安全工程毕业设计（论文）-内蒙古伊东集团扶贫煤矿1.5Mta新井设计（含全套CAD图纸）

本科生毕业设 计 姓姓 名：名： 学学 号：号： 学学 院：院： 应用技术学院应用技术学院 专专 业：业： 安全工程安全工程 设计题目：设计题目：内蒙古伊东集团扶贫煤矿内蒙古伊东集团扶贫煤矿 1.5Mt/a1.5Mt/a 新井设新井设 计计 专专 题：题： 扶贫煤矿灌系统设计扶贫煤矿灌系统设计 指导教师：指导教师： 职职 称：称： 副教授副教授 2009 年年 6 月月 毕业设计任务书 学院 应用技术学院应用技术学院 专业年级 安全工程安全工程 06-2 学生姓名 任任务务下下达达日日期期：2010 年月年月 日日 毕业设计日期：毕业设计日期：2010 年月日至年月日至 2010 年年 6 月月 5 日日 毕业设计题目：毕业设计题目：屯留矿屯留矿 240(万吨万吨)/a 新井设计新井设计 毕业设计专题题目：毕业设计专题题目：屯留矿通风系统安全评价屯留矿通风系统安全评价 毕业设计主要内容和要求：毕业设计主要内容和要求： 本设计包括三部分：一般部分，专题部分，翻译部分。 一般部分是关于潞安屯留煤矿年产 240 万 t 新井通风设计。该部分分 别介绍了：矿区的基本情况、井田的开拓方式、采煤方法及巷道布置、矿 井通风的情况、安全技术情况。 专题部分是屯留矿通风系统安全评价，对该矿通风系统的安全可靠性 进行指标性分析评价，并最终得出评价结果，提出改良方案。 翻译部分是降低瓦斯涌出量对后退式高产工作面的限制。 毕业设计要符合煤矿安全规程的规定，独立完成，设计说明书要 符合统一格式，做到文字叙述简洁，通顺，端正，层次分明，计算清楚， 准确；插图清晰，明了；绘图符合采矿图纸规范。 院长签字： 指导教师签字： 全套设计，联系全套设计，联系 153893706 毕业设计指导教师评阅书 指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的 能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点； 工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意 答辩等）： 成 绩： 指导教师签字： 年 月 日 毕业设计评阅教师评阅书 评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合 运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果 及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题； 是否同意答辩等）： 成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日 毕业设计评阅教师评阅书 评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合 运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果 及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题； 是否同意答辩等）： 成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日 毕业设计答辩及综合成绩 答 辩 情 况 回 答 问 题 提 出 问 题 正 确 基本 正确 有一 般性 错误 有原 则性 错误 没有 回答 答辩委员会评语及建议成绩： 答辩委员会主任签字： 年 月 日 学院领导小组综合评定成绩： 学院领导小组负责人： 年 月 日 摘 要 本设计包括三部分：一般部分，专题部分和翻译部分。 一般部分是关于潞安屯留煤矿通风安全设计，年生产能力为 240 万吨， 设计服务年限 52 年。 矿井为立井单水平开拓，主井、副井、风井各一个，采用中央分列式 通风，副井进风、风井回风。 煤炭运输方式为胶带输送机运输，辅助运输方式采用轨道运输。矿井 主采煤层为 3#煤层。带区为前进式，煤层开采为下行式。采煤方法为倾斜 长壁综合机械化一次采全高全部垮落法。煤巷掘进主要采用综掘，支护方 式采用锚网支护。 矿井年工作日为 330 天，每天净提升时间为 16 小时。回采、掘进工作 面均采用， “三八”制劳动组织形式。 专题部分是屯留矿通风系统安全评价。评价内容包括确定评价指标、 求出各评价指标权值、选择评价方法和建立评价指标体系。 翻译部分是降低瓦斯涌出量对后退式高产工作面的限制。 关键词关键词：矿井开拓；通风；煤矿安全 ABSTRACT This design including there parts: the general design, the special topic and the translate part. The general part is ventilation design of Tunliu coal mine in Luan, whose productivity is 2.4 million tons per year and whose design service life is 52 years. The exploiting mode of this coal mine is vertical shaft single level exploitation, and there are single main well, vice- well, air shaft. The ventilation mode of which is central boundary ventilation, and the wind enters from the vice- well, returns from the air