煤矿开采技术_毕业设计

大同煤炭职业技术学院毕业设计 四通二矿2采区初步设计 学生姓名：陈华鹏 系 （部）：采矿工程系 专 业：煤 矿 开 采 技 术 指导教师：常勇 2012年5月15日 前言 毕业设计是煤矿开采技术专业本科教学中最关键、最重要的的一个环节，三个多月的时间里，在各位指导老师，各位同学的关心和帮助下，我圆满的完成了设计工作。 毕业设计是对本专业所学知识的全面复习和巩固，加深理解所学的专业知识，并系统的熟悉煤矿开采设计、建设、生产以及安全的各个环节和系统的掌握有关知识，为以后从事矿井设计、建设、安全技术工作、技术管理工作及经营管理工作做好准备。煤矿开采规划与设计基本知识能力进行系统的教育，对矿山开采，矿山安全筹划等知识和技术全面，系统的应用能力的初步训练，对综合分析和解决生产实际问题的能力的培养，对矿山规划与设计基础技能（绘图技能、文字表达与计算机技能等）的全面的初步的训练。了解矿山开采中的有关政策、法规，熟悉并能正确应用有关规定。 一、设计的指导思想 严格遵守国家制定的各项有关煤炭工业安全、生产、设计、环保、建设程序等的法律、规章制度等。按照煤炭行业科学的发展思路，充分解放思想，认真分析井田的地质条件、煤层条件、水文条件、开采技术条件和外部现状，充分利用当地的现有资源，体现矿井设计的集中化、机械化和技术经济的合理原则。结合实际情况，科学、合理地确定各个系统，因地制宜地积极采用先进的科学技术、先进的工艺、先进的设备和行之有效的操作 方法 快递客服问题件处理详细方法山木方法pdf计算方法pdf华与华方法下载八字理论方法下载 ，提高矿井的抗灾能力、经济效益、管理水平，在保证安全生产的前提下最大限度地降低矿井基建投资，把超化煤矿建设成系统简单、机械化程度高、安全保障能力强、高产高效的现代化矿井。 二、设计的主要特点 在设计中，我系各位老师及领导给予了我极为大力的支持。特别是指导老师范老师更是给了我精心的指导与关怀，不厌其烦的为我讲解，化解了很多的知识重点与难点，并提出了许多宝贵的建议与意见，使我在经过设计学习后，受益匪浅。 大学的学习在毕业设计中拉下帷幕。这次毕业设计是另一种新的学习的开始。我要以此为契机，努力并且尽量完美的规划和设计我的人生。 由于时间紧迫，章节繁多，加之本人水平有限，设计中难免存在不足之处，还敬请各位老师、同学批评指正。 第1章 采区概况及地质特征 第一节 矿区概述 一、矿区地理位置 井田位于山西省临汾市尧都区河底乡三交村一带，行政区划属临汾市尧都区河底乡管辖 地理坐标为：北纬36°07′13″-37°02′-49″，东经111°06′03″-111°10′40″，井田范围由以下20个拐点坐标圈定，面积22.6721km2。批采标高1289.88-799.88m 二、交通条件及居民分布 该井田交通以公路为主，自井田东部边界向东3km可达光(华)至河(底)县级路并沿此公路向南15km至光华镇与与309国道临（汾）—大（宁）公路相接，沿309国道向南东经襄汾可达南同蒲铁路临汾火车站；沿临汾—河底公路经枕头乡、峪口在录井村与309国道临（汾）—大（宁）公路相接，向北东可达南同蒲铁路临汾火车站，同时也可到达大（同）-运（城）高速公路，交通便利。（详见交通位置图1-2-1）。该矿位于临汾市尧都区河底乡，河底乡下辖10个行政村，67个居民组，全镇从业人员5400人，农业从业人员1940人，工业从业人员2174人。全乡耕地面积15005亩。煤炭储量丰富，是尧都区四个产煤乡镇之一。自2002年以来，乡党委、政府以全面建设小康社会为中心，实施经济发展、文化繁荣、社会稳定三大战略，确立了“煤炭奠基，多元开发，科技推动，强乡富民”的发展思路。2010年底，农村经济总收入20139万元，总费用8000万元，人们纯收入达5024元。 三、地形特点 井田位于山西省吕梁山南端，黄土冲沟发育，多呈“V”字形，梁、垣、峁发育，地势西北高东南低，最高点位于井田西部山梁上，标高约为1808.8m，最低点位于井田东南角沟谷中，标高约为1125.00m，相对高差为683.8m，属强烈侵蚀的中山地貌。据山西省颁发的山西省地震基本烈度表，本区抗震设防烈度为Ⅶ度,设计基本地震加速度值为0.10g,属多震区。 四、矿区气候条件 据临汾市气象站观测资料，本区四季分明，昼夜温差较大，蒸发量大于降水量，属大陆半干旱季风型气候。年降水量最小为380.6mm,最大为611.4mm,多年平均降水量508.5mm；年蒸发量最小为1519.6mm,最大为2346.4mm,多年平均蒸发量1723.7mm,蒸发量为降水量的3.39倍,冬春二季雨雪少,夏末秋初雨水较多,且多集中在7、8、9三个月。年平均气温13℃,气温低达-15℃,最高气温为30℃,结冰期为十一月下旬至翌年二月底,无霜期150天左右，最大冻土深度为61cm。夏季多东南风，冬季多西北风。 五、矿区水文条件 井田地表水属黄河流域汾河水系,自区北西端的豹子梁向西南经曹碾沟、风葫嘴李树园，神角大北山三角点，然后折向南，经上蒋家凹三角点、后油峰岭断山岭一线，基本成为弧形展布的山岭，构成了本区天然分水岭，占多数的东侧冲沟水流向东南，分别在台头与河底汇合，向东南流出本区，于光华汇合牛王庙河并流至襄汾县注入汾河，分水岭西侧冲沟汇集于乡宁鄂河，西流注入黄河。井田内河流属季节性河，沟谷基本常年无水，雨季才有水流，雨后不久即断流。 