采矿工程本科课程设计说明书很有参考价值

煤矿采区设计说 明 书姓 名：班 级：指 导 老 师：年月摘要本采区为接替采区，采区走向长度为1550米，倾斜长730米，其面积为1131500米2。该采区南北两侧分别以F1、F2断层为界，落差分别为20m和30m。西至煤层露头，东至-300m标高。地表标高+50m，表土层厚20m，含水不大。煤层分化带深度30m。本采区内共有三层煤，均采用走向长壁采煤法，采用综合机械化回采工艺。回采工作面倾斜长度为200米，工作面日推进长度为6.0米。采用三采一准的四六工作制度，一班割二刀煤。经分析，各采区参数符合国家的各项规程，技术可行，经济效益显著。目 录1采区概况及地质特征11.1采区概况11.2 采区地质概况11.2.1 地质构造11.2.2 煤层21.2.3煤质及瓦斯情况21.2.4水文地质32采区储量及服务年限42.1储量42.2采区生产能力及服务年限42.2.1工作制度43采区巷道布置与采煤方法的选择63.1 采准巷道布置方案的提出63.2 采准巷道布置方案比较63.2.1技术比较63.2.2 经济比较74采煤方法及回采工艺94.1 采煤方法94.2 回采工艺94.2.1回采工艺的确定94.2.2 工艺顺序95采区生产系统和主要机械设备选型125.1 液压支架125.2 采煤机125.3 刮板输送135.4 转载机135.5 破碎机135.6 胶带输送机145.7 乳化液泵145.8 液压安全绞车145.9 液压泵145.10 移动变电站155.11 馈电开关155.12 磁力启动器155.13 喷雾泵155.14 端头支架156通风与安全166.1回采工作面所需风量计算166.2掘进工作面所需风量计算176.3 硐室所需风量的计算186.4 采区总需风量197巷道断面的选择207.1 区段运输平巷207.2 区段回风平巷218采区车场及硐室228.1 车场形式228.2 调车方式228.3 采区硐室228.3.1 变电所228.3.3 煤仓239采区生产系统259.1运输系统：259.2通风系统：259.3运料系统：259.4排水系统：259.5排矸系统：2510采区的主要经济指标及劳动组织表2610.1 工作面设备明细表2610.2 工作面劳动组织表2710.3 主要技术经济指标2811采区灾害防治2911.1 采区火灾及煤层自然发火的防治措施2911.2 预防煤尘爆炸措施2911.3 预防瓦斯爆炸的措施2912参考文献3013致谢31辽宁工程技术大学采矿工程专业课程设计说明书1采区概况及地质特征1.1采区概况图1.1 采区概况图本采区为大明矿的一个接替采区，采区走向长度为1550米，倾斜长730米，其面积为1131500米2。该采区南北两侧分别以F1、F2断层为界，落差分别为20m和30m。西至煤层露头，东至-300m标高。地表标高+50m，表土层厚20m，含水不大。煤层分化带深度30m。1.2 采区地质概况1.2.1 地质构造地质构造简单，为一单斜构造，无火层岩侵入和陷落柱。该采区的煤层平均倾角为24.6，为缓倾斜煤层。其中F1、F2均为正断层，F1断层落差20m，F2断层落差30m，均作为采区开采边界。1.2.2 煤层本采区可采煤层为三层煤，由上至下分别为1#层、2#层、3#层，第一层煤厚1.8米，第二层煤厚1.4米, 第三层煤厚2米。三层煤均介于1.3-3.5米之间，属于中厚煤层，煤层在井田范围内是比较稳定的，变化较小，规律性强。如下图：图1.2煤层柱状图1.2.3煤质及瓦斯情况煤质属长焰煤，低硫低磷，灰分小于20%，发热量为17MJ/kg，是优质动力煤。相对瓦斯涌出量为4.1m3/t,属于低瓦斯矿井。煤层自燃发火期为34个月，容重为1.35t/m3。1.2.4水文地质水文地质条件简单，无重大突水隐患。2采区储量及服务年限2.1储量1）采区工业储量Zg=1550730（1.8+2+1.4）1.35=794.31万t2）采区边界煤柱损失量P1=202200（1.8+2+1.4）1.35=30.88万t。3）采区上下山煤柱损失量P2=80820（1.8+2+1.4）1.35=46万t4）采区可采储量ZK=Zg（P1+ P2）C=794.31（30.88+46）0.80=717.43万t5）工作面落煤损失量P3=（794.31-30.88-28.78）5%=36万t5）采区回采率 采区回采率=794.31-(30.88+46+36)/794.31=0.86区内开采损失主要包括；境界煤柱、护巷煤柱、工作面落煤损失根据设计规范，对于中厚煤层，采区回采率不低于0.8，由上述计算确定本采区的回采率是符合设计规范要求的。2.2采区生产能力及服务年限2.2.1工作制度本矿井设计工作日为330天，每天四班作业，其中三班生产，一班准备。每班6小时，每日提升为18小时。