1采区概况.doc

1采区概况本采区的基本情况如表1-1所示。要求根据以下条件对该采区进行设计。表1-1 采区概况煤层数3层煤层号9#煤层厚度5.9（12）6.3（7）4.2m煤层顶板灰岩煤层瓦斯涌出量6.7m/t产量180万t/a采区赋存状况示意图如图1-1-1所示。 图1-1-1 采区赋存状况2 采区煤炭储量和服务年限计算2.1采区工业储量2.1.1储量计算的原则为保证储量计算具有足够的可靠性，在进行储量探测技术以及后期计算分析时，应按以下原则进行：（1）按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失。（2） 储量计算的最大垂深与勘探深度一致。（3）精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的采区边界范围相一致。（4）凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。（5）由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算储量。（6）煤层倾角不大于15度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量。（7）煤层中所夹的大于0.05米厚的高灰煤(夹矸)不参与储量的计算。（8）参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。2.1.2工业储量计算（1）煤层倾角=arctan=7（2）采区面积S=10001700cos7=1712766.7m2 该采区为单层煤构造，厚度为4.2m，属中厚煤层；井田内煤层赋存稳定，地质构造简单，煤层平均倾角为7，属缓倾斜煤层；煤层相对瓦斯涌出量为6.7m/t，属低瓦斯矿井。故根据储量计算公式：ZG=SM (2-1)式中：ZG矿井的工业储量，t；S井田面积，m2；M可采煤层总厚度，m；煤的容重，1.25t/m3。故，ZG=1712766.716.41.25=3511万t2.2采区可采储量2.2.1安全煤柱留设原则根据规程规定，为了隔离采取，防止发生火灾、水灾和瓦斯涌出的影响，在采取边界留设的采区隔离煤柱10米；水平边界留30米；井田边界留设40米。本设计留设采区下边界和左右边界隔离煤柱均为10米；停采线距大巷水平距离为25米。2.2.2采区永久保护煤柱损失量煤柱损失可按公式：P=采区左右边界煤柱+采区下边界煤柱+条带间预留煤柱 （2-2）则，该采区的煤柱损失P=448万t2.2.3采区可采储量 采区可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： ZK=（ZG-P）C （2-3）式中：ZK采区可采储量，万吨 P永久保护煤柱损失量，万吨 C采区回采率（厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；水力采煤不小于0.7），取0.85。则，采区设计可采储量：ZK =2297万t2.3采区服务年限2.3.1采区服务年限采区服务年限可根据下式进行计算： T=ZK/AK （2-4）式中：ZK采区可采储量，万吨 T采区设计服务年限，a A采区设计生产能力，万t/a K储量备用系数（1.31.5）故，可得该采区的服务年限为（K取1.4）为： T=9.2a3 采区情况3.1 采区基本情况该采区为缓倾斜煤层。煤层倾角平均为7度，三层煤，且煤层结构简单。煤尘无爆炸性危险，煤层的自燃发火期为6-7个月。9#煤层的开采的布置方式为盘区式准备，即各区段独立布置开拓巷道和准备巷道，顶底板稳定，无瓦斯突出危险。根据煤层赋存条件，采用走向长壁采煤法。3.2采区开拓设计该开拓方式为盘区式准备方式，在底板岩层中布置进风大巷，进风大巷也集中巷通过斜巷连接，斜巷角度为18 。在煤层顶板岩层中布置回风大巷。在煤层中布置运输集中巷和回风集中巷，煤仓布置在运输集中巷中，煤仓与运输大巷所成的角度为80。工作面为仰斜后退回采方式，进风和回风顺槽沿走向方向布置，采用双巷掘进，在掘进巷道中采用局扇通风，局扇距离巷道口10米。变电所布置在两条集中巷道中，在回风巷道端设置调节风窗。绞车房的位置应选择在围岩坚硬的岩石中，不受采动影响，因此把绞车房布置在煤层底板的坚硬岩石中，未受采动影响，绞车房两端与大巷连接形成独立回风，材料道与回风集中巷相通。3.3巷道断面的选取巷道断面及其技术参数如下：1.运输、回风大巷参数：设计掘进断面积17.4 m2，净断面积15.2m2，净周长14.8m；设计掘进宽度B=4.84m,高度H=4.12m，支护方式锚喷，支护厚度T=120mm，外露长度80mm，排列方式为矩形，间排距为800mm，锚深2080mm，锚杆直径20mm，锚锁长度3500mm。巷道断面图如图4-1。图3-1 采区大巷巷道断面图2工作面运输、回风巷，联络巷参数：宽度4m，高度4.2m；锚杆型式为钢筋砂浆，外露长度50mm，排列方式为矩形，间排距为800mm，锚深1600mm，锚杆直径14mm，锚锁长度3800mm。巷道断面图如图4-2。