shaft. The transport mode of coal is belt conveyer transport and the assistant transport mode is railway transport. The main mining seams are 3# seam. The belt area is advance mode and the coal mining is underhand mining mode. The mining method is dip long wall one pass cutting whole face fully-mechanized mining method. The excavation method is fully- excavated and the support mode is anchor cable support. The working day is 330 days per year and the pure lifting transport time is 16 hours every day. The working organization mode is “3-8” applied in work face and excavation face. The special topic is the security evaluation of Tunliu Mine ventilation system. The evaluation including the identification of evaluation index, deriving the value of even evaluation index and selecting the evaluation methods and establishing the evaluation index system. The translate part is Reduces the gas to gush out the quantity to backlash type high production working surface limit. Key words: The mine pit；ventilation；Mine safety. 目目 录录 一般部分一般部分 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征.1 1.1 矿区概述.1 1.1.1 地理位置.1 1.1.2 地形特点.1 1.1.3 交通条件.1 1.1.4 矿区所在地的居民分布情况.1 1.1.5 矿区所在地的工农业生产情况.1 1.1.6 电力供应.3 1.1.7 气候条件.3 1.1.8 水文情况.3 1.2 井田地质特征4 1.2.1 井田地形、勘探程度.4 1.2.2 井田煤系地层概述.4 1.2.3 井田地质构造及主要的地质变动.4 1.2.4 井田水文地质特征.7 1.2.5 井下岩层地温特性.9 1.2.6 其它有益矿产.9 1.3 煤层特征.10 1.3.1 煤层埋藏条件.10 1.3.2 煤层群特征及煤层的围岩性质.10 1.3.3 煤的特征.10 2 井田开拓井田开拓.13 2.1 井田境界及可采储量.13 2.1.1 井田境界.13 2.1.2 可采储量.14 2.1.3 矿井设计生产能力及服务年限.18 2.2 井田开拓.19 2.2.1 井田开拓的基本问题.19 2.2.2 矿井基本巷道.26 2.2.3 大巷运输设备选择.35 2.2.4 矿井提升.38 3 采煤方法及带区巷道布置采煤方法及带区巷道布置.41 3.1 煤层的地质特征.41 3.2 带区巷道布置及生产系统.41 3.2.1 巷道布置原则41 3.2.2 首采带区概况.41 3.2.3 带区巷道布置.42 3.2.4 带区车场形式.43 3.2.5 带区主要硐室布置.44 3.2.6 工作面接替顺序.44 3.2.7 带区生产系统.44 3.2.8 巷道掘进.46 3.3 采煤方法.48 3.3.1 采煤工艺方式.48 3.3.2 回采巷道布置.60 4 矿井通风矿井通风.64 4.1 矿井通风系统选择.64 4.1.1 矿井通风系统的确定.64 4.1.2 矿井通风方法的确定.69 4.1.3 矿井通风网络的确定.70 4.2 带区通风.71 4.2.1 回采工作面通风系统.71 4.2.2 带区通风系统.73 4.2.3 通风构筑物.74 4.2.4 回采工作面所需风量计算.75 4.2.5 带区通风系统评价.78 4.3 掘进通风.78 4.3.1 掘进通风的基本要求.78 4.3.2 掘进通风系统设计原则.78 4.3.3 掘进通风方法.79 4.3.4 风筒材料、规格及接头形式.79 4.3.5 掘进工作面需风量的计算.81 4.3.6 掘进通风设备的选型.82 4.3.7 技术要求与安全注意事项.84 4.4 矿井所需风量.85 4.4.1 矿井实际需风量.85 4.4.2 矿井风量的分配.86 4.4.3 风速验算.87 4.5 矿井通风阻力.88 4.5.1 矿井通风总阻力的计算原则.88 4.5.2 矿井通风容易、困难时期的确定.89 4.5.3 矿井通风阻力计算.94 4.5.4 通风难易程度评价.97 4.6 矿井主要通风机选型.98 4.6.1 矿井通风设备的要求.98 4.6.2 矿井的自然风压.98 4.6.3 计算通风机风压.99 4.6.4 计算通风机风量.99 4.6.5 主要通风机选型.100 4.7 矿井反风措施及装置.103 4.7.1 矿井反风的目的和意义.103 4.7.2 反风方法及安全可靠性分析.103 4.8 概算矿井通风费用.105 4.9 防止特殊灾害的安全措施106 4.9.1 井下防尘.106 4.9.2 