课程设计改模版.doc

1采区概况11.1 采区概况11.2采区地质概况11.2.1地质构造11.2.2煤层特征21.2.3煤质21.2.4瓦斯情况及煤的自然21.2.5水文地质22.2采区生产能力及服务年限22.2.1 工作制度22.2.2 循环进度32.2.3循环产量32.2.4日产量32.2.5年产量32.2.6采区服务年限33. 采区巷道布置43.1 采准巷道布置方案43.2 技术经济比较44 采区主要生产系统75 采煤方法及回采工艺85.1 采煤方法85.1.1 工作面长度的确定85.1.2 采高、截深及进刀数的确定85.1.3工作制度85.2 主要设备选型95.2.1 液压支架选型95.2.2 采煤机的选型95.2.3 刮板输送机的选型95.2.4 转载机95.2.5 破碎机105.2.6胶带输送机105.2.7 乳化液泵105.2.8 水泵105.2.9 喷雾泵115.2.10 移动变电站115.2.11 回柱绞车115.2.12 运料绞车115.3 回采工艺115.3.1采煤机的工作方式115.3.2移架方式135.3.3支护方式135.3.4回采工艺136. 巷道断面选择146.1 采区轨道上山146.2 采区运输上山147. 通风与安全167.1 回采工作面所需风量167.2 掘进工作面所需风量177.3 峒室所需风量187.4采区总需风量198. 采区车场及硐室208.1车场形式208.2 调车方式208.3 采区硐室208.3.1 采区变电所208.3.2 绞车房218.3.3 煤仓219. 工作面主要设备表2310.劳动组织表2411.主要技术经济指标2512.采区灾害防治2612.1采区火灾及煤层自然发火的防治措施2612.2 预防煤尘爆炸措施2612.3 预防瓦斯爆炸的措施26结论27致谢281采区概况1.1 采区概况图1-1 采区分布图如上图本采区NW以断层为界，NE以井田边界为界位于井田东北侧。（如图1-1所示）采区上部标高-100m，下部标高-300m。采区走向平均长度1730m，倾斜平均长度为750/cos15=776m。区内共有两层煤，煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为3个月。回风石门布置在-100m标高，运输石门在-300m标高，采区生产能力90万吨。1.2采区地质概况1.2.1地质构造地质构造简单，无断层，无褶曲，煤层顶底板较稳定，煤层倾角平均15，为缓倾斜煤层。1.2.2煤层特征采区内赋存的煤层有中厚煤层m1和m2，煤层无瓦斯突出，顶底板稳定。区内涌水较小，煤层埋藏稳定，构造简单。煤层瓦斯相对涌出量为7m3/t含量小，采区所属矿井属于低瓦斯矿井。煤层具体特征如图1-2所示：图1-2 煤层柱状图1.2.3煤质煤质煤质中硬，容重为1.4t/m3。1.2.4瓦斯情况及煤的自然煤层属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为7m3/t，自燃发火期3个月。1.2.5水文地质该采区煤层涌水较少。2采区储量及服务年限2.1 采区储量1.采区工业储量：Zg=走向长倾斜长煤厚容重 Zg=1730776（2+2）1.4=751.8万t2. 采区境界保护煤柱损失量：P1=776（30+20）（2+2）1.4+（1730-50）（20+20)41.4=59.4万t。3. 采区设计储量：Zs=Zg-P1=751.8-59.4=692.4万t4. 区段保护煤柱量P2=(1730-30-20-30-20)152（2+2）1.4=27.4万t5.采区可采储量:Zk=(Zs-P2)C=(692.4-27.4) 80%=532万t。6. 工作面落煤损失量P3 =(1730-20-30) （776-202-152）1.4（2+2）0.05=33.2万t7.开采损失：P=P1+P2+P3=59.4+27.4+33.2=120万t。(6)采区回采率 采区回采率=100%=（751.8-120）/751.8100%=84.03%区内开采损失主要包括；边界煤柱、护巷煤柱损失、工作面落煤损失等煤柱。根据设计规范，对于厚煤层，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每年为330天，采用“四六”制，每天主要三班采煤，一班检修。每班工作6小时，每日提升为18小时。2.2.2 循环进度各回采工作面开采时循环进尺均为0.8m。2.2.3循环产量循环产量2200.821.40.95=468.16t2.2.4日产量 A0=LNBMrc 式中：工作面单产，t/dL 工作面长度，m N日进刀数 B采煤机截深，m M采高，mr 容重,1.4t/m3 C 工作面的回采率，95%所以，=22060.821.495%=2808.96t/d2.2.5年产量设计年产量为90万t2.2.6采区服务年限 T=Zk/(AK) 式中：Zk采区可采储量，万t；A采区设计生产能力，万t/a；K储量备用系数，取1.4。 