图3-2 工作面运输、回风巷道断面图3.4各运输系统介绍 运煤系统工作面工作面皮带巷带区皮带平巷带区皮带煤仓运输大巷。通风系统回采通风系统；新鲜风流运输大巷带区煤层皮带运输平巷进风顺槽回采工作面回风顺槽带区集中回风平巷采区回风大巷浊风排出；掘进通风系统：局部通风机吹入新鲜风流掘进面进风巷掘进工作面掘进面回风巷带区集中回风平巷采区回风大巷浊风排出。运料系统轨道大巷采区轨道巷区段轨道平巷工作面；排水系统设置局部水泵进行抽水作业，将抽出的积水通过管路排出井底。排矸系统掘进工作面掘进巷道掘进面进风巷带区轨道巷轨道大巷。4.回采工艺设计4.1采煤方法的比较和选择采区所采煤层为9#煤层，厚度为4.2,煤层倾角为7 ，为缓倾斜煤层，煤层顶板为灰岩，厚底为7m。瓦斯涌出量为6.7m3t。据此分析9#煤层赋存稳定，厚度小，倾角缓，瓦斯含量小，以此9#煤层采用倾斜长壁式采煤法。和综采放顶煤、分层开采相比倾斜长壁式采煤法的优点： （1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低，投产快。（2）运输系统简单，占用设备少，运输费用低。（3）工作面容易保持等长，有利于综合机械化采煤。（4）通风路线简单，通风构筑物少。（5）对某些地质条件适应性强。如煤层顶板淋水较大或采空区需注浆防护时，倾斜开采有利于疏干工作面积水和采空区注浆。（6）技术效果好。实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有提高和改善。42采煤设备选型4.2.1 采煤机采煤机采用MG300-GW型采煤机，其技术特征见表4-1表4-1序号技术特征单位技术参数1开采范围m2.54.52倾角153牵引力N4004牵引速度ms0-65滚筒直径mm20006截深mm6307滚筒转速rmin258电压V11409功率KW30010降尘方式内外喷雾11重量t424.2.2液压支架 液压支架采用ZZP5500/18.5/42型液压支架，其技术特征见表4-2表4-2序号技术特征单位技术参数1高度m1.854.22中心距m1.53工作助力KN56004初撑力KN43655支护强度KNm28906对底板比压MPa2.167长宽m6.281.438重量t14.929工作压力MPa31.510网巷直径mm40011行程mm23504.2.3刮板输送机刮板输送机采用SGB630/180型刮板输送机，其技术特征见表4-3表4-3序号技术特征单位技术参数1设计长度m2002出场长度m1803输送量th4004刮板链速ms0.925链条形式单链6电动机型号DSB-907功率KW2908电压等级V60011409转速rmin147010减速器传动比139.86211刮板链规格mm2592C12破断拉力KN85013刮板距离mm92014中部槽规格mm150063022215挡板规格mm148842654316开关型号QSBH160114017采煤机牵引型式无链18机器总重t944.2.4转载机 转载机采用SZD73090型转载机，其技术特征见表4-4表4-4序号技术特征单位技术参数1出场长度m312输送能力th5003与伸缩带式输送机有效重叠长度m94距地面最大高度mm17305最大宽度mm17206溜槽中心至电机中心距mm5807中部槽规格m板间距mm9209每米质量Kgm33.910速比3.5511全长mm356012总质量t23.5a4.2.5破碎机 破碎机采用PEM1000650型破碎机，其技术特征见表4-5表4-5序号技术特征单位技术参数1过煤能力th11002破碎能力th6003进煤口宽mm10004出煤口宽mm40-7305工作高度mm6506减速器速比7.47外廓尺寸mm3270226014308机器总重t11.94.2.6皮带输送机伸缩带式输送机采用SSJ1000/2160型号输送机，其技术特征见表4-6表4-6输送量t/h1000机尾搭接长度(m)12输送长度(m)1200机尾搭接处轨距(mm)1362带 速(m/s)205机头外形尺寸（宽高）(mm)26461705传动滚筒直径(mm)630托辊直径(mm)108电动机型号YSB-90输送带类 型阻燃输送带功率(kW)1602宽度(mm)1000电压(V)660储带长度(m)100质量(t)1204.3回采工艺4.3.1进刀 综采面采煤机的进刀方式：工作面端部斜切割三角煤进刀。其过程如下：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；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人煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直；再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处；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 。