表1—1—1 区 域 地 层 表 界 系 统、群整合 关系 厚度表 岩性特征 新生界 第四系 全新统 0-30 分布于山涧河谷地带,灰黄色、砂土、砂砾及亚粘土组成。 更新统 0-300 分布于山涧河谷地带为主，棕、黄褐色亚粘土、亚粘土组成。 上第三系 上新统 0-60 分布于山梁、峁、半胶结的砂砾岩和棕红色亚粘土。 中生界 三叠系 中统 分布于乡宁矿区以西地区，灰绿、灰黄中细粒砂岩夹泥岩，下部灰绿灰白色长石砂岩夹紫红色泥岩。 下统 253-317 分布于乡宁矿区及以西地区，以灰紫红、灰红、紫红色薄弱层及中厚层长石砂岩为主，上部砖红色粉砂岩、泥岩为主。 古生界 二叠系 上统 461-532 分布于乡宁矿区及以西地区，上部紫红色、暗紫色泥岩、粉砂岩，夹砂岩，下部暗紫色、灰绿色、灰黄色泥岩、粉砂岩夹砂岩。 下统 98-176 分布于乡宁矿区及以西地区，下部山西组为含煤地层，以灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩夹砂岩，上部以深灰色、灰黑色、泥粉砂岩夹砂岩。 石炭系 上统 94-132 分布于乡宁矿区及以西地区，为主要含水层，以灰黑色泥岩、粉砂岩夹石灰岩组成。 中统 12-36 分布于乡宁矿区，上部以灰色、深灰色泥岩、粉砂岩为主，下部以铝质泥岩为主。 奥陶系 中统 438-538 分布于乡宁矿区东南部，上部深灰色石灰岩、泥灰岩夹石膏、下部为角砾状白云质泥灰岩为主。 下统 98-107 分布于乡宁矿区东南部，上部为燧石白云岩、泥质白云岩为主，下部以灰黄色泥质白云岩。 寒武系 上统 126-129 分布于乡宁矿区东南部，上部白色厚层状白云岩、泥质白云岩，下部泥灰岩、白云岩夹竹叶状灰岩。 中统 168-207 分布于乡宁矿区东南部，上部为厚层状鲕状灰岩夹泥岩条带及灰黄色竹叶状灰岩，下部紫红色砂岩、泥岩。 元古界 长城系 霍山组 58-87 分布于霍山隆起外侧，岩性为肉红色、灰白色中厚层状中细粒石英岩状砂岩，夹不稳定的含砾砂岩、砂砾岩。 太古界 上太 古界 太岳 山群 1700 分布在霍山隆起的核部地带，以浅灰红色、橙红色厚层中粗粒角闪质眼球状混合岩及混合岩化角闪黑云母斜长片麻岩。 中太 古界 霍县群 ＞2000 分布在霍山隆起的核部地带，以混合岩化黑色云母角闪斜长片麻岩为主，夹混合岩化黑云母斜长片麻岩。 第二节 采区概况及地质特征 一、采区概述 本井田位于河东煤田乡宁矿区东南部，据中国构造体系图，位于祁吕贺兰山字型构造前孤东翼内侧，区域地质应力大体为NE—SW向的挤压。区域地层走向北东，倾向北西，由南东至北西向，由老到新依次出露古生界（寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系），中生界（三叠系）地层，新生界（上第三系、第四系），松散沉积物覆盖于不同时代的地层之上，见区域地层表2-1-1。 二、地质特征： 台头（神角）井田位于乡宁矿区东南部，主要含煤地层为太原组与山西组，太原组煤层以焦煤、贫煤、瘦煤为主，共含8层，煤层编号自上而下为5、6、7、7下、8、9、10、10下，平均煤层总厚4.78m,平均含煤系数4.8%,平均可采总厚2.04m,平均可采含煤系3%，煤层变化较大，10号煤层为稳定大部可采煤层，其余均为不可采煤层。 山西组煤层主要以焦煤、贫煤、瘦煤为主，共含5层，煤层编号自上而下为1上、1、2上、2、3号煤层，平均煤层总厚5.41m,平均含煤系20.5%,平均可采总厚4.78m,平均可采含煤系18.1%，煤层变化较大，2号煤层为稳定大部可采煤层，1、3号煤层为较稳定局部可采煤层,其余均为不可采煤层。 三、矿井水文地质类型 1、井上下水文地质条件 （1）2号煤层矿井充水含水层主要为煤层顶板及以上砂岩裂隙含水层，其补给条件差，以大气降水为主，单位涌水量q＜0.1L/s·m，富水性弱，下组煤层9+10、11号煤层的主要充水含水层为太原组石灰岩裂隙含水层，其补给以大气降水补给为主，其次是上覆含水层侧向补给，弱富水性。 （2）2中、2下号煤层在井田内存在采空区积水，其采空区位置和积水范围初步圈定，积水量进行了预测估算，下组10号煤层主要为上覆煤层采空区积水的威胁。 （3）据该矿及周边矿井生产开采涌水量调查，开采2上、2号煤层矿井涌水量较小。 （4）井田各煤层均处于奥灰系中统石灰岩岩溶裂隙含水层水位690m之上，不存在带压开采煤层。 （5）经矿井充水因素分析，2中、2下号煤层矿井主要水害为煤层顶板砂岩裂隙和采空区积水，下组煤10号煤层矿井主要水害为顶板石灰岩和砂岩裂隙水，上覆采空区积水的威胁。 （6）根据矿井生产实践和水害情况分析，2中、2下、号煤层矿井防治水工作简单，下组煤层10号矿井防治水工程量较大。 综上所述，依据《煤矿防治水规定》关于矿井水文地质类型划分原则，确定各煤层矿四、井水文地质类型为中等类型。 四、含、隔水层特征 1、井田的含水层自下而上有： （1）奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层 埋藏于井田深部，距地表深浅不一，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田内主要含水层，据现有资料,本井田邻近供水井水位资料，奥陶系灰岩岩溶水水位标高为670-690m。10号煤层最低底板标高为770m，高于奥灰水水位标高,各煤层不存在带压开采, 钻进液消耗量15m3/h,属富水性中等—强的裂隙岩溶含水层。 （2）、石炭系数上统太原组（C3t）灰岩岩溶裂隙含水岩组 含水层主要为三层灰岩，从下到上为K2、K3、K4，总厚约19m，灰岩岩溶裂隙较发育，本次ST402号孔K2灰岩抽水试验单位涌水量为0.0088L/s.m，水位标高1131.20m，水质类型为HCO3--Ca+，属弱富水性岩溶裂隙含水层。 （3）、二叠系碎屑岩类含水岩组 主要为K7、K8砂岩含水层，岩性主要为钙、泥质胶结的中粒砂岩，节理裂隙较为发育，本次ST402号钻孔山西组含水层单位涌水量仅0.0093L/s.m，水位标高1231.40m，水质类型为HCO3--Ca+，因此，该砂岩为含水性较弱含水层。K9砂岩含水层位于K8砂岩以上50m左右。含水特征与K8相似，水位标高1238.09m,因此,属较弱裂隙含水层。 （4）、第四系松散岩类孔隙岩组 分布在山间沟谷地带，岩性为黄白色粉质粘土、亚粘土、砂砾层及砾石层，钻进液消耗量0.50-0.70mm3/h直至全漏,含水较丰富。因该含水层由于大气降水和地表水的补给条件较好，埋藏厚度大的，可成为地下水较丰富的孔隙潜水含水层。 2、主要隔水层： 本溪组底部有一套以泥岩和铁质粘土岩为主的地层，夹有少量砂岩和薄层灰岩，该层分布普遍，厚度稳定，一般是15.00m，是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层，隔水性较好。另外，煤系地层砂岩间粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组，沉积厚度稳定，构造裂隙不发育，亦可构成各含水层间良好的隔水层。 3、矿井涌水情况 根据矿井开拓面积，开采各煤层主要充水水源为顶板砂岩或石灰岩裂隙水，根据生产矿井及邻近生产矿井调查，矿井涌水以顶板淋水为主，并在局部以裂隙缝出水，矿井经过排水渠流到水仓，排水量测量方法以泵量乘以排水时间得，矿井涌水量的变化规律是水量的增大与降雨量有关系的是在西部浅部地带，由于风化裂隙以及开采塌陷裂隙，使得矿井涌水量在雨季有所增大。原煤矿2号煤层矿井正常涌水量为50m3/d，最大涌水量为80m3/d。 4、临近采区周围小窑涌、出水情况 井田南部为乡宁神角煤矿，南西部为园子沟煤矿及菜子眼煤矿，东南部为山西临汾蓝宝煤业有限公司，井田东北部为十亩煤矿，周边煤矿2下号、10号煤层均有不同程度的开采，对本井田开采影响的采空区积水见下表 周边2下号煤层采空区积水量汇总表 位置 采空区积水区编号 煤层厚度（m） 煤层 采空区积水面积 采空区积水量 倾角 （m2） （m3） 原园子沟煤矿 JS-1 2.3 8° 55956 26000 原园子沟煤矿 JS-2 1.5 8° 49500 15000 原园子沟煤矿 JS-3 1.5 8° 42900 13000 原十亩煤矿 JS-4 1.4 8° 40660 11500 合计 189016 65500 五、瓦斯及煤尘情况 1、矿井瓦斯 2008-2010年期间由山西省煤炭工业局文件和临汾市煤炭工业局文件对本矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，各矿井均属低瓦斯矿井。 但随着矿井开采深度的延深，瓦斯涌出量有可能还会增大，因此，要加强井下瓦斯监测和安全通风工作，防止瓦斯造成危害。 2、煤层瓦斯 2上号煤层甲烷含量0.06-0.16ml/g.可燃质，平均0.11ml/g.可燃质。。自燃瓦斯成分甲烷占到4.75-11.41%，平均8.08%，属N2带。 3、煤尘爆炸危险性及自然倾向性 2010年9月14日-15日山西煤销集团四通煤业有限 责任 安全质量包保责任状安全管理目标责任状8安全事故责任追究制幼儿园安全责任状占有损害赔偿请求权 公司四通煤矿及四通二矿在井下工作面采取2下号煤层由临汾市煤炭安全检测检验中心检测煤尘爆炸性，鉴定结果：煤尘均有爆炸性危险。本次勘探在ST302、ST402、ST601号钻孔中采取所有可采煤层由山西省煤炭地质研究所检测煤尘爆炸性，鉴定结果为煤尘均有爆炸性危险。 2010年9月14日-15日山西煤销集团四通煤业有限责任公司四通煤矿及四通二矿在井下工作面采取2下号煤层由临汾市煤炭安全检测检验中心检测煤的自燃倾向性，鉴定结果：2下号煤层自燃倾向性等级均为Ⅱ类，均属自燃煤层。所以在生产过程中应选择合理的开拓和采煤方法，加强对采空区的封闭工作，及时清理巷道中浮煤木屑、油脂等易燃物质，以防发生煤层自燃现象。 六 地温、地压 根据乔家湾详查地质报告，未发现高温异常, 为地温正常区。本次勘查煤系地层深度在500m以内,根据规范要求,本次未布置测温测试。该矿无地压测试资料。 第2章 矿井现有生产概况 一、基本情况 四通二矿设计生产能力为60万吨，核定生产能力60万吨，井田面积4.7585km2，可采储量1200万吨。可采煤层为2#煤，尧区煤工发[2009]105号文批复“两采四掘”，现有103、208两个综掘工作面，107、212两个综采工作面。 二、 矿井开拓 矿井开拓方式为“一斜两立”混合开拓，主斜井1301m，井口以下60m为半圆拱粗料石砌碹，其余为锚喷支护，主斜井净宽4.2m，净断面14.49m2，倾角17°30′，机轨合一，安装有皮带三部，担负矿井的提煤、敷设管道和下放大件设备，作为矿井的主要进风井。副立井净直径4.5m，净断面15.90m2，垂深224m，全部为粗料石砌碹，装备单钩1.0t 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 罐笼。