喷支护，局部采用U型钢支护。见图4-2-5。

3900 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 29 页 16002300轨道上山（半圆拱，锚喷，B=4800）1:50 1600230014002300460016001001002804800图4-2-5 轨道上山断面图

断面特征表 表4-2-5 断面（m*m） 掘进尺寸（mm） 喷射 围岩 净周 类别 净 掘 宽 高 厚度（mm） 长（m） 煤 15.6 16.7 4800 4000 100 15 锚 杆 （mm） 百米风 外露 排列 阻（Ｐa） 型 式 间排距 锚深 直径 长度 方式 树脂锚杆 100 菱形 800 2000 2100*16

160039004000 中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 30 页 4）运输上山 10013008401520840胶带输送机巷(半圆拱，锚喷 B=3200)10013001：50 10032003400图4-2-6 运输上山断面特征表

围断面（m2） 岩类别 净 掘 煤 14.2 16.2 掘进尺寸（mm） 宽 4800 高 3900 净周长(m) 锚深 1600 规格L*Φ 1900316 14.4 喷射厚度 mm 锚杆 外漏长度 50 排列间排方式 距 矩形 800 形式 钢筋沙浆 100

29003200

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 36 页

3 采区下部车场的选择

由于本矿井主运采用带式输送机运输，且主、副运输分道进行，故采区下部车场无大巷装车站线路部分，只有辅助运输线路部分。

1—轨道上山 2—运输上山 3—轨道大巷 4—胶带大巷 5—回风斜巷 6—采区煤仓 7—采区下部车场

图5-3 采区下部甩车场

第四节 采区采掘计划

1 确定采区各种主要巷道的断面和支护方式 1.1 主要巷道的断面形式

由本章“采区上山布置”部分可知：由于轨道上山服务年限较短，布置在煤层中，故采用半圆拱形断面。

区段平巷为煤巷，服务期限短，其中回风平巷内铺设600mm轨距的轨道，运输平巷内铺设可伸缩带式输送机，600mm轨距轨道，安设移动变电站，故采用矩形断面。 1.2巷道断面尺寸

根据围岩条件，巷道用处及设备尺寸等因素，从《标准巷道断面图册》中选取符合《规程》有关规定的断面。采区运输上山、轨道上山及尺寸见图

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 37 页

6-5，图6-6 1.3巷道掘进方法

采区运输上山掘进属于岩巷掘进，采用先进的“新奥法”施工和光面爆破。这样，可以尽可能地少破坏围岩，充分调动围岩自身的承载能力，尽可能地控制围岩变形，有效地防止围岩松动，达到施工的最大安全度和最好经济效果。 1.4巷道支护形式

根据所选取的采区上山和区段断面，决定采区运输上山采用锚喷的支护形式，而轨道上山及区段平巷，则采用锚喷+锚索的联合支护形式。 1.5通风验算

由第九章《矿井通风与安全》可知：各种巷道的净断面均满足通风要求。 2 确定采区生产能力与采掘顺序

如前所述，由于煤层赋存稳定，顶底板中等稳定，决定用综放方法。于一个生产面年推进度为792m，年生产能力为91.1万t，加上10%的掘进煤量，则矿井的总生产能力为100万t，能保证90万t的设计年产量。故只需一个工作面生产即可。

工作面的接替顺序是：当一个工作面采完时，转到下一区段的已准备好的工作面进行生产。进行工作面准备工作在刚采完工作面的下一个区段进行，这样，可以避免“孤岛”工作面的出现。在工作面准备的过程中，采用双巷掘进，后掘上部的风巷，这样可以把动压影响降到最低限度，有利于风巷的掘进与支护。

采区采出率是反映采区巷道布置好坏的主要指标之一，采区采出率计算公式为：

采区采出率（%）=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量 ——6-14 采区工业储量为：2213.1万t

开采损失有：区段间15m煤柱损失量为106.9万t。轨道上山两边各30m煤柱，损失为63.1万t，工作面落煤损失，取7%，61.3万t，由6-14式得： 采区采出率（%）=[2213.1-（106.9+63.1+61.3）]/2213.13100% =89.55%