4.3.2割煤割煤方式，考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素，采用穿梭割煤，往返一次进两刀。4.3.3滚筒滚筒的转向和位置，前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤。即“前顶后底”、“右顺左逆”。综采面双滚筒采煤机的割煤方式：往返一次割两刀。4.3.4移架方式支架的移架方式为单架依次顺序式,又称单架连续式。支架沿采煤机牵引方向依次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板,应用比较多。4.3.5支护方式针对综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，采用及时支护方式。采煤机割煤后,支架依次前移、支护顶板,输送机随移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深。推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度,这样工作空间大,有利于行人、运料和通风。综采工作面支护方式：采取ZZP5500/18.5/42型液压支架进行支护。端头支护方式：用DW35180/100X型单体液压支柱进行端头支护。超前支护方式：工作面运输巷超前20m加强支护，DW35180/100X型单体液压支柱配合金属铰接梁支护巷道的两帮，柱距均为1m；回风巷超前20m加强维护，只在巷道中间支设一排DW35180/100X型单体液压支柱。生产班的主要工艺过程是：割煤、移架、推移输送机。采煤机上下两端斜切进刀自开缺口；双向割煤，往返一次割两刀，移架滞后采煤机4-6m，输送机滞后采煤机10-15m推移综采工作面中，沿工作面全长完成采煤、移架、推溜三个主要工序后，工作面就向前推进一个进度，完成一个循环。4.3.6工作面循环作业计算采区的设计生产能力为180万吨/年；平均工作日产量为18000000.93504629吨；日推进量4629（1804.21.250.75）=6.53滚筒截深为0.63米，进刀数6.530.63=10刀。4.4循环作业图表工作面采用四、六作业制,即三班采煤一班检修如图为循环作业图表4.5劳动组织形式劳动组织表见表4-8表4-8序 号工 种一 班二 班三 班检修班1班长22222采煤司机33303移架工33304抽水11115清煤工55506看溜工22207井下库房11118泵站司机11119维修工222710两巷回柱工444411两巷超前维护工0001012运料工333813区队干部1111总 计282828355通风系统设计5.1通风系统选择回采工作面进风巷与回风巷的布置有U、Z、Y双Z和W等形式。这些形式都是U形的变形，是为了加大工作面长度、增加工作面供风量、改善工作面气候条件，预防采空区漏风和瓦斯涌出等目的而设计出来的。 Z形通风系统要求在采空区维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的瓦斯排至回风道，但采空区巷道的维护量较大；Y形通风系统要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，而且在回采期间始终维护，故采区巷道的掘进和维护费用较大；在相同的地质条件下，W形工作面的供风量要比U、Y形增加一倍，采面产量显著提高，但巷道维护在采空区，漏风大，有效风量率低且易于自然发火；U形后退式具有采空区漏风小的优点，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，影响工作面的安全生产。综上所述本设计采用U形后退式通风系统，另外利用导风设施（导风板、风帘等）或利用采空区的风眼回风等来解决上隅角附近易于积存瓦斯问题。5.2计算风量一、工作面需风1.按瓦斯涌出量计算：qe=6.7m3t10 m3t,Qt=10.85 min 25A=100 m3min5.按风速进行验算：Qaimin=15Sai=1544.2=252 m3minQaimax=240Sai=4032 m3min由以上三式的Qaimax=1989 m3min。二、掘进工作面实际需风量计算1. 按瓦斯涌出量计算：Qbi=100qbiKbi =1000.4651.75 =81.4 m3min2.按局部通风机的吸风量计算：Qbi=QfIi=2001=200 m3min3.按人数计算：Qbi= 4Ni=416=64 m3min4.按炸药量计算：Qbi=25Ai=100 m3min5.按风速进行验算：Qbimin=15Sbi=180m3minQbimax=240Sbi=2880m3min由以上三式的Qbimax=2200=400 m3min。三井下硐室所需风量的计算：变电所需风量：60 m3min绞车房需风量：80 m3min。Qc=140 m3min。四其他巷道所需风量Qdi=600.1512=108 m3min。Qdi=0.256012=180 m3min。Qd=288 m3min。