循环进度：各回采工作面开采循环进尺为1.0米循环产量：2001.81.01.35=486吨日产量： 式中：工作面单产，吨/日L 工作面长度，米日推进度，米采高，米r 容重C 工作面的回采率，95%所以，=2001.061.81.3595%=2770.2吨/日月产量：2770.227=94795.4吨采区年生产能力：A=1.05330=1.052770.2330=95.99万吨采区服务年限：=717.43/1.495.99=5.34式中： T采区的服务年限，年；Zk采区设计可采储量，Mt；A采区的生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取1.4。3采区巷道布置与采煤方法的选择3.1 采准巷道布置方案的提出根据该采区的地质及煤层赋存条件，可提出两种巷道布置方案：a.煤层上山b.岩层上山方案a：在采区边界留20米边界煤柱，在第三煤层中开掘两条上山：一条为运输上山，另一条为轨道上山。上山之间留30m煤柱，运输上山北侧留30米煤柱，作为停采距离。方案b.：在采区边界留20米边界煤柱，在第三煤层底板岩层中开两条上山：一条为运输上山，另一条为轨道上山。上山之间留30m煤柱，运输上山北侧留30米煤柱，作为停采距离。3.2 采准巷道布置方案比较3.2.1技术比较方案a与方案b比较有以下优点：1）掘进容易，联络巷道工程量少，速度快。2）减少或避免了矸石出井，减少了矸石堆积，减少了污染环境。3）掘进成本低，经济效益好。方案a与方案b比较有以下缺点：1）维护工程量大2）维护费用较高3.2.2 经济比较方案a顺序工程项目单位总工程量（米）单价（元/米）费用（万元）掘进费用比较一运输上山m8201500123轨道上山m8201500123回风石门m1805209.36运输石门m24052012.48小计m2060267.84二巷道维护费用单价（元/米.年）运输上山m820504.1轨道上山m820504.1小计m164055.68=28446.57全部总费用 314.41总费用相对百分数 100方案b顺序工程项目单位总工程量（米）单价（元）费用（万元）一掘进项目运输上山m8202500205轨道上山m8202500205运输石门m24075018回风石门m32075024小计m452二巷道维护费用单价（元/米.年）运输上山m相对于煤层上山，维护费用可以忽略不计轨道上山m运输石门m回风石门m小计0全部总费用 452总费用相对百分数 144由于服务采取年限为5.68年，煤层倾角为24.6，从时间上和空间上看选择煤层上山与岩层上山均满足条件。但经过技术、经济比较，方案一较优。因此确定方案一为选定方案。4采煤方法及回采工艺4.1 采煤方法本采区内共有三层煤，均采用走向长壁采煤法，采用综合机械化回采工艺。回采工作面倾斜长度为200米，工作面日推进长度为6.0米。采用三采一准的四六工作制度，一班割二刀煤。根据标高、走向长度、生产能力将每个煤层划分为3个区段，采用双巷掘进工艺进行顺序开采。4.2 回采工艺4.2.1回采工艺的确定回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。回采工艺选择的原则： 1）尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效；2）劳动安全条件好；3）煤炭损失少，回采率高；4）材料消耗少，成本低；4.2.2 工艺顺序1）割煤移架推溜割煤：割煤方式为双向割煤，往返一次割两刀。端头自开切口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，割煤时，必须保证顶底板平整、煤壁齐直，不得出现割底煤留伞檐现象。移架支护顶板：采煤机割过煤后，清净架前浮煤，随之把护帮板、伸缩梁收回移架支护顶板，移架滞后采煤机后滚筒3米到5米，最大不超过9米，采煤机过后必须及时推出护帮板及伸缩梁来控制帮顶。移架步距为1.0m。推溜：在支架移完后，顺序推移，滞后移架1015米左右，运输机弯曲段保持在15米左右，不得将运输机推成急弯，采煤机斜切进刀退出后，将机头（机尾）推上去。严禁相向操作，推溜后，溜子必须保证平直。2）顶板管理：根据以往矿压观测资料，预计本面直接顶初次来压步距为1520米。周期来压步距为1320米。顺槽支撑压力超前影响范围预计为6090米。采区内同时生产的采煤工作面数目为1个，其他工作面准备。采区内共有工作面9个，使用双巷掘进工艺所以采用顺序开采。3）工作面产量计算：推进长度工作面长度煤厚容重其中推进长度根据实际情况计算出为1980米。工作面产量为：19802001.81.35=96.23万吨。3）滚筒的位置采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。4）采煤机割煤方式采煤机的割煤方式：双向割煤，端头斜切进刀。进刀过程如下：当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机身处尚有一段下部煤，如图4.1-a部分所示。