【正文】 切進刀。機組割煤時，首先將采煤 機前滾筒前方三架的護幫板收回，并隨著機組的割煤逐架收回。支架移動至規(guī)定位置后，將支架升緊，把手把復零位。 50mm，支架中心距 ，左右偏差不超過177。 升架時，要注意側(cè)護板伸出情況，防止升架損壞側(cè)護板或出現(xiàn)咬架現(xiàn)象；工作面嚴禁超高造成支架不接頂導致倒架，同時也要 防止采高太低而造成死架；相鄰兩支架不得出現(xiàn)明顯錯差（錯差最大不超過側(cè)護板高度的 2/3），支架不擠、不咬、不斜、不倒，伸出側(cè)護板要靠緊相鄰支架，架間空隙小于 100mm，支架端面距小于 340mm。帶壓拉架時要求既能移動支架而又不損壞支架與工作溜子有關部件。 推溜與拉架應保持 6— 12m 的距離，并保證彎曲段長度不小于 15m，彎曲度不大于 3176。 移機頭、機尾時，要由專人指揮，專人操作；推移機頭或機尾時，必須將過渡槽處的浮煤雜物清理干凈，保證機頭、機尾與過渡槽坡度相隨，以防機頭、機尾飄鏈，損壞過渡槽；移機頭或機尾不允許用絞車牽引，若確需使用絞車 時，必須采取可靠的安全措施，嚴禁用單體柱 頂電機或減速器。移設后的刮板輸送機要做到機頭、機尾和機身平直，電動機和減速器軸的水平度符合要求，機頭與轉(zhuǎn)載機搭接合理，工作溜子機頭應超出轉(zhuǎn)載機 200— 300mm。轉(zhuǎn)載機機尾必須加蓋板防止人員跨越轉(zhuǎn)載機。 六、其它 太原理工大學畢業(yè)設計 36 清煤 推過溜后，及時將支架與溜子擋煤板間推移梁下及推溜千斤頂槽內(nèi)浮煤清理干凈，人工裝入工作面刮板輸送機內(nèi)運走，保證 2m2范圍內(nèi)浮煤平均厚度不超 30mm。 2．掘進排矸 (運煤 )系統(tǒng) (1)一采區(qū)大巷 普掘工作面排矸 (運煤 )系統(tǒng) 一采區(qū)大巷 掘進頭矸石 (調(diào)度絞車牽引礦車 )→ 一采區(qū) 軌道 大巷 (無極繩 連續(xù)牽引車 牽引礦車 )→ 集中軌道大巷 (無極繩 連續(xù)牽引車 牽引礦車 )→ 副 斜 井 井底 車場 (無極繩 連續(xù)牽引車 牽引礦車 )→ 副 斜 井 (副斜井提升機 )→ 地面排矸系統(tǒng)。 地面下井人員 → 主斜 井 (架空乘人器 )→ 清理撒煤斜巷 (步行 )→ 聯(lián)絡巷 (步行 )→ 一采區(qū)軌道 大巷 (無極繩連續(xù)牽引車 或 步行 )→ 一采區(qū)軌道 下山 (雙速絞車或 步行 ) → 工作面軌道順槽 (無極繩連續(xù)牽引車或步行 )、膠帶順槽 (步行 )→ 回采工作面。 表 721 達產(chǎn)時各類礦車規(guī)格 特征表 礦車名稱 礦車型號 容積 (m3) 名義載重 (t) 外形尺寸 (mm) 軌距 (mm) 軸距 (mm) 自重 (kg) 長 寬 高 固定箱式礦車 1 20xx 880 1150 600 550 610 礦用材料車 MLC26A 2 20xx 880 1150 600 550 494 礦用平板車 MPC26A 2 20xx 880 410 600 550 482 重型平板車 MPC166 16 2700 1200 300 600 1000 811 礦車的數(shù)量，以礦井達到設計生產(chǎn)能力時井上下用車地點實際所需車數(shù)按排列法計算而得，計算結(jié)果見表 722。另一側(cè)裝設架空乘人器，擔負井下生產(chǎn)人員的升降任務。 