五采区所需总风量计算Qm=（Qai+Qbi+Qci+Qdi）Kt =(1989+400+140+288) 1.15=3240 m3min。5.3分配风量和阻力计算5.3.1通风困难时期的分配风量和阻力计算 摩擦风阻计算：Rfr = 式中，摩擦阻力系数，通过查表取值;L巷道长度，m;U巷道周长，m;S巷道面积，m2。通风阻力计算： hr=RfrQ2 式中，hfr摩擦阻力，Pa。由以上两式求得各巷道的风阻和通风阻力详见下表5-1：表5-1分支长度L面积S周长U（Ns2m4）Q(m3/min)Rfr(Ns2/m8)阻力h（pa）e127012140.0082600.01750.32861111e216012140.00729800.00907422.3837243e316012140.0071100.0090740.03049897e449012140.00728700.02778963.582809e511412140.00728100.00646514.1806889e6162512140.00622500.078993111.083984e719012140.00723600.01077516.6708385e8142412140.00611250.06922224.3359375e9142412140.00611250.06922224.3359375e1019012140.00722500.01077515.1529948e1120012140.00622500.00972213.671875e12450e134012140.008600.0025930.00460905e1418012140.00723600.01020815.7934259e1516012140.00728100.00907419.9027212e165012140.0071800.0028360.02552083e1710612140.00728700.00601213.7546485e1826512140.00730500.01502938.835186e192812140.006800.0013610.00241975e205612140.01331600.00589816.3601523e2118010.813.80.03622500.07098899.8263889e223240最大阻力路线为: e2-e4-e5-e7-e6-e21-e11-e8-e14-e15-e17-e18-e20 Hr=22.3837243+63.582809+14.1806889+16.6708385+111.083984+99.8263889+13.671875+24.3359375+15.7934259+19.9027212+13.7546485+38.835186+16.3601523 =469.809 Pa采区总阻力：h = hr k =469.8091.1 =516.7899 Pa式中，k 考虑局部阻力附加系数，按经验取1.11.15，取1.1。通风网络图如图所示：5.3.2通风容易时期的分配风量和阻力计算表5-2分支长度L面积S周长U（Ns2m4）Q(m3/min)Rfr(Ns2/m8)阻力h（pa）e116012140.0081900.010370.103992e215812140.00730500.00896123.15456e310212140.00727200.00578511.88825e419412140.0073300.0110020.33282e522012140.0071800.0124770.112292e64012140.00625400.0019443.48466e727912140.0072200.0158230.21273e84012140.0071100.0022690.007625e927912140.0072200.0158230.21273e104012140.0081100.0025930.008714e115012140.0071100.0028360.009531e122812140.006800.0013610.00242e1317912140.0074400.0101520.545932e143012140.00825000.0019443.375772e158212140.0074800.004650.29763e169412140.00726800.00533110.63597e175612140.01331600.00589816.36015e183012140.00725000.0017012.9538e194012140.0081100.0025930.008714e2011612140.0083300.0075190.227435e2118010.813.80.03625000.070988123.2425e223240最小阻力路线为: e2-e3-e6-e14-e21-e18-e16-e17-e22 Hr=23.15456+11.88825+3.48466+3.375772+123.2425+2.9538+10.63597+16.36015 =195.0956Pa采区总阻力：h = hr k =195.09561.1 =2