调整滚筒位置，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，如图4.1-b部分所示。再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图4.1-c部分所示。将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图4.1-d部分所示。图4.1 采煤机工作流程示意图5采区生产系统和主要机械设备选型5.1 液压支架综采工作面选型的重点是工作面的“三机”配套，其中液压支架是核心。而液压支架选型实质上是研究支架与围岩相互关系，因此液压支架选型涉及顶板分类，要根据工作面矿压特性选定液压支架支护阻力，并要考虑每层赋存条件对支架结构的要求进行选型。本采区第一层煤的直接顶为5.3米厚的砂质页岩，老顶为8米厚的砂岩较为坚硬。采煤方法为走向长壁采煤法，采空区的矸石容易涌向工作面。p=(48)Mr M为采高；r为体积力，取25 p= 6325=450KpaQs=pMS Qs为工作阻力，S为液压支架中心距 Qs=45031.5=1215KNP= Qs/(0.650.75)cos 为煤层倾角 P=1781.712055.83KN因此选用切顶能力强，工作阻力为2500KN的掩护式液压支架。 型号：ZZ3000/10/22 工作阻力：2500KN 支撑高度：12.2m5.2 采煤机采煤机的选型通常是要符合煤层赋存条件对生产能力的要求，以及刮板输送机和液压支架的匹配要求，综合以上选用鸡西煤机厂MG200-W型双滚筒采煤机。 型号：MG200-W 截深：1.0m 电机功率：200KW 最大牵引速度：11m/min 滚筒直径：800mm、1400mm,、1600mm5.3 刮板输送1）与采煤机配套使用时，其输送量应为采煤机最大生产能力的1.2倍。2）为了配合滚筒采煤机自开切口，应优先选用短机头和短机尾。3）为了配合采煤机有链牵引的需要，在机头和机尾部设采煤机牵引链的张紧装置及固定装置。根据工作面的生产能力选择与液压支架和采煤机配套的可弯曲重型刮板输送机。型号：SGZ730/40链速：1.07m/s输送量：450t/h电机功率：2110KW5.4 转载机所选转载机的运输能力要大于工作面输送机的运输能力，它的链速一般大于工作面输送机。 型号：SZB730/752 链速：1.34m/s 运输能力：630t/h电机功率：275KW5.5 破碎机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。 型号：PCM/110 破碎能力：700t/h 电机功率：110KW5.6 胶带输送机胶带输送机的带宽及其传动功率的选择，必须大于转载机的运输能力，一般应为1.2倍；胶带输送机单机铺设长度要与综采面推进长度相适应。 型号：SDJ80/275 带宽：800mm 电机功率：375KW 运输能力：800t/h 带速：2.5m/s5.7 乳化液泵乳化液泵站输出的液流压力，应满足液压支架额定工作压力的需要。设置二泵一箱，进回液管各一路。型号：BRW200/31.5泵二台公称压力:31.5MPa 公称流量：200L/min. 液压容积：1.6m35.8 液压安全绞车 型号：YAJ-135.9 液压泵 型号：B-725 流量：315L/min 压力：10Mpa 电机功率：160KW5.10 移动变电站 型号：KSGZY630/65.11 馈电开关 型号：RQZBH330/11405.12 磁力启动器 型号：QC831805.13 喷雾泵 型号：XPB250/555.14 端头支架 型号：ZTH4400/17/35采区煤层赋存条件稳定，地质构造简单，煤层倾角较小，变化不大。根据所选的技术设备可以完成计划任务。6通风与安全6.1回采工作面所需风量计算1）按瓦斯涌出量计算根据规程规定，按回采工作面回风巷风流中的瓦斯浓度不得超过1%的要求计算，即：Qai=100qk (m3/min)式中： Qai 工作面需要风量， m3/min ； q瓦斯瓦斯绝对涌出量，取7.88m3/min； K瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取值为：K=1.5需风量：Qai=1007.881.5=1183 m3/min2）按工作面气温与风速关系计算：根据工作面的空气温度、回采工作面的所需风量：Qai=60vsk式中：Qai工作面需要风量，m3/minv工作面合理风速，取v=1.6m/mins有效通风断面，取s=5.6m2k采煤工作面面长调整系数，取k=1.1则，工作面配风量： Qai=601.68.11.1=855.36 m3/min3）按人数计算： Qai=4Nai 式中： Nai采煤工作面同时工作的最多人数取 4以人数为计算单位的供风标准,是对每人每分钟供给4m3的规定风量。