T=532/（901.4）=4.2a。3. 采区巷道布置3.1 采准巷道布置方案根据该采区的地质和煤层赋存条件，可提出三种巷道布置方案：方案一：双岩石上山将两条上山都布置在m2煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板15m处，轨道上山布置在运输上山上方5m，即距离m2煤层10m处。 方案二：双煤层上山将两条上山都布置在m2煤层中。方案三：一岩一煤上山将两条上山分别布置在m2煤层的底板和m2煤层中，运输上山布置在距离底板15m处，轨道上山布置在煤层中。3.2 技术经济比较表3-1 掘进费用表方 案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山16587362=1472 2440.000.00736122煤层上山12480.000.007362=147218473692石门11521303+1103=720830.000.001303=39045合计327184137表3-2 维护费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量(m)费用（万元）工程量(m)费用（万元）工程量(m)费用（万元）岩石上山（m）40710162=22720900.000.0071016=1136045.4煤层上山（m）950.000.00710216=2272021671016=11360108甩入石门(元/m)50140162=4480220.000.0014016=224011.2合计112216164.6表3-3 费用总汇表方案费用项目方案一方案二方案三掘进费用（万元）378213306维护费用（万元）112216164.6费用总计(万元)490429470.6表3-4 技术比较表方案一方案二方案三优 点两条上山均布置在岩石中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易安全性高两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易，掘进速度快兼有方案一和二的优点，维护较容易缺 点岩石工程量大，掘进费用高，工期长维护困难，受采掘影响较大，发货期短，易发火，安全性差增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本和维护成本，煤层中安全性差经经济比较，方案二较优，经技术比较方案一较优，考虑到煤层上部岩层为砂页岩不好维护和自然发火等安全性问题，而且经济方面相差不大，最后选择方案一，即选择双岩层上山开采方案。 4 采区主要生产系统（1）运煤系统工作面区段运输平巷溜煤眼运输上山采区煤仓运输石门。（2）运料系统运输石门轨道上山区段回风石门（上部石门甩入车场）上煤层区段回风平巷上煤层工作面。运输石门轨道上山区段回风石门（上部石门甩入车场）下煤层区段回风平巷下煤层工作面。（3）通风系统新鲜风由运输石门轨道上山区段回风石门（中部石门甩入车场）上煤层下区段回风平巷联络巷上煤层一区段运输平巷上煤层工作面；乏风由上煤层工作面上煤层一区段回风平巷区段回风石门（上部石门甩入车场）运输上山回风石门。新鲜风由运输石门轨道上山区段回风石门（中部石门甩入车场）下煤层下区段回风平巷联络巷下煤层一区段运输平巷下煤层工作面；乏风由下煤层工作面下煤层一区段回风平巷区段回风石门（上部石门甩入车场）运输上山回风石门；5 采煤方法及回采工艺5.1 采煤方法本采区共有两层煤，上层煤厚2m，下层煤厚1.5 m，煤层平均倾角为15，根据煤层赋存条件，采用单翼走向长壁采煤法，上区段开采，下区段准备，由上至下顺序开采，采完第一层煤再采第二层。5.1.1 工作面长度的确定 采区倾向长度为776m，采区划分为3个区段，工作面长度为220 m。5.1.2 采高、截深及进刀数的确定上层煤厚约2 m，采煤机一次采全厚，采区设计生产能力90万t/a，可得日产量为2727.27t，如果选择采煤机截深为0.8m，每天进6刀，这样可得综采面日产量为：22060.821.40.95=2808.96t，能够满足设计的日产量，比较合理。5.1.3工作制度本矿井设计工作日为330天，采用“四六”制，即每天三个班采煤，一班检修，采煤班每班采2刀煤。5.2 主要设备选型5.2.1 液压支架选型主要依据工作阻力和支撑高度进行合理选择。 