回风立井净直径5.00m，净断面19.63m2，垂深346m，全部为混凝土浇筑，安装FBCDZ№26/2×280型主扇两台，担负全矿井的回风兼作安全出口任务。 三、采掘布置 四通二矿主采山西组2号煤，分别为2#上和2#下两层，2#上平均厚度1.1m，2#下平均厚度3.0m，煤矸互层，煤层厚度为1.8m。先采2#上，再采2#下，采煤方法为综合机械化采煤，2#上支护方式选用ZY2800/09/20型掩护式液压式支架支护，采煤机选用MWG132/300-W型双滚筒采煤机，转载机型号SZB-730/75，电机功率75KW，输送能力250t/h，运输方式为SGZ-630/220型可弯曲刮板输送机运输。运输顺槽采用皮带运输。2#下支护方式选用ZY4000／16／35型支撑掩护式支架，采煤机采用MWG200／475Ｗ型双滚筒采煤机，刮板输送机选用SGZ-764／400型可弯曲刮板输送机，转载机采用SZZ-764/160桥式转载机。 掘进工作面布置为运输顺槽掘进，采用综掘，掘进机选用EBJ-120TP型4台，分别布置在四个工作面，功率190KW，配合可伸缩胶带运输机DSJ80/40/2×55运输。 四、提升运输系统 1、主要提升运输系统 主斜井提升设备为三部DTL100/35/315型胶带输送机，带宽1000mm，带速2m/s，配用电动机315KW，皮带运输大巷安装DTL100/55型胶带运输机，采区运输巷安装DTL100/2×90型胶带运输机。 2、辅助提升运输系统 主斜井辅助提升绞车型号为JK-2×1.8/30X，配套电机功率160KW，钢丝绳6×19＋FC，φ21.5mm；副立井采用JTP-1.6×1.5型提升绞车，钢丝绳6×19＋FC，φ21.5mm。配套电机功率90KW，轨道巷采用CGY10/96Y型架线式电机车，其它轨道运输巷全部采用JD-25（40）KW绞车运输。 五、通风系统 矿通风方式为中央分列式，配备FBCDZ№26/2×280型主扇两台，电机功率280KW×2，一台工作，一台备用。矿井总进风5696m3/min，总回风6006m3/min。回采面配风量为820m3/min;掘进工作面配风1260m3/min，负压2.35KPa。 六、排水系统 矿井正常涌水量10m3/d，最大涌水量5m3/d，井底中央水仓主仓300m3，副仓300m3，中央水泵房安装D46-50×10型主水泵三台，水泵额定流量46m3/h，额定扬程为500m，配用电机功率为132kw作为工作，备用及 检修 外浮顶储罐检修方案皮带检修培训教材1变电设备检修规程sf6断路器检修维护检修规程柴油发电机 水泵。两趟φ108×4mm管路沿主斜井敷设，作为工作和备用排水管。全长1300m。 七、 供电系统 矿井实现了双回路供电，尧都区河底口子河110kv变电站作535线路为主供电源和吉县王家河35kv变电站851线路作为备用电源，至我矿10kv变电所。主变压器选用S9-800/10/0.4KV,800KVA低损耗变压器两台，供主扇、绞车房及地面生活用电，主扇、绞车房实现双回路供电；井下中央变电所由地面供电所双回路供电，入井电压为10kv，分别由两台隔离变压器S9G/2000KVA/10/10入井，主斜井皮带机电源来自地面的S9-1000/10/0.69变压器，高压控制设备齐全。 八、压风系统 我矿新安装两台型号为AED185A螺杆式空气压缩机，气量为30.0m3/min，电机功率为185kw.主管路为6寸。 九、瓦斯监测监控系统、产量监测监控系统、系统人员定位 地面监控中心配有江苏三恒KJ70N型安全监控系统两套，人员定位系统型号KJ138，产量监控系统选用BH-WTR型，三大监控系统齐全可靠，运行正常。 第三章 采区开采 第一节 采区范围及储量 四通二矿设计生产能力为60万吨，核定生产能力60万吨，井田面积4.7585km2，可采储量1200万吨。本煤矿走向1770米，倾向长度1800米，划分为两个采区。矿井采用中央分列式通风，现一采区107综采面、103掘进巷道，106、101均为采空区。本次设计只涉及二采区。 采区范围：采区走向向长度1500米，倾向长度1100米，2号下煤层距2号上煤层2.00 m以上，厚度1.25-2.70 m，平均2.1 8 m,煤的视密度为1.35t/m3 为稳定的全区可采煤层。采区右翼为煤矿边界，正前方为实体煤，顶板为粉砂岩，底板为泥岩，开采2#下煤层。现设置“一掘一采”，即211综采工作面和208掘进工作面。 第二节 采区生产能力及服务年限 采区工作制度：主要生产系统、掘进工作面及辅助工种采用“三八”工作制，采煤工作面采用“四六”工作制，即三采一准作业形式；采区设计生产能力：设计矿井生产能力60万t/a。 一、采区工业储量： Zg=H×L×m× γ 式中： Zg---- 采区工业储量，万t； H---- 采区倾斜长度，1100m； M_____ 2#下煤层平均厚度，2.18 m L---- 采区走向长度，1500m； γ---- 煤的容重，0.9t/m3； 所以 Zg = 1100×1500×2.18× 0.9 = 323.73万t 二、设计可采储量： ZK=（Zg-P）×C 式中： ZK---- 设计可采储量, 万t； Zg---- 工业储量，万t； P---- 永久煤柱损失量，万t； C---- 采区回采率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%，这里C = 0.80。 