则，需风量：Qai=424=96m3/min4）经按风速进行验算：根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，要求进行验算，即每个回采工作面的风量Qai为：Qai0.2560Sai，m3/min；Qai0.2560Sai，m3/min其中Sai 为第i个回采工作面的平均断面值，对于综采工作面可用以下近似值：Sa=3.75（1.8-0.3）=5.6m3Qai0.25605.6=84m3/minQai4605.6=1344 m3/min经按瓦斯涌出量，采煤工作面同时工作的最多人数验算。工作面风量最大值，即Qai=1183 m3/min，取风量为1200 m3/min6.2掘进工作面所需风量计算1）按瓦斯涌出量计算Qbi=100qbikbi式中： Qbi第i个掘进工作面所需风量 qbi该掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量 kbi该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.52.0，取2.0每天掘进的进尺数为4米，断面面积为14.4m2，每天采出煤的质量为14.44=57.6m3，57.61.35=77.76t，日掘进产煤77.76t。77.76t4.1m3/t=318.81m3，日掘进时间1860=1080min，所以绝对瓦斯涌出量为332.1/1080=0.29m3/min 则： Qbi=1000.32.0=60 m3/min；2）按局部吸风量计算Qbi=QfiIi式中：Qfi第I个掘进工作面局扇的吸风量，常用的4、11、28kW的系列局扇，每台吸风量分别为100、200、350m3/min，安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸风量以外，还应该保证局扇的吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15m/s，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞。 Ii该掘进工作面同时运转的局扇台数，取I=2 则： Qbi=2002=400 m3/min3）按人数计算Qbi=4Nbi式中：Nbi掘进工作面同时工作的最多人数则： Qbi=424=96m3/min4）按风速进行验算每个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量为：Qbi0.2560Sbi式中：Sbi掘进巷道断面面积则： Qbi0.256014.4=216 m3/min经按瓦斯涌出量，同时工作面的最多人数，局部风机台数进行计算，风量取最大值Qbi=400 m3/min6.3 硐室所需风量的计算1）采区绞车房Qmo=6080 m3/min2）发热量大的机电硐室所需风量Qgc=(ANg)/(60 Cpt) m3/min式中：A一个kwh的电量变为热量的当量，A=3600kj/(kwh) Ng某硐室中机电设备运转的总功率，kw。这里取160KW 该硐室中机电设备运转的发热系数，应该从实测中得出，一般可取水泵房的=0.020.04，压气机房的=0.200.23 601小时等于60分钟 空气的密度，一般取=1.2kg/ m3 Cp空气的定压比热，一般可取Cp=1.0006kjt该硐室回风与进风的温差，t=t1-t2则：Qgc=(36001600.04)/(601.21.00062)=160 m3/min3）火药库所需风量 Qfe=100150 m3/min4）其它硐室所需风量采区绞车房 Qmo=6080 m3/min采区变电所 Qvc=6080 m3/min充电硐室 Qoc=100200 m3/min采区硐室及其他设备总风量： Qgc=160+150+80+80+200=670 m3/min6.4 采区总需风量Q= Qgc+Qbi+Qai=670+400+1200=2270 m3/min考虑到漏风关系，采区总需风量：Qwz=(Qai+Qai +Qgc+Qdi) kwz式中：Qai各回采工作面和备用工作面所需风量之和 Qai各掘进工作面所需风量之和 Qgc各硐室所需风量之和 Qdi除上述各用风地点之外，其他巷道所需风量之和 kwz采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均衡等因素，该值应该从实际测量中和统计中求得，一般取1.21.5则：Qwz=22701.3=2951 m3/min7巷道断面的选择7.1 区段运输平巷煤层运煤平巷内采用胶带输送机运输煤炭，断面形状为矩形，在运输平巷内布置轨道、转载机、胶带运输机、设备列车等设备如图所示：巷道净高3200mm，断面面积：4.53.2=14.4m2图7.1区段运输平巷断面图7.2 区段回风平巷此采区的瓦斯涌出量较低，因此在回风平巷内布置轨道，液压安全绞车等。