電動機 ： Y355M—4， N=185kW，二臺， 10kV 減速器： M3PSF80， i=40，飛濺潤滑，風 冷，二臺（ D=1000mm） 逆止器： DSN130， Tn=130KN ④ 、鋼絲繩安全系數(shù)校驗： m＝g)c o sf( s inLPQ Q 2CKd p ???? 提大件： m 大＝ ＞ 提矸石： m 矸＝ ＞ (2)、提升機選擇 提升機主要技術(shù)參數(shù)： 單繩纏繞式單滾筒礦用提升機 JK－ 3滾筒直徑： Dg＝ 3000mm 滾筒寬度： Bg＝ 2200mm 最大靜張力： Fjmax＝ 135kN 最大靜張力差： Fjcmax＝ 135 kN 減 減速器 速比 i= 最大提升速度： Vmax=提升機配套行星齒輪減速器，液壓盤形制動器。根據(jù)鑒定，本礦 15 號煤層煤塵具有爆炸性，火焰長度 15mm，加巖粉量 55%。 回采工作面瓦斯涌出量為 ： q 采 =70%=掘進工作面瓦斯涌出量為： q 掘 =20%= 其中，綜掘約為 q 綜掘 ==太原理工大學畢業(yè)設計 45 普掘約為 q 普掘 ==采空區(qū)及其它地點瓦斯涌出量為： q 掘 =10%=。主、副斜井位于工業(yè)場地內(nèi)，回風立井位于風井場地內(nèi)。 爆破材料發(fā)放硐室采用獨立通風。 帶入各參數(shù)計算得 cfQ =6070%=698m3/min=。 根據(jù) 礦井瓦斯鑒定資料，礦井 CO2絕對涌出量為 ，相對涌出量為 ，遠小于礦井瓦斯涌出量。 f．按工作人員數(shù)量驗算 Q。 d． 按工作面溫度計算 Qcf＝ 60VcS cK i 式中： Qcf——工作面 需 風量， m3/min； Vc——工作面適宜風速，依據(jù)《煤礦通風能力核定辦法》回采工作面溫度與風速的對應 關系 取 ； Sc——回采工作面平均有效斷面，工作面取 ； Ki——工作面長度系數(shù)，取 。 則 cfQ =100=1092m3/min=。 （ 1） 采 煤 工作面實際需要風量計算 每個采煤工作面實際需要風量，應按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員和爆破后的有害氣 體產(chǎn)生量等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。 三 、掘進通風 及硐室通風 井下共布置一個綜掘工作面、一個普掘工作面，均采用獨立通風，掘進工作面所需風量由局部通風機對其壓入式供給。 2.．通風系統(tǒng) 地面新 鮮風流 → 副 斜 井 (或主 斜 井 )→ 副 斜 井 井底 車場、 集中 軌道 大巷、 (或主斜井與一采區(qū)軌道大巷間聯(lián)絡巷巷 )→ 一采區(qū)軌道 下山 、一采區(qū)膠帶 下山 →順槽聯(lián)絡巷 → 膠帶順槽 → 回采工作面 (乏風 )→ 軌道順槽 (乏風 )→ 一采區(qū)回風 下山 (乏風 )→ 一采區(qū)回風 下山 (乏風 )→ 回風 大巷刷大段 (乏風 )→ 回風立井 (主扇風機 )→ 地面。 四 、礦井瓦斯涌出量預測計算 采用瓦斯鑒定資料（ 20xx 年太原市煤炭工業(yè)局并煤安發(fā) [20xx]322 號文件）提供的礦井相對瓦斯涌出量為 斯涌出量。 