采区右翼及后边距离井田边界留设保护煤柱17m,前方停采线40m，采区之间留15m保护煤柱。 所以 P = （17+15）×（1500-60-17）×2.18× 0.9+（60+17）×1100×2.18×0.9 = 25.56万t 即 ZK=（323.73-25.56）×0.80=238.53万t 三、采区服务年限： T = Zk/(A × K) × 100% 式中 T——采区服务年限，年； A——采区生产能力； Zk——设计可采储量； K储量备用系数，取1.3； 故：T=238.53/（60×1.3）=3.05a=3a； 取a =3,所以设计采区服务年限为三年。 四、采区生产能力验算： 1、由采区运输能力验算。采区的运输能力应大于采区生产能力。 ZK≤AnTη×330/K t/a 式中 An----设备生产能力，t/h，取629.20t/h； η----运输设备正常工作系数，取η为0.7--0.9；取0.8 K----产量不均衡系数，取1.2； T----日出煤时间，取18h。 ZK=238.53≤629.20×18×0.8×330/1.2=249.16 2、由采区通风能力验算。采区生产能力和通风能力相适应。根据矿井瓦斯等级、进回风 巷道数目、断面和允许的最大风速，验算通风允许的最大采区生产能力如下： ZK≤330×60*vS/CD t/a 式中 v----采区主要巷道内允许的最大风速，6m/s； S----采区主要巷道净断面积，8.75㎡； C------日产1t煤需要的风量，1.52m3/min； D------风量备用系数，取1.3。 故：ZK=238.53≤330×60×6×8.75/(1.52×1.3)=315.64 经验算可知采区设计生产能力符合要求。 第三节 采区准备巷道的确定 一、采区形式 本采区仅开采2#下煤层，由于矿区边界及采空区等地质条件限制，采区采用单翼布置，走向长度1500m。 二、采区下山 考虑到采区煤层厚度、倾角、顶底板岩性、瓦斯含量、涌水量及采区生产能力与服务年限等综合因素，现决定布置两条下山。下山布置在采区一翼，担负采区运煤、运料、通风等任务。 根据采区煤层赋存情况和采区地质构造简单等条件，对采区下山布置提出三种 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 。 第一方案：双岩上山。在距2#下煤层10m的底板岩层中布置一条轨道下山，在距2#下底板岩层12 m的底板岩层中布置一条运输下山。下山位于采区一侧轨道上山通过通过石门与煤层联系。两下山相距30 m。 第二方案：双煤下山。在2#下煤层中布置两条下山，间距为30 m，下山位于采区的一侧。 第三方案：一煤一岩下山。其中一条布置在2#下煤层中；另外一条布置在2#下煤层底板岩层中，距2#下煤层12 m。煤层下山为输送机上山，岩层上山为轨道下山。 三、技术经济方案比较 根据已提出的方案及方案比较的原则，三个方案中相同部分可不参与比较，故区段运输巷道不参加比较，仅就采区下山及联络巷道投资费用进行比较。 方案的技术比较见表3-3-1；采区方案经济比较见表3-3-2；采区方案经济比较汇总见表3-3-3。 根据经济比较的结果，两方案费用相差不大。考虑到巷道掘进难易程度和减少岩石工程量，有利于采区尽早投产等因素，确定采区设计采用第二方案，两条上山都布置在煤层中。 表 3-3-1 采区方案技术比较表 项目 方案 第一方案 双岩下山方案 第二方案 双煤下山方案 第三方案 一煤一岩下山方案 掘进工程量 工程量大，因两下山均在岩层中，要多掘进石门和溜煤眼。 工程量小 工程量较大 工程难度 困难。一是岩巷施工，二是巷道连接复杂 较容易 困难 管理环节 多。一是溜煤眼多，二是漏风地点多 少 多（同第一方案） 巷道维护 维护工程量少，维护 费用低 煤层下山，锚杆、锚索联合支护，维护工程量大，费用高 第一条煤层下山，维护工程量较大，费用较高 支架回收 无法回收 不可回收 煤层上山支架可以回收利用 工程期 岩石上山掘进速度慢 掘进上山掘进速度快 同第一方案 表 3-3-2 采区方案经济比较表 项目 方案 第一方案 双岩上山方案 第二方案 双煤上山方案 上山 长度m 1100*2 1100*2 掘进单价/元·m-1 850 750 费用/元 1870000 1540000 溜煤眼费用 10m 0 单价/元·m-1 10000 8000 总费用（三项） 1970000 1540000 巷道维护 长度/m 1100*2 1100*2 单价/元·m-1·a-1 维护时间/a 费用/元 表 3-3-3 采区方案经济比较汇总表 项目 方案 第一方案 第二方案 1、初期投资/元 （包括上山、石门两条、溜煤眼一组） 初期投资比较/（%） 总费用/元 （1）总投资 （2）总费用 总费用比较 第四节 采区主要参数 一、 采区内主要参数的确定 （一）采区走向长度：采区采用单翼布置，走向长度为1100 m，左翼与矿区边界留17 m保护煤柱，右翼与运输上山之间留60 m 停采线。上下区段之间各留设15 m。 （二） 主要巷道断面尺寸、支护方式 1、工作面运输、回风顺槽巷道断面采用矩形断面布置，巷道宽为3000mm，高为2200mm，断面积7.7m2。支护采用“锚杆＋锚梁＋锚网＋锚索”联合支护方式。