型号：ZY3000/12/28 支撑高度范围：1.2-2.8m 工作阻力：3000kN5.2.2 采煤机的选型主要依据采高和截深，对采煤机进行合理选择。 型号：MG-132/320-WD 截深：800mm 滚筒直径：1250mm 机面高度：1069mm电机功率：325KW5.2.3 刮板输送机的选型主要看刮板输送机的输送能力。型号：SGD630/220设计长度：200m输送能力：450t/h电机功率：2110 KW5.2.4 转载机型号：SGB630/55BS链速：0.42/0.85m/s运输能力：200t/h转载长度：120m5.2.5 破碎机型号：PEY9001060破碎能力：180-280m3/h电机功率：110KW电机功率：110KW5.2.6胶带输送机型号：DSJ80/30/240 带宽：0.8m电机功率：240KW运输能力：300t/h带速：2.5 m/s5.2.7 乳化液泵型号：MRB125/320流量：315L/MIN压力：31.5MPa电机功率：132KW5.2.8 水泵型号：ZBA-6流量；315L/min压力：10MPa电机功率：160KW5.2.9 喷雾泵型号：WPZ320/635.2.10 移动变电站型号：KSGZY-630/65.2.11 回柱绞车型号：JH2-145.2.12 运料绞车型号：JD-125.3 回采工艺5.3.1采煤机的工作方式（1）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。（2）采煤机的割煤方式：双向割煤，端头斜切进刀。进刀过程（图5-1）如下：a 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a所示。b 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b所示。图5-1 采煤机进刀过程c 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c所示。d 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d所示。(3)工艺过程：采煤机由机头斜切进刀移端头溜子移过度架和端头架采煤机反向空驶采煤机割第一刀煤移架推溜采煤机由机尾斜切进刀进行下一个循环。5.3.2移架方式为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，支架移步方式为成组（三架一组）依次顺序式。由于刮板输送机的机头、机尾有变速箱，使排头、排尾的支架落后于中间支架的一个步距，为防止端头空顶漏矸，当采煤机割煤后，排头排尾各三架，采用伸缩梁或护帮板作临时支护，待移输送机后再移架，使工作面梁端保持一致。5.3.3支护方式工作面端头超前支护采用单体液压支柱加铰接顶梁支护。5.3.4回采工艺（1）割煤方式：双向割煤，往返两刀。（2）进刀方式：端部割三角煤斜切进刀，端部长度30m，斜切进刀时间30min左右。（3）移架方式：分组顺序移架。（4）综采工作面工序配合方式：及时支护式，即割煤移架推移输送机。（6）端头支护：采用端头支架支护端头。6. 巷道断面选择6.1 采区轨道上山图6-1 采区轨道上山断面图采区轨道上山采用锚喷支护。6.2 采区运输上山图6-2 采区运输上山断面图考虑到采区运输上山布置在煤层中，并且服务年限较长，采用锚喷支护。巷道高3.6m，宽4.0m。区段运输平巷布置在煤层中，考虑到煤层与空气长期接触，易发生自燃。故平巷支护时，先铺金属网，架工字钢棚，再用木材刹帮，最后喷射混凝土。这样即可以防止煤的自燃，同时还可以防止破碎的煤掉下来伤人或砸坏机械设备。巷道高度3m,运输平巷宽4.5m，回风平巷宽4.3m。7. 通风与安全7.1 回采工作面所需风量（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 qe=qa/A式中 qe相对瓦斯涌出量，m3/t；Qa单位时间内涌入巷道的瓦斯量，m3/d；A单位时间内采掘地区的产煤量，t/d。即 Qai=100qK （m3/min）式中 Qai需要风量，m3/min；q绝对瓦斯涌出量， m3/min；K瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取值为：K=1.5则，绝对瓦斯涌出量 q=qeA/24/6024=72904.72/24/60=13.66m3/min需要风量： Qai=10013.661.5=2048.20m3 /min（2）按工作面气温与风速的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工作面所需风量，m3/min；v工作面合理风速，取 v=1.6m/min；s有效通风断面，取s=8.6 m2；k采煤工作面面长调整系数，取k=1.1则, 工作面配风量： Qai=601.68.61.1=908.16m3/min（3）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27人。