火灾防治107 4.9.3 水灾防治107 4.9.4 瓦斯防治108 5 矿井安全技术措施矿井安全技术措施.109 5.1 矿井安全技术概况.109 5.2 矿尘.109 5.2.1 防尘措施.110 5.2.2 隔爆措施.111 5.3 矿井火灾.112 5.3.1 矿井自然发火概况.112 5.3.2 矿井自然发火分析.112 5.3.3 预防煤炭自然发火的措施.116 5.4 事故预防及处理计划的编制.117 5.4.1 事故时期人员撤退路线.117 5.4.2 事故告急方法.117 5.4.3 事故期间通风方法.117 5.4.4 处理事故的措施.117 5.4.5 参加处理人员的职责划分.118 专题部分专题部分.120 翻译部分翻译部分.137 参考文献参考文献.148 致致 谢谢.150 一一一一 般般般般 部部部部 分分分分 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 1 页 1 矿区概述及井田地质特征 1.1 矿区概述 1.1.1 地理位置地理位置 屯留井田位于山西省屯留、襄垣县境内，潞矿集团的西部，矿区对外 交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳） 公路。太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦铁路的夏店站距潞矿集团 约 7km，距五阳站 16km。以夏店站为起点距太原市约 230km，距焦作市约 204km，距邯郸市约 216km。本矿选煤厂装车站距邯长铁路长治北站约 29km。 1.1.2 地形特点地形特点 屯留井田位于太行山中段西侧，长治盆地西部。井田内广为第四系黄 土覆盖。北部西部边缘为高原丘陵地带，冲沟发育，地形复杂，仅沟底有 零星基岩出露。中部绛河由西向东流入漳泽水库，形成河谷阶地。南部及 工业场地附近地形较平缓，总体上地势为西北高，东南低，井田内最高点 在北部的老干庄东南的白云山(1113.1m)，最低点在屯留县南侧 1Km 的绛 河河滩处(906.3m)，工业场地和东风井场地地面标高在十 950970m 之间。 1.1.3 交通条件交通条件 屯留矿井在潞矿集团西南 23km 处的后庄村北，距长治市约 35km，距 常村矿约 11km。屯留县城在井田东南部 6km 处，有公路通往太原、临汾、 长治等市。交通比较方便。矿井交通位置见图 1-1。 1.1.4 矿区所在地的矿区所在地的居民分布情况居民分布情况 潞矿集团为我国煤炭工业的重要企业，地处山西省长治市。长治市位 于山西省东南部，是连接晋、冀、豫三省的重要通道。全市总面积 13896 平方公里，其中市区面积 334 平方公里。平均海拔 1000m，最高处 2453m。现长治市辖十三县、区(长治、潞城、屯留，长子、壶关、平顺、 黎城、武乡、襄垣、沁县、沁源县、城区、郊区)，人口 312 万人，其中市 区人口 61 万人。 1.1.5 矿区所在地的矿区所在地的工农业生产情况工农业生产情况 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 2 页 长治农业生产条件优越，全市耕地面积 456 万亩，其中水地面积 100.2 万亩；全市宜林面积 735 万亩，实有林地 585 万亩；宜牧面积 480 万亩， 已开发草场 271 万亩。长治地下矿藏资源丰富，现已探明有开采价值的矿 藏有煤、铁、锰、铝、硫磺、石灰石、石膏、石英、大理石等 40 多种，其 中预测煤炭埋藏量为 906 亿吨，已探明储量 346 亿吨。长治工业基础较好， 是山西能源重化工基础的重要组成部分和轻工业基地。主要工业门类有： 煤炭、电力、治金、机械、化工、医药、建材等；主要工业产品有：原煤、 电力、钢材、焦炭、水泥、轴承、洗衣机、锻压设备、中药制剂、生化药 品、防爆电器、健身器械、锯条、化肥、铁合金、生铁等。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 3 页 图 1-1 矿井交通位置 2001 年，长治市国内生产总值达到 185 亿元，其中第一产业总产值 28 亿元；第二产业总产值 101 亿元；第三产业总产值 58 亿元。财政总收入 17.91 亿元，农民人均纯收入 2427 元，城镇居民可支配收入 5244 元。 1.1.6 电力供应电力供应 长治地区有华北电网主力电厂漳泽电厂一处，处于漳泽水库大坝 东约 2.5km，现装机已达 1000MW。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 4 页 长治北有 220kV 变电站一座，容量 290MVA，电压为 220/110/35kV，目前以 220kV 线路与霍县电厂（400MW） 、漳泽电厂并网， 该变电站为电力系统的枢纽变电站。 矿区现有电源三处：西白兔电厂，规模（36+12）MW；长治电厂装机 23MW；五阳矿坑口热电厂装机 225MW。常村矿设有 110kV 变电站，是 矿区的一座中心变电所，电源两回引自位于常村矿井东南约 3km 的辛安开 闭所，两回引自五阳电厂，装置 3 台 31.5MVA 变压器，电压为 110/35/6kV。本矿井电源条件可靠。 1.1.7 气气候条件候条件 本区属典型大陆性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温 8.9，日 最高气温 37.4，最低气温-29.1。 年平均降水量为 583.3mm，最大 917.0mm，最小 414.0mm，雨季集中 在 7、8、9 三个月，日最大降水量 109.7mm。 年平均蒸发量为 1755.3mm(高于降水量 2.01 倍)；最高为 1996.3mm， 最低为 1502.1mm。 