煤矿采区设计说明书.doc

湖南理工职业技术学院采区设计说明书指导老师：陈 继 英实 习 生：粟慧斌 时 间：2007年12月目录第一章 采区开采范围及地质情况 2第二章 采区地质、工业和可采储量 3第三章 采区参数及区段的划分 4第四章 采区巷道布置 5第五章 采煤方法及回采工艺 10第六章 采区生产能力及服务年限 15第七章 采区生产系统 17第八章 采区准备方式 20第九章 安全措施 21第十章 附图第一章 采区的开采范围及地质情况一. 采区的位置及开采范围11采区位于矿井一水平东翼的第一个采区，采区上下边界为100-100m，采区走向长800m。二. 采区地质构造、岩层、煤层.地质构造：煤层赋存稳定，地质构造简单，无大的断层，在采区东翼有一条落差为m的倾斜正断层，对采掘工作造成一定的影响。.地层：为石炭统测水组，共含煤4层，仅2煤一层可采，该层煤赋存稳定，煤系地层厚60m左右。 .煤层：可采煤层一层为煤，厚度.m，倾角0，煤层结构简单，无夹砾。灰分6，属中灰，含硫1.4，发热量5500大卡，煤的硬度f3，属中硬煤，容重1.4t/m,为无烟煤。三. 开采技术条件 .直接顶为砂质页岩，厚10m，属类中等稳定；老顶为砂岩，厚m，属级来压明显；底板为砂质页岩，厚m，其下为厚0 m的石登子灰岩。 .采区瓦斯，采煤面的瓦斯绝对涌出量为m分，属高瓦斯区，无突出现象。.煤层无自然发火倾向，灰分6，爆炸指数，无爆炸性。.水文条件较为简单，无富含水岩层，也无老窑积水威胁，主要水的来源为采区涌水，其正常涌水量为0 m/h，雨季为60m/h。 5.采区上方地面标高+150 m+160 m，无大的河流、铁路、公路穿过，也无大村庄。第二章 采区地质、工业和可采储量 一. 采区地质、工业和可采储量计算 1. 采区地质、工业储量计算 Q地 = Q工 = L l M r = 8005852.21.4 = 144 (万吨) 式中： Q地 、 Q工 地质储量和工业储量L 采区煤层走向长 m l 采区倾斜长m l= = 585 m 煤层倾角为20 M 煤层厚度 （因煤厚为2.2 m 可采故Q地 = Q工） r 煤的容重 2. 采区可采储量计算 Q可采 = L l m r c = 8005852.21.40.8 = 1440.8 = 115.2 (万吨) 式中：因M = m故取值同上一样 c取0.8第三章 采区参数及区段的划分一. 采区倾斜长度计算 采区倾斜长： l= = = 585 m二. 采煤面斜长的确定 1.区段煤柱的确定 采区倾角20，煤厚2.2 m，顶板为属类中等稳定，区段煤柱可留16 m。 2.区段平巷（风巷、机巷和运巷）设计宽2.5 m，高2.2 m。 3.采区最下部阶段隔水煤柱留设27m。 4.采区煤层赋存稳定，地质构造简单，无大的断层，结合湖南矿实际情况，采煤面斜长设计为90 m。 5.采区边界煤柱留设10 m，采区两边各留5 m。 6.采区上山煤柱留设20 m。三. 区段斜长、标高及区段数目的确定： 1. 区段数目的确定：采区斜长585 m，结合湖南矿井的实际情况，采煤面斜长设计90 m，采区划分为5个区段。2. 区段斜长计算： L斜长 = L1 + L2 + 2B = 90 + 16 + 22.5 = 111 m式中 L1 采煤面斜长m L2 区段煤柱宽 mB 区段平巷宽 m3. 各区段平巷标高计算： 第一区段风巷标高为+100,运巷标高:H = L斜长sin20 = 111sin20 = 38 mh= 100 38 = 62 所以第二区段运巷标高为+62，根据经验取+60。下面标高计算同上。 第二区段运巷标高：+24，取+25； 第三区段运巷标高为-14，取-15； 第四区段运巷标高为-52，取-50； 第五区段机巷标高为-84，取-85。第四章 采区巷道布置一. 采区上山位置、条数、间距、长度、坡度、断面形状及支护方式 1. 