顶板布置5棵φ18mm×2000mm左螺旋锚杆和φ15.24mm×6000mm的钢绞线，锚梁采用φ12mm×3500mm钢筋自制而成，锚网1000mm×1500mm的生钢网。两帮各布置3棵φ16mm×1800mm普通锚杆，锚梁采用φ12mm×2000mm钢筋自制而成锚杆与锚杆（锚索）之间的间排距为500mm。 2、采区上、下山及运输大巷采用矩形形断面布置。现将主要轨道大巷断面形式确定方法如下： 根据以往经验，煤层顶底板比较稳定，所以采区进风大巷（皮带大巷）和回风大 （轨道大巷）都采用矩形断面，采用“锚杆＋锚梁＋锚网＋锚索+喷射混凝土”联合支护方式,锚杆与锚杆（锚索）之间的距离为500mm,顶板用2根φ15.24mm×6000mm的锚索，和6根φ18mm×2000mm左螺旋锚杆，两壁各打4根φ18mm×2000mm左螺旋锚杆。 二、确定巷道净断面尺寸 （一）确定巷道净宽B 根据生产能力运输大巷选用800mm皮带，则钢架的宽度为1100mm，皮带距邻近巷道壁500mm，为了方便行人，人行道宽度设为1500mm。 轨道大巷采用无极绳绞车配合1t矿车运料。查表可知1.0t矿车宽880mm、高1150mm。 根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽c=900mm、非人行道一侧宽a=400mm。又查表知该巷道双轨巷道中线距b=1100mm，则两台电机车的距离为： =220mm 故巷道的净宽为 B=a1+b+c1=（400+ ）+1100+（900+）=3280mm。 根据经验值巷道宽度取3500mm，人行道宽度调整为1120mm。 （二）巷道壁高 中厚煤层准备巷道的净宽自轨面起不得低于2米，根据一采区的经验将巷道高度定为2500mm。 （三）确定巷道净断面积S和净周长P 由表知净断面积：S=B*H S=8.75M2 净周长：P=2B+2H=13M （五）用风速校核巷道净断面积 查表可知vmax=6m/s,已知通过该巷道的风量为Q=2769m3/min 又V==5.3m/s<6m/s 设计的巷道断面积、风速没有超过规定值，可以使用。 第五节 采区生产系统综述 一、运煤系统 在运输顺槽内铺设刮板输送机和可伸缩胶带输送机，在运输上山上铺设有胶带输送机。其运煤路线为：采煤工作面采出的煤炭，经工作面输送机运送到运输顺槽，再经运输上山到运输大巷煤仓，后经主斜井运至石门装车运出。 二、运料排矸系统 运料排矸采用600mm轨距的矿车，在绞车的牵引下提升和下放物料。生产过程中所产生的煤和矸石，利用矿车从各平巷运出，经轨道上山运到采区下部车厂，通过采区运输石门外运。 三、通风系统 1、采煤工作面所需的新鲜风流，从采区运输石门进入，经主要运输巷、运输上山到工作面运输顺槽，然后到达工作面。从工作面出来的污风经工作面回风顺槽到轨道上山，后经过二采区回风绕道到回风大巷，后经回风井筒排出。 2、掘进工作面所需的新鲜风流，从运输上山进入掘进工作面的运输顺槽，在巷道内有局部通风机通过风筒送到掘进工作面，冲洗工作面的污风。 3、采区绞车房和变电所所需的新鲜风流是由运输上山直接供给。变电所的回风是经轨道上山回入回风大巷。煤仓不通风，而煤仓上口、胶带输送机机头硐室的新风则直接直接由运输大巷通过调节风窗供给。 为了保证使风流按上述线路流通，须在相应地点设置风门、调节风窗等通风设施。 四、供电系统 地面的高压电由井筒进入井底车场的中央变电所，通过高压电缆，经运输大巷、运输上山送至采区变电所。变电所的高压电直接送至采区移动变电站，经变电站变压后供采煤工作面开采设备使用。 五、压气、供水系统 压缩空气是由地面压气机房通过专用管道送到各用气地点的。采煤工作面、掘进工作面以及平巷、运输上山转载点等所需防尘喷雾用水，分别由压气机房和储水池通过专用管道送到各用水地点。 第4章 采煤工艺 第一节 采煤工艺的选择及工作面参数 一、采煤工艺 采用走向长壁后退式采煤法，全部跨落法管理顶板的综合机械化采煤工作面。 工艺顺序：双滚筒采煤机割煤→刮板输送机运煤→液压支架护顶板→推移刮板输送机。在顶板破碎时，先移架再推移刮板输送机。 二、选择依据 本采区开采2#煤层，,含0.2～1.0米厚的夹矸煤层厚度不稳定，含0.1米厚的夹矸总厚度在1.6m～2.3m之间。除断层对采煤工作有一定影响外无其它地质条件的影响。总体上工作面煤层结构较简单，故采用MWG132/300-W型双滚筒采煤机，截深为0.6米。 三、基本参数 工作面长度150米，循环进度0.6m,生产能力207.765t，采煤工作面工作面运输顺槽及回风顺槽的超前支护均采用单体液压支柱配合1m铰接顶梁支护顶板。梁的方向平行于巷道布置，在每次取掉巷道原支护前，必须用木柱帽配合液压支柱打临时支护。在临时支护下进行原支护的回撤工作。超前支护从工作面煤壁向前不得低于20m，运输、回风巷各支三排。若底板松软全部穿鞋，遇顶板破碎不平、或局部漏顶地段，必须将顶板垫平。 （一）各种参数确定方法 1、 正规循环生产能力的确定： W=Lshrc=(150×1.8×0.6×1.35×95%)t=207.765t 式中: W——工作面正规循环生产能力，t； L——工作面长度，150m； S——工作面循环进尺，0.6m； H——工作面平均采高，1.8m； R——煤的密度，1.35t/m3； C——采出率95%。 2、结合现场开采条件及我国目前的开采技术条件及近年来的开采设备技术发展，考虑到采区各区段划分情况参考采煤工作面长度选取的参考表故选取工作面长度为150 m。