年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为 17m/s，最大风 压为 350Pa。 冰冻期为每年 10 月末到翌年 4 月，最大冻土深度为 0.75m。 根据 1990 年国家地震局对屯留、襄垣县地区地震基本烈度的划分意见， 本区地震基本烈度为 6 度。 1.1.8 水文情况水文情况 矿区主要河流为浊漳河(由南向北)、西漳河(由西向东)汇合于五阳村； 井田范围内主要河流为绛河，为海河水系浊漳河的支流。由西向东穿越井 田，注入漳泽水库，其流量为 0.37m3/s5.06m3/s。井田西北余吾镇北侧有 一条交川河，流量为 0.02m3/s0.17m3/s，属季节性小河。另外，在工业场 地东北部有“七一”水库，库容量为 l.07Mm3，工业场地西北有一贾庄水库。 矿井工业用水采用井下排水处理后复用。生活用水原准备取自常村矿 井水源地奥灰水，用约 10.5km 的长距离输水管送到矿井工业场地。 由于生活饮用水水源过远，目前，潞矿集团正在矿井工业场地与矿井 东风井场地之间进行水源勘探，积极查明第四系底砾层及中奥陶系 O2f、O2s 等地层的水文情况，如其水量、水质能满足饮用水要求和标准， 则优先利用其作为矿井饮用水源。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 5 页 1.2 井田地质特征 1.2.1 井田地形、勘探程度井田地形、勘探程度 潞安矿区位于沁水煤田东部中段，处于华北断块区吕梁太行断块沁水 块坳东部次级构造单元的沾尚武乡阳城北北东向褶曲带中段，晋获断裂 带西侧。矿区主体部分为新生代叠加的长治新裂陷，屯留井田位于新裂陷 西北部。 19711986 年，潞矿集团钻探队、山西省 114、144、148 煤田地质勘 探队在本井田范围内，先后进行了勘探工作，由 114 队提交了官庄井田 精查地质报告和西庄井田地质精查勘探总结并施工钻孔 125 个。钻 探进尺 87111.01m，模拟地震测线 25 条，物理点 1303 个获剖面长 7.29km。 19911994 年，山西省 114 煤田地质勘探队和综合普查队，采用钻探、 测井、电法和地震综合勘探的方法，提交了屯留矿井达产带区地震补充 勘探报告和屯留井田勘探(精查)地质报告 。本次勘探 41 个钻孔，进尺 27463.79m，实测 26220.55m，地震物理点 20798 个，获剖面长 369.70km。 奥灰延深孔 14 个，水文抽水，放水试验 13 个孔 23 层次。本次勘探工程质 量优良，钻探特、甲级孔率 88；煤层钻探质量优质和合格层达 93；测 井的甲级孔率占 98；解释煤层优质层占 99；地震一、二类时间剖面占 89。参见图 1-2 地质综合柱状图。 1.2.2 井田煤系地层概述井田煤系地层概述 井田内及其外围广为第四系黄土覆盖，仅北部及西部沟谷中有二叠系 上统上石盒子组，石千峰组及三叠系下统刘家沟地层出露。井田内地层从 新至老有第四系(Q)、三叠系下统刘家沟组(T1L)、二叠系上统石千峰组(P2sh)、 二叠系上统上石盒子组(P2s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系下统山西 组(P1S)、石炭系上统太原组(C3t)、石炭系中统本溪组(C2b)、奥陶系中统峰峰 组(Q2f)。其特征见表 1-1。 1.2.3 井田井田地质构造地质构造及主要的地质变动及主要的地质变动 矿区主构造线近南北，以褶曲为主，向斜紧密，背斜开阔，断裂较少， 地层走向近南北，倾向西且略有起伏；倾角 315o。 表 1-1 井田地层特征表 地层 地层 代号 地层厚度 最小最大 平均 简 要 特 征 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 6 页 系统组 第四系Q 0139.48 44.53 为黄褐色含砂亚粘土夹粉砂、细砂、 中砂及粗砂和砾石组成，顶部为耕 植土。 三叠系 下 统 刘家沟组T1L240 万 t 式中：同时生产的工作面数，=1；nn 带区掘进出煤系数，取=1.1； 1 k 1 k 工作面之间出煤影响系数，=1 时，1。 2 kn 2 k 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 54 页 通过计算，工作面的生产能力达到矿井的设计生产能力。 4）回采工作面破煤、装煤方式及相应设备选择 (1)破煤方式及其设备选择 综采工作面设计采用双滚筒采煤机破煤。工作面首先沿3#煤底板布置 一个采高4.5m的综采工作面，采用双滚筒采煤机割煤。 根据采煤机要适合特定的地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、 牵引方式等主要参数要选取合理，有较大的适用范围，满足工作面生产能 力的要求，选用大功率无链牵引采煤机MXA-300/4.5型双滚筒采煤机，其技 术特征见表3-4。 表3-4 MXA-300/4.5型双滚筒采煤机技术特征表 型 号MXA-300/4.5 采高(m)2.34.45 适应煤质硬度f=24 煤层倾角()025 截深(mm)656(806) 滚筒直径(m)2.0 牵引方式液压、双牵引、无链 牵引力(kN)400 牵引速度(m/min)08.5 滚筒中心距(mm)10326 卧底量(mm)185 型号DMB-300S 功率(kW)300 电 动 机台数(台) 1 电压(V)1140 喷雾除尘方式内、外喷雾 控顶距(mm)2342 最大不可拆卸尺寸 (长宽高)/质量(mm/t) 36051241450/2.94 总重(t)48.3 制造厂西安煤矿机械厂 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 55 页 由于3#煤赋存稳定，煤层倾角平缓，采煤机采用端部割三角煤斜切进 刀、往返一次割两刀的割煤方式，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。 