两套设计方案对比：方案一：布置两条岩石上山，岩石上山布置在稳定的岩层中，有利于巷道的维护，降低维护费用，服务年限较长，但是该采区是中厚煤层，服务年限也不长，因此布置两条岩石上山在经济上是不合算的。方案二：一煤一岩上山，由于该煤层是中厚煤层，赋存也比较稳定，瓦斯涌出量不高，采煤面的瓦斯绝对涌出量为m分。一煤一岩不同标高布置使区段主运输和辅助运输系统互相干扰小，同时少掘一条岩石巷道费用低、速度快、联络巷工程量少，生产简单，综上所述，故采用方案二。2. 采区上山位置、间距、长度、坡度、断面形状及支护方式：. 采区运输上山布置在采区的正中心，沿煤掘进，长585m，兼作回风用，坡度同煤层倾角为20，断面为梯形，宽2.5 m，高2.2 m。 采用20号工字钢金属支架支护。 . 采区轨道上山布置在煤上山西侧25m，距煤层底板10 m处，避开上山煤柱下方应力集中区，有利于巷道的维护。上山长585 m，坡度20，运输材料兼作进风用。断面形状为三心拱，宽2.5 m，高2.2 m。采用锚喷支护。二. 区段平巷的布置方式、长度及支护方式，联络巷的间距、位置、长度及支护方式：1. 采区平巷采用双巷布置， 轨道巷不掘到采区边界，只掘到走向的 处，后段采用沿空掘巷方式掘出下区段的回风巷。机巷长395 m，沿顶板掘进，巷道断面形状为不规则梯形，采用20号工字钢金属支架支护。2. 轨道巷只掘到机巷的处，既266 m处掘一联络巷，每后退88 m掘一个，共3个联络巷。巷道宽2m，高2.2m（既煤厚），长16m，端面梯形，采用20号工字钢金属支架支护。四. 采区上、中、下车场的形式、支护方式及长度： 1. 采区上部车场：采用顺向平车场的形式 停车线长度： Lp = nLmLhm = 22 + 2 = 6m 式中： Lp停车线长度 n一钩的矿车数， n=2 Lm矿车长度， Lm=2m Lhm富裕长度， Lhm=2m 变坡点至绞车房的长度计算： L = Lp + Lu = 6+10 = 16 m 式中： Lu安全过卷距离。Lu = 10m 支护方式：采用锚喷支护。 2.采区中部车场：采用单钩提升绕道式单道起坡甩车场。采用20号工字钢金属支架支护 3.采区下部车场：采用大巷装车式采区下部车场形式。 装车线路总长度的计算： L = l1+l2+l3+3l4 = 67.5+60+5.5+36 = 169（m）式中：l1空车存车线长度。l1=le+nlm+3=4.5+302+3=67.5m Le机车长。 Le = 4.5m n列车个数。 n = 30 lm矿车长度。 Lm= 2m 3制动，安全距离 l2重车线存车长度。l2 = nlm = 302 = 60m l3煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度。l3 = le+0.5lm =5.5m l4渡线岔道的长度。l4=12 m 支护方式：采用锚喷支护。五. 采区煤仓设计 1. 煤仓容量计算：按一个班产量计算 Q = Q+ LMbrCk = 8 +452.20.80.951.5 = 113 吨 式中：Q 煤仓的容量，t； Q 防空仓漏风留煤量，取8 t； L 一个班采的斜长，m； M 采高m； b 一次循环进度，m； r 煤的容重，t/ m； C 工作面采出率； k 同时生产工作面系数， k=1+0.25n; n 采区内同时生产的工作面数目。 煤仓体积V = = = 140 m 式中：Q 煤仓的容量，t； r 松散煤的容重，0.9t/ m ； c 有效系数，0.9。 2. 煤仓设计为自由降落式垂直煤仓，设在第五区段机巷煤上山处。该处标高-84，大巷标高-100，有16 m的垂高，断面形状为圆形，直径4m。 设计煤仓体积V =底面积高 = 12.5616 = 200.96 m 140 m 满足要求。3. 支护方式采用喷射混凝土支护，喷厚150mm左右。六. 采区石门和区段石门条数、长度及支护方式 采区有进风和回风两石门，进风石门46米，锚喷支护。区段石门五道石门，长10米。