采煤通风课程设计

PAGEPAGE1目录TOC\o"1-3"\h\u20559第一章井田概述 29216第一节井田概述 28545第三节煤层及煤层特征 330104第四节井田范围与储量 413008第五节矿井生产能力及服务年限 512477第六节矿井工作制度 611436第二章井田开拓 821608第一节开拓方式的选择 821641第二节开采水平井底车场的选择 920573第三节阶段垂高、数目与开采水平 10425第四节三量计算 1529466第五节达到设计生产能力时工作面的配备 1629626第三章采煤方法 161073第一节采煤方法的选择 1610292第二节采（盘）区参数的确定 1722181第三节采盘区巷道布置的确定 1927602第四节采区内回采工作面的配置与开采顺序 2015105第五节回采工艺的设计 214291第六节工作面设备选型 2314138第四章矿井通风与安全 2514221第一节概述 2523203第二节矿井通风方式及系统的选择 2518343第三节矿井总风量的计算与分配 2630327第四节矿井总风压及等积孔的计算 2924159第五节矿井通风设备的选型 291995第六节概算通风费用 3128046第七节矿井安全技术措施 3217887参考文献（资料） 35第一章井田概述第一节井田概述南社煤矿位于孟县南娄镇北上社村村西，属山西省阳泉市南娄镇所管辖。该矿北部邻下曹联营煤矿，南邻中村镇联营煤矿，西邻下曹联营煤矿，东邻秀南煤矿。北矿地处孟县城西南方，相距县城15公里，距阳泉市约40km，距西南寿阳县城48km，距北面河平川约80km，向东泾牛村镇仙人乡可直达河北井陉，石家庄等地交通便利。南社煤矿地处孟县西南部，属低山丘陵地区，矿区范围内冲沟发育，地势北高南低，西高东低，沟向东南，基岩大部分裸露。井田内海拔最高1232.20m，最低1074.0m，相对高差158.20m。该区属于亚干旱温带型，基本特征是气候干燥，冬寒夏热，年降水量为240—880mm,平均降雨量580mm,并集中于7-9月份，占全年降雨量8%，年最高气温42℃，最低-19.1℃，年平均温度为10.7℃，冻结期11月至次年3月，冻土深0.5～0.7m最大风速为24m/s，全年风向、为西北风。第二节井田地质特怔南社井田位于沁水煤田北部尖端，太行山背斜西翼，寿阳向斜东翼，地质构造比较复杂，地层总走向为西-南，倾向西南，倾角大多在30℃以下，大中型断层不多，未发现岩浆侵入，但地层波状起伏，产状变化较大，陷落柱较少。本地区地层属寒武系地层，向上由老到新有奥陶系、石炭系、二叠系及新生界地层，奥陶系石炭岩为本区煤系地层的基础，井田煤系地层为上碳流太原组，厚116.8～151.6m，平均141.7m。含煤三层，分别为12#、13#、15#煤层，矿井水文地质条件简单，矿井充水水源主要为受大气降水补给的基岩风化裂隙水和煤系中，中粗砂岩和薄层石灰岩裂隙岩溶水，地面无河流，地面标高+700～+1100，低中高山地形，基岩裸露，植被较少，不利于地面水入渗，因而矿井漏水量较少。目前矿井总涌水量为200m3/t，含水系数为1.42。主要含水层为太原组三层、石炭岩和山西组、石盘子中的中粗粒砂岩，当这些含水层埋藏较浅，处于风化带范围时，岩溶和裂隙就比较发育，含水就丰富。反之含水较弱，甚至不含水。但因水位较低，在本区大约为+440m左右，抵于井下工程200m，因此，对矿井造不成威胁。第三节煤层及煤层特征根据地质资料显示:南社煤矿有可才煤层三层，总厚度为8.5m，瓦斯相对涌出量为15m3／t,属高瓦斯矿井,各层煤均无爆炸特性,但自燃倾向性高,级别为Ⅰ级,容易自燃,地面冲积层为8.5m煤层最小埋藏深度为8.5m。