机械毕业设计20采矿通风课程设计

采矿、通风 课程设计 班 级： 05 资源系采矿四班 姓 名： 张迎文 学 号： 0504211161 指导老师： 陈 娟 完成时间： 2008 年 1 月 15 日 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 2 页 目 录 第一章 井田特 征 与要素 .4 1.1 井田 的地质与地形 .4 1.2 井 田储量 .5 1.3 矿井生产能力与服务年限 .7 1.4 矿井工作制度 .7 第二章 井田开拓方式 .8 2.1 矿井井筒 布置原则 .8 2.2 采（盘）区条带的划分与开采程序 .8 2.3 确定矿井开拓方式 .10 第三章 采煤方法 . 10 3.1 采煤方法 的选择 .10 3.2 采（盘）区参数的确定 .11 3.3 采（盘）区巷道布置的确定 .12 3.4 采（盘）区内回采工作面的配置及开采顺序 .15 3.5 回采工艺设计 .17 第四章 矿井通风 .17 4.1 概述 .17 4.2 拟定矿井通风系统 .18 4.3 矿井总风量的计算和分配 .18 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 3 页 4.4 计算阻力及等积孔 .19 4.5 选择矿井通风设备 .21 参考文献 .22 附录 : 综合柱状图 劳动组织图表 工作面主要技术经济指标 掘进工作面主要设备表 矿井 生产系统图 立井多水平上山式开拓图 立井副井井筒施工图 井底车场图 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 4 页 第一章 井田特 征 与要素 1.1井田 的地质与地形 煤系地层为石灰二叠纪，山西统和太原群，井田内 无地质构造，埋藏稳定，均为全部可采煤层，地表一般平坦，无河流等自然地物，井口及工业广场选择不受地形及洪水限制，供电等系统良好 。 煤层赋存状态表： 气温：本区属暖温带大陆性气候。年平均气温 10.7 ， 一月份最冷，平均气温为 4.6C，最低气温为 -19.1C。七月份最热，平均气温为 24.3C， 最高气温可达 40.2 。 降雨量 ：矿区历年平均降雨量为 609.8mm，降雨期主要集中在 7、 8、 9 三个月。历年平均蒸发量为 1885.9mm，最大2831mm，最小 1319mm。蒸发量大于降水量 2 3 倍，因而属于半干旱的大陆性气候。 风向：夏季为东南、冬季为西北。最大风速为 2.8m/s，一般为 1.4 1.7m/s，年平均为 1.7m/s。冻结期为 11 月中旬至次年的 3 月中旬，最大冻土深度为 0.7m。 煤层 赋存 状态 M1 厚（ m） M2 厚（ m） M3 厚（ m） 间距（ m） 间距（ m） 间距（ m） 6 2 1 0 20 煤层倾角 （） 5 煤层容重 (t/m3) 1 41 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 5 页 该区地震烈度最大为 7 度。 煤层顶底板岩石性质： 煤层顶底板岩石性质 M1 层 顶板岩性 伪顶 无 直接顶 泥页岩 9m 老顶 砂岩 4m 底板岩性 灰岩 M2 层 顶板岩性 伪顶 无 直接顶 页岩 1m 老顶 灰岩 19m 底板岩性 灰岩 1.2 井田储量 1) 矿井 的 工业储量 Zg=H L (m1+m2+m3) 式中： Zg- 矿井 工业储量，万 t； H- 矿井 倾斜长度， 2400m； L- 矿井 走向长度， 6000m； - 煤的容重 ， 1.41t/m3； m1- m1 煤层煤的厚度，为 6.2 米； m2- m2 煤层煤的厚度，为 1.0 米； 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 6 页 m3- m3 煤层煤的厚度，为 20 米； Zg=2400 6000 (6.2+1.0+20) 1.41=55226.88 万 t/a Zg1=2400 6000 6.2 1.41=12588.48 万 t Zg2=2400 6000 1.0 1.41=2030.4 万 t Zg3=2400 6000 20 1.41=40608 万 t 2) 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- 矿井 采出率，厚煤层可取 75%，中厚煤层取80%，薄煤层 85% 。 注： 煤层左右边界各有 15m 的边界煤柱，上部留 30m防水煤柱，下部留 30m 护巷煤柱 。 