4以人数为计算单位的供风标准是对每人每分钟供给4 m3的规定风量；Qai=427=108m3/min（4）按风速进行验算根据规程规定，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：Qai0.25608.6=129m3/minQai4608.6=2064 m3 /min经上述4种方法计算出的回采工作面所需风量，由于通风不能满足工作面瓦斯浓度要求所以需要预先进行瓦斯抽放，抽放50%瓦斯使瓦斯绝对涌出量为6.83 m3 /min。则所需风量为 Qai=1006.831.5=1024.5m3 /min Qai0.25608.6=129m3/min Qai4608.6=2064 m3 /min选择最大值作为每个回采工作面所需风量，即Qai=1024.5m3/min。7.2 掘进工作面所需风量（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，m3/min； qbi该掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，取0.9 m3/min； Kbi该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般可取1.52.0，取2.0Qbi=1000.92.0=180m3/min（2）按局扇的吸风量计算 Qbi=QfiIi式中 Qfi 第i个掘进工作面局扇的吸风量，常用的4、11和28kw的JBT系列局扇每台吸风量分别为100、200和350 m3/min；安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸风量以外，还应保证局扇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、瓦斯积聚； Ii该掘进工作面同时运转的局扇台数，取Ii =2；Qbi=2002=400m3/min（3）按人数计算 Qbi=4Nbi式中 Nbi掘进工作面同时工作的最多人数，取16人；Qbi =416 =64m3/min（4）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：最小风速：Qbi 0.2560Sbi最大风速：Qbi460Sbi式中 Sbi掘进巷道断面面积，14m2； Qbi0.256014 =210m3/min Qbi460Sbi=3360m3/min经上述4种方法计算出的掘进工作面所需风量，选择最大值作为每个掘进工作面所需风量，即Qbi = 400m3/min，所以掘进工作面所需的总风量 Qbi=400m3 /min。7.3 峒室所需风量（1）采区绞车房 Qmo =6080 m3 /min （2）发热量大的机电峒室所需风量Qgc =（ANg）/（60Cpt）m3 /min式中 A 一个kwh的电量变为热量的当量，A=3600kj/（KWh）； Ng 某类峒室中机电设备运转的总功率 ，KW； 该峒室中机电设备运转的发热系数，应从实测中得出，一般可取水泵房的=0.020.04，压气机房的=0.200.23； 60一小时等于六十分钟；空气的密度，一般可取=1.2kg/ m3 ；Cp 空气的定压比热，一般可取Cp =1.0006KJ；t 该峒室回风与进风的温差，t =t1t2；Qgc =（36001600.04）/（601.21.00062）= 160 m3 /min采区峒室及其他设备总需风量：Qgc =160+80=240 m3 /min7.4采区总需风量Q =Qgc+ Qbi+Qai=240+400+1024.5=1664.5m3/min考虑到漏风关系，采区总需风量Qwz =（Qai+Qbi+Qgc+Qdi）kwz式中 Qai各回采工作面和备用工作面所需风量之和； Qbi各掘进工作面所需风量之和；Qgc各峒室所需风量之和； Qdi除上述各用风地点外，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匀等因素，该值应从实测中和统计中求得，一般可取1.21.5；则 Qwz = 1664.51.25= 2080.63m3 /min8. 