现将个参数列于下表:主要可采煤层特征表煤层号M1M2M3平均厚度m4.51.92.1煤层间距m127容重t/m31.35煤层结构简单简单简单煤层稳定性稳定稳定稳定原煤灰分%13.5710.529.64原煤水分%1.391.751.56原煤挥发分%7.487.277.54原煤硫分%2.091.321.87原煤发热量（大卡）707573437654煤层顶底板岩层伪顶页岩0.3m无泥砂岩0.3m直接顶砂页岩6m砂岩、页岩6m页岩、砂岩7.7m老顶砂岩6m灰岩6m无底板灰岩砂岩灰岩第四节井田范围与储量根据地质资料显示，该矿井形状似为长方形，倾斜平均长度为1200m，井田面积为8.52平方公里,煤质较好，容重γ=1.35t/m3,该矿长度较长,属大型矿井范畴,因此应采用综合机械化开采。井田内煤层倾角平均为29。属倾斜煤层，地质储量按下式计算：Zd=(S*γ*M/104)×106式中：Zd——地质储量万tS——井田面积km2γ——煤容量t/m3m——煤层平均厚度mZd=8.52×1.35×8.5÷104×106=9776.7万t井田地质储量等于它工业储量,即：Zg=Zd=9776.7万t矿井可采储量按下式计算：Zk=(Zg-P)/C式中：Zk——矿井开采储量万tZg——矿井工业储量万tP——永久煤柱损失万tC——采区回采率%永久煤柱损失包括：工业场地煤柱，矿界煤柱，井筒煤柱，建筑物下、水体下及铁路下煤柱,长期使用的巷道保护煤柱及地质构造复杂不能开采的煤柱损失。永久性煤柱损失按下式计算：P=L*B*H*γ/104式中：P——永久煤柱损失万tL——煤柱长度mB——煤柱宽度mH——煤柱厚度mγ——煤容量t/m31、矿界煤柱损失P1L1=(7100-30)×2+（1200-30）×2=16480mP1=16480×30×8.5×1.35×10-4=567.324万t2、井筒煤柱损失P2本矿采用双斜井开拓，使用大倾角输送机输送，井筒倾角为20°。主、副井筒水平错距45m，两侧个留50m保护煤柱，设两个初期风井和一个后期风井，风井留设100×70m煤柱。P2=36/sin20°×（45+50+50）×8.5×1.35+3×100×70×8.5×1.35=20.027万t3、运输大巷和回风大巷布置于岩层内不留设大巷护巷煤柱4、矿井工业场地布置在井田外，不留设工业广场煤柱。永久煤柱损失为：P=P1+P2=567.324+20.027=587.351万t可采储量计算如下:ZK=(9776.7-587.351)×0.95=8729.88万t根据〈〈煤炭设计规范〉〉中规定工作面采出率不得小于下列数值：薄煤层0.97，中煤层0.95，厚煤层0.93。永久煤柱损失P占矿井工业的百分比:P/Zg×100%=(587.351÷9776.7)×100%=6%符合规程规定第五节矿井生产能力及服务年限根据《煤炭设计规范》规定：大型矿井的服务年限于60a，该井田地质构造良好，开采条件简单，煤层赋存稳定，适宜建一个大型矿井，综合考虑上述因素，确定矿井生产能力为100万t/a矿井服务年限，按下式计算：T=Zk/(A*K)式中：T矿井设计服务年限aA矿井设计生产能力万t/aK储量备用系数（根据我国现场的实践经验，一般为1.2～1.4）T=8729.88/(180×1.2)=40a服务年限T=40a,符合《规程》要求。第六节矿井工作制度根据地质资料显示，各种地质灾害影响较小，产量较高，效益较好，安全较高，该矿年工作日为300天，昼夜净提升时间为14小时，采用“四六”制，三班采煤，一班检修，由于该采用的是两巷两面式开采，因此，工作面开采为平行作业。劳动组织表序号工种班次定员合计一班二班三班1班长22262安全员11133机组司机33394拉架移位22265放顶煤22046泵站员22267电工226108煤溜工776209端头维护6682010下料下液工005511备件工111312清理煤矸440813纪录工111314材料工001115设备管理员001116合计333339105正规循环图表工序顺序班次工序名称每个工序时间/分循环作业时间ⅠⅡⅢ1交接班152安全检查准备153截割20同4出煤205备料206敲帮问顶移前探梁铺顶网上钢带10一7打注顶锚锚索258铺帮网打注帮网259清理扫除15班10检修18011运料345*212铺路345第二章井田开拓第一节开拓方式的选择《煤炭工业设计规范GB50215—2005》规定煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单或表土层虽较厚，属于干旱贫水区，且井筒不需特殊工法施工的缓倾斜、倾斜煤层，宜采用斜井开拓方式。