P1=30 2 6000 6.2 1.41+15 2 (2400-30 2) 6.21.41=376.08 万 t P2=30 2 6000 1.0 1.41+15 2 (2400-30 2) 1.01.41=60.66 万 t P3=30 2 6000 20 1.41+15 2 (2400-30 2) 201.41=1213.16 万 t P- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万 t； 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 7 页 ZK1=( Zg1-p1) C 1=(12588.48-376.08) 0.80=9769.92 万 t ZK2=( Zg2-p2) C 2=(2030.4-60.66) 0.85=1674.279 万 t ZK3=( Zg3-p3) C 3=(40608-1213.16) 0.75=29546.13 万 t 1.3 矿井生产能力与服务年限 1) 矿井生产能力选定为 500 万 t/a 2) 矿井 服务年限 T= ZK/A K 式中： T- 矿井 服务年限， a; A- 矿井 生产能力， 150 万 t； ZK- 设计可采储量， 2315.7 万 t； K-储量备用系数，取 1.3。 T1= ZK1/A K=9769.92 万 t/(500 万 t 1.41)=13.86a T2= ZK2/A K=1674.279 万 t/(500 万 t 1.41)=2.37a T3= ZK3/A K=29546.13 万 t/(500 万 t 1.41)=41.91a T= T1+ T2 +T3 = 58.14a ，取 58 年。 1.4 矿井工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范要求，本设计确定： 1、年工作天数为 330 天，每天净提升时间为 16 小时。 2、工作制度： 本工作面采用“四六”制作业形式，三班出煤一班检修，丙班为检修班，其它班组 为出煤班组。 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 8 页 第二章 井田开拓方式 2.1 矿井井筒 布置原则 原则与要求： （ 1）便于工业场地生产系统布置，能避开较大滑坡等地质构造。 （ 2）地面运输、给排水、供电等方便，不受洪涝水患影响。 （ 3）地面布置合理，占用耕地少，农村村民干扰小，环境污染少，有利于环境保护。 （ 4）能充分利用地形地势，土石方工程量小，综合费用少，投资少、见效快、效益好。 （ 5） 工业场地少压煤，尽量靠近乡级公路，便于煤炭运输，场地尽量选择在煤层埋藏较浅、地质构造简单、首采区布置合理的地段。 2.2 采（盘）区条带的划分 与开采程序 1） 由已知条件知：该煤层左右边界各有 15m 的边界煤柱，上部留 30m 防水煤柱，下部留 30m 护巷煤柱，故其煤层倾向共有： 2400-60=2340m 的长度，走向长度6000-30=5970m。地质构造简单，煤层赋存条件较好， 自采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 9 页 燃性 小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进 的综采。又知，一般而言，考虑到 设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为 180 250m，巷道宽度为 4m 4.5m,本采区选取 4.5m，且采区生产能力为 500 万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，最终选定 9 个区段，采用沿空掘巷方式 ,巷道间留较小煤柱，取 5 米，两区段间留有较大煤柱，取 30 米。故工作面长度为： =(2400-30 2-5 4-10 4.5)/9=253 m 2） 采（盘）区开采程序 生产能力为 500 万 t/a,目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。以 m1 煤层为例 ,9 个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序 .。 M1 煤层：区段 1区段 2区段 3区段 4区段 5区段 6区段 7区段 8区段 9 。 (说明 ：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。 ) 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 10 页 2.3 确定矿井开拓方式 立井开拓方式的开掘顺序：首先自地面开凿主井 1，副井2 进入地下；当井筒开凿到第一阶段下部边界开采水平标高时，即开凿井底车场 3、主要运输石门 4，向井田两翼掘进开采水平阶段运输大巷 5，直到采区运输石门位置后，由运输大巷 5开掘运输石门 9 通达煤层；开掘采区下部车场 10，采区下部车场 11，然后，沿煤层自上而下掘进采区运输上山 14 和轨道上山 15。与此同时，自风井 6，回风石门 7，开掘回风大巷 8；向煤层开掘采区回风石门 17、采区上部车场 18、绞车房 16，与采区运输上山 14 及轨道上山 15 相联通。当形成通风回路后，即可自采区上山向采区丙翼掘进第一区段的区段运输平巷 20、区段回风平巷 23，下区段回风平巷 21，当这些巷道掘到采区边界后，即可掘进开切眼 24 形成采煤工作面。