太原理工大學畢業(yè)設計 43 太原理工大學畢業(yè)設計 44 第 八 章 通風與安全 第 一 節(jié) 概 況 一、瓦斯 據(jù) 20xx 年太原市煤炭工業(yè)局并煤安發(fā) [20xx]322 號文件：礦井瓦斯絕對涌出量為 ，相對涌出量為 ； CO2絕對涌出量為 ，相對涌出量為 ，屬低瓦斯礦井。 吊座間距： 15m 二） 、副斜井提升設備 副斜井擔負礦井矸石、材料設備及重大件（液壓支架）等除人員以外的輔助提升任務。 設備選型 參數(shù) 太原理工大學畢業(yè)設計 40 B=1000mm， V=2m/s， Lh=674m， H=， α =25176。 驅(qū)動方式采用頭部兩傳動滾筒兩電機，液體粘性軟起動裝置軟驅(qū)動方式。 (二 ) 井下輔助運輸方式 井下輔助運輸方式為：無極繩 連續(xù)牽引車 牽引 系列礦車運輸方式。 3．井下材料、設備和人員等輔助運輸系統(tǒng) 地面材料設備車 → 副 斜 井 (副斜井提升機 )→ 副 斜 井 井底 車場 (無極繩 連續(xù)牽引車 )→ 集中軌道大巷 (無極繩 連續(xù)牽引車 )→ 一采區(qū)軌道 下山 (雙速絞車 )→工作面軌道順槽 (無極繩連續(xù)牽引車 )、膠帶順槽 (調(diào)度絞車 )→ 回采工作面。 若轉(zhuǎn)載機滯后造成 1支架不能及時前移形成空頂時，必須使用 長木板梁（厚度不小于 11cm）進行支護，支護方法：板梁順工作面煤壁一端伸入 2支架上方 ，另一端在轉(zhuǎn)載機兩側(cè)使用單體支柱支護形成抬棚，初撐力不低于 ，所需支設抬棚按空頂范圍 ， 以下支設兩架，均與布置。 5 ㎡或冒落高度不足采高 倍時，要進行人工強制放頂。 刮板輸送機移到位后，及時將各操作手把打到零位。 100mm，最大彎度不超過 3176。 每次推溜必須移夠一個步距，若因機道有臺階、矸石塊等障礙物造成溜子推不動時，應進行返工或人工清理。 四、移溜 采煤機過后，在距后滾筒 15m 以外即可順序推溜，推溜時必須多架同時操作，溜子不得出現(xiàn)急彎或彎度過大，并符合下列要求： 推溜前認真檢查推移梁與擋煤板的連接情況，并將煤幫的矸石、雜物清理后方可進行推溜。 正常情況下，移架距機組后滾筒距離不得大于 15m，否則必須停機拉架；如果頂板破碎，滯后機組后滾筒 則必須移架，移架距機組后滾筒距離不大于 6m，否則必須停機移架或超前移架，必要時可采用少降快移、帶壓移架的辦法，保證有效控制頂板。 支架移過后，及時將護幫板升起，防止煤壁偏幫。 移架操作具體要求： 太原理工大學畢業(yè)設計 34 拉架應做好以下準備工作：檢查支架與溜子連接銷子是否齊全、檢查閥組、接頭密封情況，保證不漏液、不竄液。采煤機開始割煤后，距機組后滾筒 即可開始將支架降架前移，移架時必須保證相鄰支架的推移千斤頂處于供液狀態(tài)。 附圖四：采煤機割煤及進刀示意圖。 機尾部分工藝流程：倒替端頭及超前支護 — 割煤 — 清理機尾浮煤 — 移機尾— 拉架。 （ 6）放炮前工作面及順槽內(nèi)所有放炮人員必須撤到距工作面 300m 外的聯(lián)巷內(nèi)，井下放炮嚴格 執(zhí)行 一炮三檢制 和 三人連鎖放炮制 。 （ 3）在工作面設備安裝完畢 ,工作面推進 后裝藥 ,裝藥前必須 清凈炮眼 ,藥包要推至孔底，裝緊裝實，黃泥要充填密實，待工作面推進 之后放炮。 最大控頂距為 ，最小控頂距為 。 2.、超前支護管理措施 （ 1）所有單體支柱必須達到初撐力，初撐力達到 90KN（ ），若出現(xiàn)斷梁折柱或泄液的單體時，必須及時更換。