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 38 页

上式计算中，没有考虑煤柱的回收率，即实际的回收率要大。

第六章 采煤方法

第一节 采煤方法和回采工艺

1 采煤方法：

B煤层平均为6.5m，煤层倾角第一水平平均82，属于缓倾斜厚煤层。 1.1 采煤方法选择依据和采煤方法的确定：

根据回采工作面地质条件和设计，现有的采煤技术手段和设备条件，经过充分的经济技术比较，确当工作面采用倾向综采放顶煤采煤方法。后退式回采，全部跨落法管理顶板。 2.2 采高和采放比的确定；

根据回采工作面地质条件以及现有设备的技术性能确定采高为3.2m，最高不超过3.4m，最低不超过2.8m。采放比为1：0.44。 2 确定回采工作面的长度

放顶煤采煤工作面长度的确定，应主要考虑顶煤放出和减少煤炭损失等因素的影响。工作面不应小于80m，一般为150m以上，高产高效工作面可达200m，最大为潞安王庄矿270m。

由本章第三节《采区巷道布置及生产系统》可知：区段间留设15m的护巷煤柱，区段进回风平巷跨度为4m，工作面长度用下式计算：

LI=（L阶上-（L区柱+L平巷32）36+（L阶柱-L区柱）/6 ——

6-1

式中：LI——工作面斜长，m；

L阶上——第一水平上山阶段斜长，1600m； L区柱——区段间所留设的煤柱宽度，15m； L平巷——区段平巷跨度，4m；

L阶柱——阶段间所留设的煤柱宽度，40m；

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 39 页

由6-1式得：

LI=（1600-（15+432）36-507）/7 =200（m） 3 回采工作面工艺设计

在初步确定采煤方法及回采工艺方式的基础上，对设计煤层进一步进行工艺设计。

3.1 综采工作面的设备选型及配套

表6-1 工作面的关键参数 工作面长度（m） 200 厚 度（m） 4.2~4.8/4.6 煤层结构 简单、局部有一层薄夹矸 煤层硬度 所留设支架类型 1~2 支撑掩护式 根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备选型图集》配套编号ZC137-ZFS32C的配套设备。

表6-2 机标准型号

液压支架 ZFS4000/15/32L

表6-3 ZFS4000/15/32L型液压支架主要技术特征 型式 支撑掩 护式 高 度 （m） 1.55~3.2 中心初撑力 工作阻力（KN） 4064 支护强度（MPa） 0.7 适应煤 层倾角 〈15° 循环时 间（S） 44 采煤机 MG200/475-W 刮板输送机 SGZ-764/500 距（m） （KN） 1.5 3694

表6-4 MG-200/475-W型采煤机主要技术特征 采高 （m） 1.8~3.4 适应煤层倾角 0~25° 截深 （m） 0.8 滚筒直径 （m） 1.6 牵引力 （kN） 440 电动机 功率 200 控顶距（m） 2.421

中国矿业大学2009届专科生毕业设计 第 40 页

表6-5 SGZ-764/500型刮板输送机主要技术特征

设计长度（m） 200 运输能力 （t/h） 1100 链速 （m/s） 1.21 电动机功率 （KW） 11032 圆环破断负荷（KN） ≥1107 刮板链 型式 双中链 3.2 采煤机的工作方式和进刀方式 3.2.1采煤机的工作方式

（1）滚筒的转向和位置

当我们面向煤壁站在综采工作面时，通常采煤机的右滚筒应为右螺 旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒应为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时，一般其前端的滚筒割顶煤，后端的滚筒割底煤。这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。

（2）割煤方式

由于工作面平均煤厚为4.6m，滚筒直径为1.6m，且MG200/475-W型采煤机为双滚筒采煤机，所以采用“往返一次割两刀”的割煤方式。 2） 进刀方式

由于综采工作面的双滚筒采煤机工作时，普遍采用先进刀后移机头的斜切进刀方式，所以这里也采用这种割三角煤的斜切进刀方式。其进刀过程如下：

本文来源：https://www.bwwdw.com/article/2pdg.html