金属支架支护。第五章 采煤方法及回采工艺一. 采煤方法名称采区工作面采用单一长壁跨落采煤法二. 回采工艺 1.采面炮眼布置形式及爆破参数 炮眼布置形式：采用双排对眼，眼距为1m，上排眼距顶板0.4m,向上仰510,底眼距底板0.3 m,向底板保持1020,炮眼与煤壁成650的夹角。炮眼装药量按0.225kg/眼，每次循环布置炮眼176个，每次循环采深0.8m。 爆破参数表 爆破参数表炮眼类别毫秒雷管段数炮眼参数角 度 装药量联线方式深度（m）筒/眼Kg/眼顶眼151 6510.15串联底眼51 651.50.225 爆破三视图3. 采区支护方式、材料，支护密度计算 采区的支护方式： 采区工作面采用单体液压支柱和梁配合使用，因为顶板为类中等稳定，煤质中硬，可采用错梁并列式，无贴帮柱。 支护密度计算： n = = = 1.27 （根/ m）式中：n 支护密度 P 工作面支护强度， 取1.3250 KN/ m； R 支柱额定工作阻力，取300 KN/棵； 支柱额定工作阻力系数，取0.85。 支护参数：排距b =0.8 m 柱距a = =0.8 m梁长2.0 m，2梁5柱，主梁3柱，副梁2柱，主副梁距0.2 m，探头长0.2 m。上下端头2 m，超前一个排距，采用四对八梁支护。 采场支护平面、剖面图. 4. 采面移溜方法 工作面支护好后移溜，先移机头，再移身和机尾。机头、机尾可用液压柱推移，机身人工推移。5. 顶板管理及采空区处理顶板采用梁配单体液压支柱用，2梁5柱，3排3空，最大和最小控距相等为2.8m，先采后移柱，回柱放顶同时进行, 切顶时需增设密集柱，以利切顶和挡矸。采空区采用顶板全部跨落法处理,回柱自下而上，采用调度绞车回柱。6. 采区断层的处理：（采区东翼有一落差为5m的正断层，断层倾角65，与煤壁成70的夹角） 采区遇断层的处理：当东翼采面后退式推近到断层时，断层上方采面采用保持倾斜方向不变，逐渐缩短采煤面长度，维护假机巷的方式进行采煤，与此同时，可沿断层另一侧顺着断层面方向掘补充斜风巷与上风巷连通，下采煤面采煤时亦按真倾斜推进，采煤面长度逐渐加长。见下图。 掘进遇该断层的处理：掘区段平巷时掘到断层处将揭露对盘的底板，可右向转与对盘煤层斜交。见下图。 7. 采面作业方式及循环方式 工作面采用三班采煤制，采面斜长90m,一个班采45 m，先采后移，移放同时；循环方式：打眼、支护、出煤、移溜、回柱放顶。 采面正规循环作业表（其它两班同样） 第六章 采区生产能力及服务年限 一. 采煤面班产、日产、月产及年产计算1. 班产量计算（循环产量）： A= L l m r c = 450.82.21.40.95 = 105（吨） 式中：L 采煤面长度，m； l 一次采煤进度，取0.8 m； m 采高m； r 煤容重 c 采面回采率，取0.95。2. 班日产量计算： A= 3 A = 3105= 315（吨）3. 月产量计算： A= AN = 315290.8= 7308(吨) 式中：N 月工作天数， K 正规循环率，取80。4. 年产量计算： A= 12 A = 127308= 87696 （吨） 二. 采区生产能力计算 A= k k A = 1.10.95876962 = 18 （万吨） 式中：k 采区掘进出煤系数，取1.1； k 工作面之间影响系数，n=2时取0.95； A 两采区年产量和。 验算结果符合15万吨的设计要求。三. 采区服务年限计算.采区的生产能力，设计采区生产为万吨.采区的服务年限采区服务年限 6.5 （年）第七章 采区生产系统 一. 运煤系统 在运输上山和运输巷内均铺设刮板输送机。运煤路线为：工作面运出的煤，经运输巷、运输上山到采区煤仓上口，通过采区运输大巷装车外运。 掘进煤、矸石经轨道上山下放到下部车场。见附图。 1.刮板运输机选型 采煤面平均小时运煤量： Q= = = 21 （吨） 式中：Q 班出煤量； 5 班出煤时间。 