采区车场及硐室8.1车场形式采区轨道上山上部车场、中部车场、下部车场均为平车场，其中上部车场与中部车场均为逆向平车场，上部车场与上区段回风平巷在同一水平，中部车场与下区段回风平巷在同一水平，下部车场与运输石门在同一水平。8.2 调车方式（1） 上部车场：车场形式为平车场（与上区段回风石门在同一水平），绞车提矿车到平车场的平台，待最后一辆矿车驶过岔道后停车摘钩，由道岔逆向向推入上区段回风石门内供上区段回风顺槽用料，（2） 中部车场：车场形式为平车场（同下区段回风石门在同一水平），绞车提矿车到平车场的平台，待最后一辆矿车驶过岔道后停车摘钩，由道岔逆向向推入下区段回风石门，然后由石门推到下区段回风平巷，再经联络巷到工作面运输顺槽。（3）下部车场：车场形式为平车场（同运输石门在同一水平），从进入上山来看，运输石门中矿车通过平车场道岔后摘钩，经道岔逆向推入平车场，再由下部平车场进入轨道上山挂钩，由绞车上提。反之矿车从轨道上山经水平阶段到达道岔后摘钩，矿车顺向进入平车场，当最后一辆矿车经过道岔后，再逆向进入运输石门。8.3 采区硐室采区主要硐室有采区变电所、绞车房、煤仓。8.3.1 采区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，水平布置。沿倾斜大致在采区的中央。图8-1 采区变电所图8.3.2 绞车房主要是根据绞车的型号及规格、基础尺寸、绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计。其位置选择在围岩稳定、无淋水、地压小和易维护的地点，在满足施工、机械安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量。另外，它与临近的巷道间应有足够的煤柱或岩柱，一般情况下不小于10米，以利于绞车房的维护。该绞车房宽度为4米，高度3.5米，长度5.0米。8.3.3 煤仓在采区煤仓的尺寸确定之前，首先对煤仓的容量进行确定：（1）按采区高峰生产延续时间计算煤仓容量Q 式中： 采区高峰生产能力，t/h；（高峰期的小时产量一般为平均产量的1.5-2.0倍）装车站通过能力，t/h；（一般为平均产量的1.0-1.3倍）采区高峰生产延续时间，t；（综采、普采取1.0-1.5h，胶带运输取1-2h） 不均衡系数，取1.01.2；所以 Q =（1582.0-1581.3）1.51.15 =190.78t（2）按循环产量计算煤仓容量QQ =Q0+Llhr 式中：Q0-防空仓漏风留煤量，一般去5-10t；L工作面长度，m； l截深，m；h采高，m；r煤的容重，1.4t/m3 所以Q =10+2200.821.4 =502.8t由以上计算作为依据，选择煤仓容量为502.8t。由经验R27R1.4=502.8 R=3.63， h7R=25.4，h=26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. 工作面主要设备表表9-1 工作面设备表序号设备名称型号单位数量1液压支架ZY3000-12/28架1522采煤机MG-132/320-WD台13刮板输送机SGD630/220台14转载机SGB630/55BS台15乳化液泵MBR125320台46移动变电站KSGZY630-6台27单体液压支柱DZ35-20/110Q根1528胶带输送机DSJ80/30/240台29破碎机LPS-1000台110水泵ZBA-6台111端头液压支架ZZY3800B/14.5/25架410.劳动组织表表10-1 劳动组织表序号工种班次合计一班二班三班四班1班长111142采煤机司机222283移架工4444164输送机司机222285转载机司机111146泵站工111147胶带司机111148端头维修工6222129清煤工2222810电工2111511维修工1111712验收员1111413小计2419191981编制原则：a、 出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应。b、出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人。c、采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内。11.主要技术经济指标表11-1 主要经济指标表序号项 目单 位指 标1工作面长度m2202采 高m23煤层倾角154煤 容 重t/m31.45工作面回采率%95%6采煤机截深m0.87日 产 量t2808.968日进刀数刀69平均月产量t84268.810回采工效t/工34.68回采工效=采面日产量/采面昼夜出勤工数=2808.96/81=34.68t/工12.采区灾害防治12.1采区火灾及煤层自然发火的防