根据采煤机的规格确定循环进度为0.6 m。 第二节 回采工艺方式 一、回采工艺 （一）采煤机的割煤方式 工作面采用双向割煤。采煤机往返一次进一刀；采煤机牵引方式为液压无链牵引。 （二）采煤机进刀方式 采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为40m，进刀深度为0.6m。 采煤机向下（上）割透端头煤壁。按上（下）推移刮板输送机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，将两个液筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。 （三）装煤及运煤方式 采煤机螺旋滚运煤筒配合SGZ－630/220刮板运输机铲煤板装煤。采用SGZ－630/220刮板输送机，运输顺槽使用1部SGZ－730/75转载机，2部DTL80/40/2×55带式运输机。 二、支护选择及布置 工作面采用ZY2800/09/20掩护式液压支架，全工作面共用103架。两端头支护分别使用2架端头支架，从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1～103号支架。根据本工作面煤层赋存条件和支架适用条件确定采高为1.8m。支护方式采用半插底式支架及时支护方式。工作面运输顺槽及回风顺槽的超前支护均采用DW25/100型号单体液压支柱配合1m铰接顶梁支护顶板。梁的方向平行于巷道布置，在每次取掉巷道原支护前，必须用木柱帽配合液压支柱打临时支护。在临时支护下进行原支护的回撤工作。超前支护从工作面煤壁向前不得低于20m，运输顺槽支护两排，回风顺槽支护三排。若底板松软全部穿鞋，遇顶板破碎不平、或局部漏顶地段，必须将顶板垫平。超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时整修维护，顶板破碎时架棚铺网支护。工作面彩用用全部垮落法处理采空区顶板，最小控顶距为3.634m，最大控顶距为4.264mm。 三、循环作业方式 采煤工作面的循环作业是指完成一个工作面的所有工序（即落煤、装煤、运煤、支护、和放顶）的过程。其内容包括：循环方式、循环进度、正规循环作业等。以工作面的顶板条件、采煤工艺方式、操作管理水平、工作面的基本参数确定循环作业形式采用“三采一准作业形式”，相关工种及出勤人数，参照《采矿学》教学例题和现场经验安排如下： 表4—3—1 工人出勤表 工种 一班 检修班 二班 三班 合计 队长 1 1 副队长 1 1 1 1 4 班长 2 2 2 2 8 质量验收员 1 1 1 1 4 采煤机司机 2 2 2 2 8 支架工 8 4 8 8 28 装载机司机 1 2 1 1 5 皮带机司机 1 4 1 1 7 工作面溜子工 1 4 1 1 7 端头支护工 4 2 4 4 14 泵站工 1 1 1 1 4 电工 1 2 1 1 5 煤机维修工 1 4 1 1 7 油脂管理员 1 1 1 1 4 运料工 4 4 支架维修工 2 2 铁管员 1 1 巷道清理工 3 3 合计 25 31 25 25 117 表4—3—2 正规循环表 表4—3—3 技术经济指标表 序号 项目 单位 参数 1 工作面倾斜长度 m 150 2 工作面走向长度 m 1420 3 煤层倾角 （°） 3～5 4 平均采高 m 2.18 5 煤的视密度 t/m3 1.35 6 循环进度 m 0.6 7 循环产量 t 207.765 8 日循环数 个 9 9 工业储量 万t 41.79 10 可采储量 万t 39.70 11 日产量 t 1869.88 12 月产量 t 51941.3 13 在册人数 人 138 14 出勤人数 人 117 15 出勤率 ％ 85 16 回采工效率 ％ 22.83 17 最大控顶距 m 4.246 18 最小控顶距 m 3.643 19 液压支柱丢失率 ％ 0 20 金属顶梁丢失率 ％ 0 21 铁鞋丢失率 ％ 0 22 煤层牌号 主焦煤 23 含矸率 ％ 5 24 工作面可采期 月 7.65 表4—3—4 机械设备表 名称 型号 数量 主要技术参数 双滚筒采煤机 MG132/300—W 一台 采高1.4—2.2，功率300KW 刮板输送机 SGZ630/220 一部 功率110KW,输送能力450t/h 液压支架 ZY2800/09/20 103架 工作阻力2800KN，邻架操作 桥式转载机 SZB-730/75 一部 功率75KW,输送能力250t/h 乳化液泵 MRB-200/31.5 两台 功率125KW,公称流量200L/min 可伸缩皮带机 SSJ-80/2×30 一部 功率：2×30KW 第五章 采区主要运输设备 该矿井下运输环节为：原煤由综采工作面刮板运输机→转载机→顺槽胶带运输机→采区胶带运输机→西大巷胶带运输机→斜井底煤仓。井底煤仓配备给煤机一台，输送能力600 /h折合540t/h，给煤机直接给入主斜井胶带运输机。综采工作面配有SGZ-630/220刮板机一部，SZB-730/75转载机一部，运输顺槽DSJ-80/40/2x55胶带输送机2部。 采区运输采用DTL100/630/2x75胶带输送机2部。 