安装好机电设备和进行必要的准备工作后，即可开始采煤。 第三章 采煤方法 3.1 采煤方法 采用倾斜长壁后退式综合机械化采煤方法 。 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 11 页 3.2 采（盘）区参数的确定 1) 确定工作面长度 由已知条件知：该煤层左右边界各有 15m的边界煤柱，上部留 30m 防水煤柱，下部留 30m 护巷煤柱， 故其煤层倾向共有： 2400-60=2340m 的长度，走向长度6000-30=5970m。地质构造简单，煤层赋存条件较好， 自燃性 小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进 的综采。又知，一般而言，考虑到 设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为 180 250m，巷道宽度为 4m 4.5m,本采区选取 4.5m，且采区生产能力为 500 万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，最终选定 9 个区段，采用沿空掘巷方式 ,巷道间留较小煤柱，取 5 米，两区段间留有较大煤柱，取 30 米。故工作面长度为： =(2400-30 2-5 4-10 4.5)/9=253 m 2) 确定采区内工作面数目 回采工作面是沿 走向 布置，沿 倾斜 推进，采用 倾斜 长壁法开采。 工作面数目： N=(L-S0)/(l+l0) 式中： L - 煤层倾斜方向长度 (m)； S0 - 采区边界煤柱宽度 (m)； 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 12 页 l - 工作面长度 (m)； l0 - 回采巷道宽度，因采用综采，故 l0取 5(m)。 N=(2400-30 2)/(253+10) =8.9，取 9. 3) 工作面生产能力 Qr = A/T 1.1 式中： A-采区生产能力， 500 万 t/a ； Qr -工作面生产能力，万 t ； T-每年正常工作日， 330 天。 故 ： Qr = A/T 1.1 =500/330 1.1 =16667 t 3.3 采（盘）区巷道布置的确定 1) 确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小， 自燃性 小，直接顶较厚。同时为减少煤柱损失 ，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。 确定采区巷道布置系统， 采区内有 3 层煤，每一层都布置 9 个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较： 方案一：两条岩石上山 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 13 页 在距 m3 煤层底板 15m 处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段 ;平巷不交叉；石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷 采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。 方案二：一煤一岩上山 在距 m3 煤层底板 15m 处岩石中布置一条岩石运输上山，在 m3 煤层中布置另一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷 采区主石门 采区下部车场 轨道上山 中部甩车场 区段轨道集中平巷 区段联络巷道 区段运输平巷 工作面 区段回 风平巷 回风石门 阶段回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 经济技术比较 ： 巷道硐室掘进费用 表 1 方案 方案一 方案二 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 14 页 工程名称 单价 (元 ) 工程量 费用 (万元 ) 单价 (元 ) 工程量 费用 (万元 ) 上山 (m) 1578 1.22400 454.5 1284 24001.2 369.8 联络巷 (m) 1152 1.254.428 60.18 - - - 合计 514.68 - - 369.8 巷道及硐室维护费 2 方案 工程名称 方案一 方案二 单价 (元 ) 工程量 费用 (万元 ) 单价 (元 ) 工程量 费用 (万元 ) 上山 (m) 40 1.2240020 230.4 90 1.2240020 518.4 联络巷 (m) 80 1.254.42820 83.59 - - - 合计 313.99 - - 518.4 费用汇总表 3 方案 总费用 方案一 方案二 掘进 (万元 ) 514.68 369.8 维护 (万元 ) 313.99 518.4 合计 (万 828.67 888.2 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 15 页 元 ) 方案一： 岩石工程量达，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大 。 