割三角煤进刀过程如下： 当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机 身处尚留有一段下部煤 图3-3(a)； 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入 煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直 图3-3(b)； 再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处图3-3(c)； 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，图 3-3(d)。 (a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤 1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机 图 3-3 工作面端部割三角煤斜切进刀 (2)装煤方式 在采煤机截割煤的同时，利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装 到工作面刮板输送机；余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输送机；少量煤由人 工装到刮板输送机内。 (3)运煤方式及设备选择 (a) (b) (c) (d) AA AA AA AA 1 2 2 1 1 2 1 2 A-A A-A A-A A-A 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 56 页 工作面的运煤设备选择 1 回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到分带运输巷。 刮板输送机选型原则：刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可 弯曲自移式刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软 时选用运输能力大的单中链；煤质有硬有软时，选用双中链。输送机溜槽 的结构一般应选用开底式，只有煤层底版较松软时才选用闭底式。综采工 作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般24台，应优先选用双电机 双机头驱动方式。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力的 20%。 根据以上的选型原则，并且考虑与采煤机的配套原则，选用SGZ- 764/320型刮板输送机，其技术特征见表3-5。 表3-5 SGZ-764/320型刮板输送机技术特征表 型 号SGZ-764/320 设计长度(m)250 出厂长度(m)200 运输能力(t/h)900 链速(m/s)0.95 型号KBY680-160 功率(Kw)2160 转速(rpm)1475 电 动 机 电压(V)1140 液力耦合器型号YL-560 减速器速比1：32.677 布置方式平行布置 中部槽规格(长宽高)(mm)1500764222 圆环链规格(mm)2692-C 刮板链形式中双链 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 57 页 刮板间距(mm)920 与采煤机配套牵引方式有链 总 重(t)169.75 制造厂家张家口厂 分带运输设备的选择 2 分带胶带运输巷采用可伸缩胶带运输机运煤，胶带运输机选型的原则： 运输机的运输能力要能够把工作面采下的煤炭顺畅地从分带运输斜巷 运走； 传动装置优先采用双电机、双滚筒驱动，输送量大时采用两台等容量 电机。其型号及技术特征见表 3-6。 表 3-6 SSJ120/2250 型带式输送机技术特征表 型号SSJ120/2250 输送量1600t/h 输送长度1400m 带速3.15m/s 传动滚筒直径830mm 托辊直径133mm 类型阻燃输送带 输送带 宽度1200mm 储带长度100m 机尾搭接长度18m 电动机功率250*2kw 总重194t 制造厂家淮南煤矿机械厂 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 58 页 转载机选择 3 工作面刮板运输机与分带胶带运输巷胶带运输机采用转载机连接，转 载机选型的原则如下： 转载机的运输能力应大于工作面刮板运输机的运输能力(一般为 1.53.0 倍)，它的溜槽宽度或链速应大于工作面刮板运输机； 转载机的机型，应尽量与工作面运输机的机型一致，以便于日常维护 及配件管理； 转载机尾部与工作面运输机的连接处要配套。 根据以上原则和设备配套的要求，选用 SZZ764/160 型刮板转载机，其 型号及技术特征见表 3-7。 表 3-7 SZZ764/160 型转载机技术特征表 SZZ-764/160 型转载机主要结构特点： 机头带有伸缩机构，通过两侧油缸适时紧链。 破碎机出口至卸载端采用全封闭结构。 型号SZZ764/160 出厂长度37.8 输送能力1100t/h 速度1.28 与带式输送机重叠长度12.4m 爬坡角度12 爬坡长度5.5爬坡性能 爬坡高度1.93 型号KBY-160 功率160KW 转速1475 电动机 电压1140 质量32.6 制造厂家张家口厂 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 59 页 中部槽为箱式整体组焊结构，采用高强度中板和封底板。 采用短溜槽以调节水平弯曲度，采用铰接槽，以调整垂直高度。 转载机头与皮带机尾整体联结，构成自移式马帝尔达推进系统。 