具体尺寸如图所示：巷道净高3200mm；断面面积：3.2 4=12.8m2图7.2区段回风平巷断面图8采区车场及硐室8.1 车场形式由于本设计中上山部分为煤层上山，为了减少岩石工程量，采区轨道上山上部车场为甩车场，甩车场具有通过能力大、调车方便、劳动量小等优点。本采区中部车场都为甩车场，下部车场为绕道式车场。8.2 调车方式上部车场：车场形式为甩车场（绞车房位于采区回风石门标高以上）。绞车将矿车沿轨道上山提升至甩车道标高以上，然后经甩车道至区段回风平巷中。中部车场：车场形式甩车场（同联络巷在同一水平），所以上山来车到达中部甩车场后摘钩，推入石门平巷，然后由石门推到工作面运输平巷。由工作面来车，则经石门后，推入甩车场（上山的一段），经绞车提出下放。下部车场：为绕道式车场，从上山来看，通过竖曲线落平后摘钩，沿车场的高道自动滑行到下部车场存车线。由井底来车，则进入车场的底道，自动滑行到下部车场的低道存车线后，由绞车上提。8.3 采区硐室采区主要硐室有变电所、绞车房、煤仓。8.3.1 变电所它是采区供电的枢纽，所以应设置在岩层稳定、无淋水、地压小及通风良好的地方，并要求位于采区用电负荷的中心。本设计将它设置在采区两条上山之间，并靠近轨道上山一侧，其基本层位与轨道上山在同一层位。沿倾斜大致在采区的中央。图8.1采区变电所8.3.3 煤仓1）在采区煤仓的尺寸确定之前，首先对煤仓的容量进行确定：按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算QQ =Q0+LlhrCk式中： Q0防空仓漏风留煤量，一般取510 L工作面长度，米 l截深，米 h采高，米 r煤的容重，1.35吨/立方米 C工作面回采率 k采区内同时生产的工作面数目所以Q =10+2001.01.81.350.95 1=471.7吨2）按采区高峰生产延续时间计算煤仓容量QQ =Q0 +（Qh-Qc）ta式中： 采区高峰生产能力，吨/小时 装车站通过能力，吨/小时， 采区高峰生产延续时间， 不均衡系数，取1.01.2所以Q =10+(471.7-270) 1.51.2=373.06吨3）按运输大行列车间隔时间内采区高峰产量计算Q=Q0 +Qh ti a式中：ti列车进入采区装车站的间隔时间，一般取高限约2030minQ=10+471.70.51.2=293.02吨由以上计算作为依据，选择煤仓容量为471.7吨。由经验 R27Rr=煤仓容量 3.147R31.35=471.7R=2.51， h7R，h17.60米 因此煤仓高度取20米采区煤仓用混凝土收口，在煤仓上口设铁箅子，煤仓溜口与装车方向相同，闸门的形式为单扇闸门，开启方式为气动。9采区生产系统9.1运输系统：采煤工作面采出的煤区段运输平巷溜煤眼运输上山煤仓大巷装车外运9.2通风系统：新鲜风流由运输大巷进入采区下部车场轨道上山采区中部车场下区段回风平巷联络巷区段运输平巷采煤工作面乏风由区段回风平巷采区回风石门回风大巷排出地面9.3运料系统：材料和设备由运输大巷采区下部车场轨道上山采区上部车场区段回风平巷工作面9.4排水系统：工作面涌水通过区段运输平巷采区中部车场轨道上山采区下部车场运输大巷排出9.5排矸系统：矸石采用矿车运输区段回风平巷采区上部车场轨道上山采区下部车场运输大巷10采区的主要经济指标及劳动组织表10.1 工作面设备明细表序号设备名称型号单位数量1采煤机MG200-W台12液压支架ZZ3000/10/22架1253刮板输送机SGZ730/40台14端头支架ZTH4400/17/35架45转载机SZB730/752台16胶带输送机SDJ80/275台17破碎机PCM/110台18液压安全绞车YAJ-13台19液压泵B1-725台110馈电开关RQZBH330/1140台311乳化液泵RB160/25台112磁力启动器QC83-80台213移动变电站KSGZY630/6台214喷雾泵XPB250/5.5台110.2 工作面劳动组织表工种一班二班三班检修班合计班长22217采煤机司机1113移架工44412浮煤清理工1113端头支架工44412皮带机工作人员1113转载机工作人员1113泵站工作人员1113瓦斯检测员11114电工11147钳工11147运料工44巷道维修工88技术员11114合计1919192380编制原则：1）出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应2）出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人3）采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内10.3 主要技术经济指标序号指标名称指标单位1工作面长度200米2工作面推进长度1980米3工作面倾角24度4煤层厚度1.8米5采高1.8米6进刀深度1.0米7日产量2770.2吨8年产量95.99万吨9