方案二： 节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 两者费用相差不超过 6%，经济上认为两者相同。 综上所述，选择双岩巷上山 采区联合布置方式。 3.4 采（盘）区内回采工作面的配置及开采顺序 结合回采工作面的采高和煤层特征，对回采工作面采煤和运煤设备进行设备选型。 回采工作面采煤设备：由于 m1 煤层煤质较硬，设计选用MGTY300/700-1.1D 型双滚筒采煤机割煤，采高为 2.2m，电机功率为 700kW。 回采工作面运煤设备：选用 SGZ-830/630 型可弯曲刮板输送机，铺设长度为 200m， 输送能力为 1000t/h， 电机功率为2315kW。 根据回采工作面运煤设备的运输能力，回采工作面运输顺槽运煤设备选用两部 SSJ1000/1602 型可伸缩胶带输送机，带宽为 1000mm， 输送能力为 1000t/h， 电机功率为 1602kW，一部最大输送长度为 1000m。 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 16 页 转载机选用 SZZ880/220 型转载机，电机功率为 220kW。 达到设计生产能力时回采工作面特征。 回采工作面主要设备配备表 设备名称 设备型号 功率 (kW) 单位 数量 备用 双滚筒采煤机 MGTY300/700-1.1D 700 台 1 可弯曲刮板输送机 SGZ-830/630 3152 台 1 刮板转载机 SZZ880/220 220 台 1 可伸缩 胶带输送机 SSJ1000/1602 1602 台 2 液压支架 ZZ4400-16/33 架 130 过渡支架 ZT6000-17/35 架 4 单体液压支柱 DZ28-25/100 根 120 30 型钢梁 HDC-4200 根 50 10 乳化液泵站 WRB-200/31.5 125 台 1 喷雾泵站 MZB-150/100 100 台 1 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 17 页 3.5 回采工艺设计 主要生产工艺为：割煤 移架 推溜 1） 割煤：采煤机端头斜切进刀双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚 筒割底煤，返刀长度为 3035m 。 2） 装运煤：采煤机滚筒将破落的煤炭装入工作面运输机经转载机、皮带输送机拉入煤仓。运输机铲煤板装余煤，支架间浮煤由人工清理到运输机内。 3） 移架：采用本架操作，以采煤机为中心处追机作业，拉架距采煤机后滚筒子 35 架。 4） 采空区处理；采空区采用顶板自行垮落法处理，及时回收两巷的工字钢和钢 筋梯，保证采空区悬顶面积不超过规程规定。 第四章 矿井通风 4.1 概述 本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面，矿井瓦斯相对涌出量平均为 25 m3/t,无煤尘爆炸危险，属不易自燃煤尘。 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 18 页 4.2 拟定矿井通风系统 根据 矿井 开拓方式及采区巷道布置形式，回采工作面巷道由进风顺槽、回采工作面、回风顺槽及尾巷组成，其通风方式为 “一进两回 ”，即 “U+L”的通风方式。 本区共布置四个综掘工作面、四个普掘工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部扇风机供给。 井下爆破材料库及采区变电所采用独立通风。其它硐室均利用主扇负压通风。 4.3 矿井总风量的计算和分配 按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q 总 （ Q 采 Q 掘 Q 硐 +Q 其它 ） K 通 式中： Q 采 采煤工作面 实际需要风量的总和， m3/min; Q 掘 掘进工作面实际需要风量的总和， m3/min; Q 硐 硐室实际需要风量的总和， m3/min; Q 其它 除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和， m3/min。 