破碎机选择 4 为使工作面采下的煤炭有合理的大小，以方便运输，在转载机上安装破 碎机，破碎机的选型应满足以下原则： 破碎机的类型和破碎能力应满足工作面生产可能出现的大块煤的破碎 的需要； 破碎机的结构应与所选转载机结构尺寸相适应。 参照以上原则，选用 PEM10001000 型破碎机，其技术特征见表 3-8。 PEM10001000 型锤式破碎机的结构特点： 破碎机由进料腔、破碎底槽、出料腔、传动装置锤头总成等部分组成。 破碎机采用皮带传动，锤式破碎。 冲击转子均经过动平衡试验，结构坚固，冲击动能大，冲击元件可更 换。 破碎输出块度可按需要调整。 表 3-8 PEM10001000 型破碎机技术特征表 型号PEM10001000 结构特点颚式 过煤能力1200t/h 破碎能力500t/h 进料口宽度1000mm 进料口高度1000mm 出料粒度40470 型号DSB-55Q 功率55kw电动机 电压660/1140 配套转载机SZZ764/160 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 60 页 (4)运输能力验算 工作面每班采下的煤炭总量： QLNdH K 23030.84.51.40.93 3234.168t 式中： 工作面的长度，230 ；Lm 每班进刀数，3 刀；N 采煤机的截深，0.8；dm 煤层厚度，4.5Hm 煤的容重，1.4 3 /mt 工作面采出率，取 0.93K 采煤机实际生产能力 c QKSMvc60 602.50.84.51.40.93 703.08 式中： 采煤机实际生产能力，； c Qht / 采煤机实际牵引速度，取 2.5； c vmin/m 采煤机的截深，0.8；dm 工作面平均采高，4.5Hm 煤的容重，1.4 3 /mt 工作面采出率，取 0.93K 工作面输送机的能力验算，即 s Q c Q)15 . 1 1 . 1 ( 1.1703.08 773.388900 式中：输送机的实际生产能力，； s Qht / 工作面刮板运输机的运输能力大于采煤机的割煤能力，工作面刮板运 输机的运输能力满足要求。 转载机和可伸缩胶带输送机的能力验算，即 z Q c Q)0 . 35 . 1 ( 重量13.3 制造厂家张家口煤机厂 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 61 页 2.0703.08 1406.161600 式中：转载机和可伸缩胶带输送机的实际生产能力，； z Qht / 转载机和可伸缩胶带输送机的运输能力大于采煤机的割煤能力，转载 机和可伸缩胶带输送机的运输能力满足要求。 5）工作面支护方式与采空区处理 (1) 支护方式 3#煤是特厚煤层，采用一次采全高开采，工作面采用综采液压支架支护。 综采支架的选择 支架选型原则： 支护强度与工作面矿压相适应； 支架结构与煤层赋存条件相适应； 支护断面与通风要求相适应； 液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。 根据以上原则，并考虑到“三机”配套原则，选择ZZ5600/23/47型放顶煤 支架，其技术特征见表3-9。 表3-9 ZZ5600/23/47型支架的技术特征表 项 目技术特征 型 号ZZ5600/23/47 型 式支撑掩护式 高度(m)2.34.7 宽度(m)1.421.61 中心距(m)1.5 初撑力(kN)500 工作阻力(kN)5600 支护强度(Mpa)0.98 对底板比压(Mpa)1.92 适应倾角()12 供液泵压(Mpa)31.5 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 62 页 运输尺寸(长宽高)(mm)6.041.422.3 重量(t)18.05 型式双伸缩 缸径/柱径(mm)230/160立柱 工作阻力/初撑力(kN)1400/1250 型式浮动活塞 缸径/行程(mm)140/700 推移 千斤 顶 推力/拉力(kN)292/462 生产厂家北京煤机厂 (2) 工作面端头支护 由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人 员出入的交通要口，所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点， 决定采用端头支架支护。超前支护范围为30m，其中超前20m，打双柱；超 前10m，打单柱。 端头支架选型 根据支架选型要求及设计的特点，选用 ZT1P28000/17/35 型端头支架， 其技术特征见表 3-10。 表 3-10 ZT1P28000/17/35 型端头支架技术特征表 型号ZT1P28000/17/35 工作阻力 (kN)8000 初撑力(kN)6280 最小支撑高度 (m)1.7 最大支撑高度 (m)3.5 支护强度 (MPa)0.46 底板比压 (MPa)0.61 (3) 采空区处理 采空区采用顶板全部跨落法处理。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 63 页 6）综合机械化采煤过程中应注意事项 综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条 件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自燃发火倾向和矿山压力等 因素，编制设计，报告矿务局总工程师批准； 运送、安装和拆卸液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方 式、安装质量、拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责； 综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。 