一、刮板运输机能力计算： 式中： ——年运输能力，万t/a； A——刮板机每小时运输能力，t/a； K——运输不平均系数，取1.2； =198万t/a 二、转载机能力计算 =264万t/a 三、运输皮带机能力计算: (万t/a) 式中： A——年运输量，万t/a; K——输送机负载断面系数； B——输送机带宽，m； V——输送机带速，m/s; ——松散煤容积重,t/㎡; C——输送机倾角系数; ——输送不均匀系数; T——提升时间，h。 四、顺槽胶带输送机： 257万t/a 采区胶带输送机： 402万t/a 回风顺槽采用JD—4辅助运输绞车一部，其牵引力为40KN，功率为55KW。轨道大巷采用JD-25（40）KW型无极绳绞车用以辅助运输。 第六章 采区通风 第一节 采区通风系统的确定 通风系统：有一个综采工作面即201综采工作面；两个综掘工作面即202运输顺槽、202回风顺槽。具体通风线路为： 201综采工作面： 新鲜风流→主斜井、副立井→西主运输巷→ 二采区运输上山→201运输巷→201综采面→201回风巷→二采区回风上山→西主回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。 202运输顺槽综掘面： 新鲜风流→主斜井、副立井→西主运输巷→ 二采区运输上山→202运输顺槽进风→202运输顺槽回风→二采区回风上山→西主回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。 202回风顺槽综掘面： 新鲜风流→主斜井、副立井→西主运输巷→二采区运输上山→202回风顺槽进风→202回风顺槽回风→二采区回风上山→西主回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。 第二节 风量计算与风量分配 一、采区需要风量计算 矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算: Q矿井= 〔ΣQ采 +ΣQ掘 +ΣQ硐+ΣQ其他〕·K 式中: ΣQ采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min; ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min; ΣQ硐 ——硐室实际需要风量的总和，m3/min; ΣQ其他——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min ； K——矿井通风需风系数，取1. 2。 （一）采煤工作面需要风量 1、按采煤工作面气象条件确定需要风量 Q采= Q基本 ·K采高 ·K采面长·K温〔 m3/min 〕 式中： Q采——采煤工作面需要风量，m3/min; Q基本 ——采煤工作面所需的基本风量，m3/min； K采高——回采工作面采高调整系数，（201采面平均采高为1.8米取1.0）。见表1 K采面长——回采工作面长度调整系数，（201采面长度为150米取1.0）。见表2 K温——回采工作面温度与对应风速调整系数，（201采面温度为18℃取1.00）。见表3 表1 K采高-采煤工作面采高调整系数 采高 ＜2.0 2.0~2.5 2.5~5.0及放顶煤面 系数/ K采高 1.0 1.1 1.5 表2 K采面长-采煤工作面长度调整系数 采煤工作面长度/m 80~150 150~200 ＞200 长度调整系数/ K长 1.0 1.0~1.3 1.3~1.5 表3 K温-采煤工作面温度与对应风速调整系数 采煤工作面空气温度/℃ 采煤工作面风速/m·s-1 配风调整系数/ K温 ＜18 0.3~0.8 0.90 18~20 0.8~1.0 1.00 20~23 1.0~1.5 1.00~1.10 23~26 1.5~1.8 1.10~1.25 26~28 1.8~2.5 1.25~1.40 28~30 2.5~3.0 1.40~1.60 Q基本 = 60×工作面控顶距×工作面实际采高×70% ×适宜风速 201采面= 60×4.264×1.8×0.7×1.3 =419.07〔m3/min 〕 Q201采面= 419.07×1.0×1.0×1.0 = 419.07〔m3/min 〕 2、按照瓦斯〔或二氧化碳〕涌出量计算 Q采 = 100q采·KCH4〔m3/min 〕 式中: Q采——回采工作面需要风量，m3/min ； q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，201采面为0.37m3/min。 KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5； Q201采面= 100×0.37×1. 5= 55.50〔m3/min 〕 3、按工作面温度选择适宜的风速计算 Q采=60·V采· S采〔 m3/min 〕 式中: Q采——采煤工作面所需风量，m3/min; V采——采煤工作面平均风速，取1.5m/s； S采——采煤工作面的平均断面积，201采面为7.11m2 Q201采面=60×1.5×7.11=639.90〔m3/min 〕 4、按回采工作面同时作业人数 Q采=4·N〔 m3/min 〕 Q201采面=4×61 = 244〔m3/min〕 回采工作面实际需要风量取上述计算的最大值，即Q201采面=639.9m3/min。 5、按风速进行验算 60 ×0.25×S采