K 通 通风系数，中央并列式取 1.2； 风 量 分 配 表 单位配风量 总配风量 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 19 页 序号 用风地点 个数 （个） m 3/min m 3/s m 3/min m 3/s 1 回采工作面 2 2280 38 4560 76 2 备用回采面 2 960 16 1920 32 3 综掘面 4 1020 17 4080 68 4 普掘面 4 840 14 3360 56 5 备用掘进面 2 840 14 1680 28 6 爆破材料库 1 180 3 180 3 7 采区变电所 2 120 2 240 4 8 其它 1980 33 1980 33 合 计 18000 300 4.4 计算阻力及等积孔 矿井通风阻力采用下式计算： h=（ LPQ2 /S3 ） +h 局 式中： h矿井通风阻力， mmH2O； 井巷摩擦阻力系数， kg.s2/m4； L井巷长度， m； P井巷净断面周长， m； S井巷净断面积， m2； Q通过井巷的风量， m3/s； h 局 局部阻力， h 局 =15%h mmH2O。 通风容易时期通风阻力计算表 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 20 页 序号 巷道名称 支护形式 P (m) S (m 2) L (m) Q (m 3/s) h (mmH 2O) v （ m/s） 1 风井 砼碹 0.002 20.42 32.5 510 233 32.8 7.17 2 进风 石门 锚喷 0.0008 16.0 15.61 100 117 4.6 7.5 3 M1 煤采区轨道巷 锚喷 0.001 15.6 14.7 180 50 2.2 3.4 4 M1 煤采区轨道巷 锚喷 0.001 15.6 14.7 600 41 5.0 2.8 5 M1 煤采区轨道巷 锚喷 0.001 15.6 14.7 600 36 3.8 2.45 6 进风顺槽 锚杆 0.0015 13.6 10.92 1500 38 33.9 3.1 7 工作面 液压支架 0.0035 14.80 10.0 200 38 15 3.8 8 回风顺槽 锚杆 0.0013 13.2 10.4 1440 32 23.4 2.6 9 M1 煤采区回风巷 锚喷 0.0008 14.8 13.2 240 44 2.4 3.3 10 M1 煤采区回风巷 锚喷 0.0008 14.8 13.2 730 75 21.2 5.7 11 M1 煤采区回风巷 锚喷 0.0008 14.8 13.2 190 78 5.9 5.9 12 回风石门 锚喷 0.0008 16.57 18.87 150 150 6.66 7.95 13 回风立井 砼碹 0.0004 18.85 28.27 480 300 13.6 10.6 14 局阻 15 25.6 15 自然风压 -20 16 合计 176 通风困难时期通风阻力计算表 序号 巷道名称 支护形式 P (m) S (m 2) L (m) Q (m 3/s) h (mmH 2O) v （ m/s） 1 进风井 砼碹 0.002 20.42 32.5 620 233 40.24 7.17 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 21 页 2 进风石门 锚喷 0.0008 16.0 15.61 100 117 4.6 7.5 3 M3 煤采区轨道巷 锚喷 0.001 15.6 14.7 1180 80 37.1 5.44 4 进风顺槽 锚杆 0.0015 13.6 10.92 1500 38 33.9 3.1 5 工作面 液压支架 0.0035 14.80 10.0 200 38 15 3.8 6 回风顺槽 锚杆 0.0013 13.2 10.4 1440 32 23.4 2.6 7 M3 煤采区回风巷 锚喷 0.0008 14.8 13.2 1480 72 36.7 5.46 8 回风石门 锚喷 0.0008 16.57 18.87 40 150 6.66 7.95 9 回风立井 砼碹 0.0004 18.85 28.27 600 300 16.8 10.6 10 局阻 15 32.2 11 自然风压 23 12 合计 270 矿井等积孔采用下式计算： A=0.38Q/h1/2 式中： A等积孔， m2； Q风量， m3/s； h风 压， mmH2O； 则矿井通风容易时期等积孔为：A1=0.38300/1761/2=8.6m2。 矿井通风困难时期等积孔为： A2=0.38300/2701/2=6.9m2。 经过计算，本区前后期通风均为容易小阻力。 4.5 选择矿井通风设备 1) 确定通风机所需的风量和静压 采矿、通风课程设计 (题目四 ) 第 22 页 通风机风量： Q=KLQK=1.1518000/60=345m3/s 通风机需要的风压： 前期： Hsmin=hmin+h=176+20=196mmH2O 后期： Hsmax=hmax+h=270+20=290mmH2O 2) 选择通风机 根据 Hsmax=290mmH2O， Hsmin=196mmH2O 和 Q=345m3/s，确定选用两台 GAF35.5-17-I 型高效轴流式通风机，其中一台工作，一台备用， n=742r/min。采用机械式停车动叶集中同步可调装置进行返风（电动机不反转），本装