支架间的煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于 15时，液压支架必须采取 防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放炮松动 1.5 厚的老顶； 采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根 据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。 严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时， 采高不得不小于支架允许的最小采高； 综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架，否则，必须增设 其他形式的支护。 由于工作面的下口转载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止 人员进入； 综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的 安全措施； 乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求，否则 不得使用。 3.3.2 回采巷道布置回采巷道布置 1）回采巷道布置方式与煤柱尺寸 根据运输及通风要求，首采工作面斜巷均为2条，其中分带轨道斜巷进 风，分带运输斜巷回风，安装可伸缩胶带输送机。分带斜巷中心距为25m， 净煤柱宽约20m。回采巷道布置方式见带区巷道布置图。 2）回采巷道断面选择及支护方式 煤矿安全规程规定：巷道净断面必须满足行人、运输、通风、安 全设施、设备安装、检修和施工的需要。运输巷道净宽度由运输设备本身 轮廓最大宽度和煤矿安全规程所规定的人行道宽度和有关安全间隙相 加而得；无运输设备的巷道，主要根据行人及通风的需要来选取。该带区 开采3号煤层，煤层厚度为4.5m，斜巷掘进均采用矩形断面，锚网支护。 选择分带轨道和运输斜巷的断面如图3-4、图3-5所示。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 64 页 分带巷道特征如表3-11、3-12所示。 4120 360 1500 900600 165013001000 170 图3-4 分带轨道斜巷 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 65 页 表3-11 分带轨道斜巷特征 名称单位数量名称单位数量 巷道规格m41203200净周界m14.57 支护形式锚网带Qmaxm3/s60.7 净断面m214.721.0012 掘进断面m216.32水沟m0.60.6 图3-5 分带运输斜巷 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 66 页 表3-12 分带运输斜巷特征 名称单位数量名称单位数量 巷道规格m42003200净周界m15.6 支护形式锚网带Qmaxm3/s60.7 净断面m214.721.0012 掘进断面m216.32水沟m0.60.6 附图 3-6：采煤方法图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 67 页 图 3-6 采煤方法图 AA 4 6 3 1214 7811109 2 1 135 A-A 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 68 页 4 矿井通风 4.1 矿井通风系统选择 一般情况下矿井通风系统 ，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、 技术经济标合理等总原则。其总体要求如下： (1) 符合煤矿安全规程与煤炭工业矿井设计规范 ，通风系统完 整、合理、简单。 (2) 利于矿井建设与连续、高效、安全生产。 (3) 进风流新鲜，回风流安全；风流易于控制，设有灾害应急措施。 (4) 优化巷道联络，减少风巷工程，减小风阻与漏风。 具体地说要适应以下基本要求： (1) 每个矿井，特别是地震区、多雷区的矿井至少要有两个通地面的 安全出口，个出口之间距离不得小于 30m； (2) 进风井口，要有利于防洪，不受粉尘、污风炼焦气体矸石燃烧气 体等有毒气体的侵入； (3) 采用多台分区主扇通风时，为了保持联合运转的稳定性，总进风 道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主扇的回风流中 央主扇和每一翼的主扇的回风流都必须严格隔开； (4) 所有矿井都要采用机械通风主扇和分区扇必须安装在地面； (5) 北方矿井，井口要有供暖设备； (6) 总回风巷不得作为主要人行道； (7) 工业广场不允许受扇风机噪音的干扰； (8) 装有皮带机的井筒不允许兼作回风井； (9) 装有箕斗的井筒不允许兼作进风井； (10) 可以独立通风的矿井，带区尽可能独立通风； (11) 通风系统要为防瓦斯、火、水、尘及降温创造条件； (12) 通风系统要有利于深水平延伸或后期通风系统的发展变化； (13) 要注意降低通风费用。 4.1.1 矿井通风系统的确定矿井通风系统的确定 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 69 页 1）考虑因素 (1) 自然因素：煤层赋存状态，埋藏深度，冲击层厚度，矿井沼气等 级，煤层爆炸性，煤层自然发火性，矿井地质条件，井田尺寸及矿井年生 产能力等。 (2) 经济因素：井巷工程量，通风运营费，设备运转，维修和管理条 件等。