班最大小时出煤量计算： Q= K Q = 1.521= 31.5 （吨） 式中：K 运输不均衡系数，K= 1.5 根据班最大小时出煤量选用SGWD-13型可弯曲刮板机。采区上山选用SGWD-20D型。 上山需刮板机台数： SGWD-20D型可弯曲刮板机的生产长度是100 m，第一区段机巷到煤仓的斜长为444 m，所以需要5台刮扳机。 2. 采区上山绞车选型： 根据采区生产能力，上山坡度、长度条件选用JT-1200/1028型矿用绞车。配37kw电机。 二. 通风系统1. 采煤面风量计算（根据采煤面的瓦斯绝对涌出量） Qwt= 100Q绝对K = 10021.8 = 360 （m3/min） 式中：Q绝对 采面CH4绝对涌出量，m3/min； K 采面CH4涌出不均衡系数，取1.8。 2. 根据局扇吸风量掘进工作面风量计算 根据掘进巷道的长度选用YBT11型局部通风机。通过查表的该型号的通风机的吸风量为150m3/min。 Qht =Q局吸K = 15031.3 = 585 （m3/min） 式中：Q局吸YBT51型局部通风机的吸风量，150m3/min； K为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3； 3 采掘按1：1.5配备3个掘进面。 3. 上山绞车房及采区变电所的风量 根据经验：绞车房和采区变电所的需风量为60m3/min ；绞车房和采区变电所的总风量Qrt=120m3/min 。4. 采区总进风风量计算 Qm = (Qwt + Qht + Qrt)K=（3602+585+120）1.05= 1568 ( m3/min) 式中：Qwt 采煤工作面所需风量之和； Qhi 掘进工作面所需风量之和； Qrt 硐室所需风量之和； Km 采区通风（包括内部漏风和配风不均等数）系数；取1.1。 5. 通风设施布置及进风、回风路线见附图。 6. 采区安全监测监控系统 采煤工作面、掘进工作面瓦斯探头安设位置见附图，按煤矿安全规程规定瓦斯浓度达到1.5%要断电撤人。 采区防尘系统机头处必须安装喷雾洒水装置，风流净化水幕布置位置及数量见附图。在水平进风大巷，采区进风石门，采区回风巷以及煤斗下风侧都必须安装风流净化水幕。第八章 采区准备方式 一. 掘进工作面数安排 1.前期先安排一个掘进头掘出运输石门和下部车场，再安排两个掘进头分别掘煤上山和轨道上山，两上山相距不少于20m，至上山边界后，掘出上部车场后与回风石门贯通，形成通风系统。另个掘进头掘好煤上山后在第一区段掘中部车场，采用双巷掘进的方法掘进双翼的第二区段回风巷，掘到边界开切眼。同时在采区上部边界，从上部车场向两翼掘第一区段的回风巷，掘出以上巷道的过程中，还要掘采区煤仓、变电所和绞车房。预计9个月第一个工作面可以投入生产。 2. 双面采区投产后掘进头按采掘比1：1.5配备，既3个掘进头，准备下区段。二.上山贯通方式及顺序 轨道上山掘到上部边界后掘出上部车场，再与回风石门贯通形成通风系统。随着第一区段的回采，及时开掘第二区段的中部车场、回风巷、运输巷和开切眼。采用区段下行式开采顺序，依次准备下一区段的采煤工作面，保证工作面的正常生产接替。第九章 安全措施一. 采区通风、防尘及瓦斯事故的防治1. 加强通风瓦斯检查，瓦斯检查员必须坚持进班在前，出班在后，时刻注意瓦斯变化情况，发现险情及时通知人员停止作业，及时撤出人员至安全地点，并向调度站汇报。2. 必须安装瓦斯传感器，规定报警浓度和断电浓度符合规程规定，断电范围为工作面、回风巷中所有电器设备。3. 严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。瓦斯超限严禁作业。4. 严格执行“瓦斯、电闭锁”，严禁使用失爆的电器设备。5. 各装载点必须有撒水防尘装置，并设专人维护，保证正常使用。6. 放顶时，如果煤尘太大必须在工作面及放顶处撒水。二. 防顶板措施 1. 加强现场管理，工作面做到“三直”、“一牢”，即煤