棚腿選用DZ2825/100 型單體，棚距 。加設密集要遵守先支后回原則，每循環(huán)移一次，嚴禁超前回密集。機尾選用與其寬度相適應的 П型梁，每隔 加一架單體 П型梁棚子。為保證回取后排密集，前排密集距機尾 過渡 1架外側(cè)護板應保證留有 以上的作業(yè)寬度。 工作面超前 20m 采用 DZ2825/100 型單體液壓支柱配 HDL3000 型 Π型鋼梁支護。Mcosα 再考慮支架受力不均衡衡量的安全系數(shù) 2，則 。γ Σh=)1( ?KM=)( ?M=2M M——采高， m；確定為 。γ 75 275 臺 1 乳化液泵站 BRW315/ 200 臺 1 兩泵一箱 噴霧泵站 WPE320/10 45 臺 1 兩泵一箱 三 、工作面液壓支架選型 設計采用 “老頂周期來壓步距法 ”和“估算法” 計算液壓支架工作阻力。 工作面采、裝、運設備選型結(jié)果詳見表 511。 75 型可伸縮膠帶輸送機，鋪設長度 600m，運輸能力 630t/h，電 機功率 2179。 2．工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備選型 工作面采煤設備：選用 MG－ 160/375－ W 型 無鏈，齒輪銷排式液壓牽引 ，采高 － ， 適應煤層傾角：≤ 35176。 =989566(t/a) =(2)掘進工作面掘進煤量計算 礦井移交生產(chǎn)及達到設計產(chǎn)量時，井下共裝備兩個煤巷掘進工作面，掘進斷面平均 ，掘進工作面年總推進度為 1500m，則掘進工作面掘進煤量計算如下： A 掘 =1500=20700t/a=(3) 礦井生產(chǎn)能力計算 A 礦 =A 采 +A 掘 =+=可滿足礦井 1200kt/a 即 。 +179。 太原理工大學畢業(yè)設計 26 則 A 采 =179。 l178。 l178。 一采區(qū)巷道布置見圖 521，圖 522。 第二節(jié) 采區(qū)布置 一 、采區(qū)尺寸、巷道布置 1．采區(qū)尺寸 根據(jù)井田開拓布置、煤層賦存條件及開采技術(shù)條件，以及工作面裝備水平，確定礦井移交生產(chǎn)和達到設計生產(chǎn)能力時布置一個采區(qū)保證礦井 1200kt/a的生產(chǎn)能力。 結(jié)論：從上述計算可以看出，一采區(qū)內(nèi) 1 15號煤層間距 ，其導水裂隙帶高度 ()大于兩層煤層間距，若采用上行開采，可能會產(chǎn)生 12號煤及頂?shù)装逦锢砹W性質(zhì)發(fā)生變化：但通過采取技術(shù)安全措施是可行的。而導水裂隙帶高度公式一結(jié)果為 ，公式二結(jié)果為 ，均大于 ，既當上行開采 12 號煤層時， 12 號煤層中因受 15 號煤層采動影響，煤層有裂隙分布，可進行上行開采，但應采取相應措施。 據(jù)地質(zhì)報告及省煤炭工業(yè)局綜合測試中心檢驗報告提供 15 號煤層有爆炸危險性； 15 號煤層屬自燃煤層，自燃等級為 Ⅱ 級。煤層厚 ～ ，平均 ，厚度變化不大，全井田穩(wěn)定可采，結(jié)構(gòu)簡單，頂板為泥巖或砂質(zhì)泥巖，底板為細砂巖。 井底車場巷道和硐室的支護形式、支護材料、工程量詳見表 351。動力 電纜 及部分通鋪設 30kg/m 單軌 1t 系列礦車 ,擔負液壓支架及矸石、輔助材料等的提升任務，兼作安全出口 裝備玻璃鋼梯子間。 27176。 表 341