另外，根据开采技术条件，要考虑灌浆、注水以及瓦斯抽放等的要 求。 2）通风类型 一般情况下，矿井主要有五种通风类型(图中主扇工作方法暂且按抽出 式)：中央并列式(图 4-1)、中央分列式(图 4-2)、两翼对角式(图 4-3)、分区 对角式(图 4-4)和混合式通风。但一般来说新建矿井多在前 4 种方式中选择。 混合式是前几种方式的综合，多在老井的改建、扩时使用。因而，我们只 对前 4 种通风方式作一个粗略的比较。见表 4-1 所示。 采 区 采 区 图 4-1 中央并列式 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 70 页 采 区 采 区 图 4-2 中央分列式 采 区 采 区 图 4-3 两翼对角式 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 71 页 表 4-1 矿井通风方式对比表 项目 类型 适用条件优缺点 中央并列式 新建矿井，煤层倾角大，走向 长度小于 4Km，而且瓦斯、自 然发火不严重的矿井 初期投资少，出煤快，采区生产集中，便 于管理；节省风井工业广场占地，压煤少； 便于井筒延深，为深部通风提供有利条件； 风流折返流动路线长，通风阻力大，通风 费用高；工业广场有风机，噪音大。 中央分列式 煤层倾角较小，埋藏较浅，走 向不大而瓦斯和自然发火较严 重的矿井 与并列式相比，这种方式较安全，建井期 两井深部延深，通风不困难，风流不折返， 阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业 广场没有噪音和污风的污染，回风井系统 设备防尘管理比较方便。 两翼对角式 适用于走向长度大于 4Km，井 田面积大，产量高，煤层距地 表浅，瓦斯、自然发火严重的 矿井。 由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以 各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定， 工业广场不受污染，比中央分列式安全性 更好；但它的初期投资较大，管理相对分 散，发生事故时反风较困难。 分区式 适用于煤层距地表浅，因地表 高低起伏较大，无法开掘浅部 总回风巷，而且表土层没有沙 层，便于开掘小风井。 各分区有独立的通风线路，互相不影响而 且通风阻力小，建井工期短，安全生产好， 分区风井多，占场地多，通风机管理分散。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 72 页 图 4-4 分区对角式 参考表 4-1 并结合本矿的实际条件：主采煤层 3 号煤层平均厚度为 4.5m，储量丰富、煤质优良、且煤层倾角较小；地质条件简单、煤层生产 能力大。矿井初步设计年生产能力 240 万 t。矿井相对瓦斯涌出量为 3.5 m3/t，为低瓦斯矿井。主采煤层火焰长度在 315mm 之间，扑灭火焰的岩粉 量为 550%。各煤层煤尘均有爆炸危险性。并结合第三章的巷道布置，因 此初步确定中央分列式和中央并列式两种可行通风方式。 3)方案比较 方案一为中央分列式，方案二中央并列式，参加经济比较。见表 4-2。 4）通风方式的确定 通过经济比较，方案一比方案二多 50 万元，但考虑到方案二在通风线 路有折返，风机放在工业广场噪音比较大等原因，结合本矿井的地质条件， 确定采用中央分列式。 选用上述通风方式具有如下优点： (1)充分考虑了矿井开拓布置的特点； (2)通风系统简单，风流稳定并易于管理； (3)降低了总进风道公共风路段的风阻。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 73 页 (4)通风线路短、负压小，便于管理，有利于安全生产； (5)通风潜力大，对矿井增产提供了必要条件； (6) 分区通风控制范围大，通风费用低。 表 4-2 矿井通风方案经济比较 方案一方案二 单价工程量费用单价工程量费用 风井0.3336.5101.00.3336.5101.0 掘进费 运输大巷0.11602.7184.60.11414.3162.9 风井0.3336.5101.00.3336.5101.0 维护费 运输大巷0.11602.7184.60.11414.3162.9 合 计 571.2 527.8 4.1.2 矿井通风方法的确定矿井通风方法的确定 1）通风方法分类 矿井主要通风机的通风方式有抽出式、压入式和混合式。目前，由于 技术的革新，通风机的功率有了很大的提高，因此，常用的通风方式是抽 出式和压入式两种，混合式通风较少应用。因此通风方式将在抽出式和压 入式中选用一种。 2）通风方法比较 (1) 抽出式的风流运动过程 在服务范围内的风井安设抽出式主通风机。主通风机开始工作后，矿 井内的风流处于负压状态，新鲜风流顺着副井进入井下。然后，风流沿轨 道大巷经带区车场进入煤层。风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜 巷回到运输大巷，再经风井排到地面。 (2) 压入式的风流运动过程 在副井井口安设压入式主通风机，进风副井井口要密闭，主井井底和 总进风分开。主通风机开始工作后，矿井内的风流处于正压状态，新鲜风 流顺着副井进入井下。然后，风流沿轨道大巷经带区车场进入煤层。风流 流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到运输大巷，再经风井排到地 面。 (3)技术经济比较 方 案 项 目 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文）第 74 页 现将两种通风方式的工作方法技术比较。见表 4-3。 表 4-3 抽出式和压入式的优缺点 工作方式优 点缺 点 抽 出 式 整个通风系统处于负压 状态，当主扇应故停止运转 时，井下风流的压力提