规范》规定：当煤层埋藏深度不超过200m，冲击层厚度不大于20m，地质条件简时，多数采用斜井开拓。该矿井的煤层为倾斜煤层，煤层倾角为29˚，且煤层埋藏深度8.5—600m，煤层最小埋藏深度为8.5米，符合条件要求，为此，初步选用双斜井开拓。井田为长方形且地质条件为理想化，井田地形平坦，井口位置的选择不受地形的限制。因此选用斜井开拓方式且井筒沿井田倾斜方向的位置选择在煤层上方且倾角与煤层的倾角一样为29˚。斜井开拓的选用，应尽量将工业场地布置在煤层露头侧以外，做到不压煤或者少压煤。井筒的倾斜方向与煤层倾斜方向一致且在煤层的上方本设计井田为m1.m2.m3煤层，煤层平均厚度分别为4.5m，1.9m，2.1m。煤层的涌水量为200m3/h，地表平均冲积层厚度为8.5m。瓦斯相对涌出量为15m3/t。井田走向长7.1km，倾向宽1.2km，面积8.35平方公里。整个井田地质条件较好，无大断层与起伏不大的褶曲构造。煤层埋藏特征详见第一章。斜井开拓的优点：1、井筒施工简单，掘进速度快，投资小，工期短；2、井筒装备和地面建筑少，不用大型提升设备，钢材消耗少。3、井底车场线路短，硐室少；4、胶带输送机提升潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减小井下石门长度；5、斜井井口位置可选在井田中心，工业场地布置于井田边界外，因为井底无煤柱，所以井底6、距初期采区近，工程少，生产快；7、主井为斜井，可做安全出口。缺点：1、斜井井筒较长，掘进工程量大；2、井筒维护困难，维护费用高；3、斜井通风线路长，通风阻力大，相应的增大了管路，电缆长度及阻力；第二节开采水平井底车场的选择井底车场在矿井开拓和生产中起着十分重要的作用，他对建井期限、建设费用都有很大影响，因此合理选择井底车场的形式是设计井底车场的首要任务。影响井底车场形式的因素很多民主要应根据地质条件、运输量大小、大巷运输方式、井筒提升方式。主、副井筒与主要运输大巷的相互位置、通风方式及地面生产系统布置等因素决定。本设计矿井生产能力为180万t/a。主井下运输大巷采用三吨底卸式矿车，本矿井地质条件好，煤层起伏不大，选用尽头式井底车场。这种车场的巷道工程量小，施工容易且车场线路布置简单，调车安全方便。本设计采用双斜巷开拓，井底车场位于井筒煤柱之下，不纳入回采范围，距离运输大巷1000m左右，要用石门井底车场和运输大巷连接起来，根据上述选用斜井环行式车场。井底车场通过能力按下式计算：Gg=(n*G*300*14*60*10-4)/[1.15*tag*(1+aw)]式中：Gg——井底车场通过能力万t/aN——每一列矿车的列车数辆取15G——每辆矿车实际载重量t300——矿井年工作日天16——每日工作小时数h60——每小时工作分钟min1.15——运输不均衡系数Aw——矿车矸石系数取0.1Tag——列车进入井底车场的平均时间间隔井底车场调车方式（附图井底车场线路布置图）顶推列车，机车拉重车经①②④⑥停车摘钩，然后机车反向将煤推入卸载站，经④到⑦，列车卸煤后自动滑行至空车线⑦～⑧，机车由⑤③①⑧推上空车驶出车场。Gg=(15*3*300*16*60*10-4)/[1.15*5*(1+0.1)]=202.35万t.考虑到一些因素堆井底车场通过能力的影响，以及为增产留下有一定的余地，计算出的Gg值须满足下列要求：Gg/A≥Kf式中：A—矿井生产能力万t/aKf—井底车场通过能力的富裕系数一般载1.3～1.5Gg/A=15*3*300*16*符合设计规范要求，因而该井底车场选择合理。第三节阶段垂高、数目与开采水平1、阶段垂高、数目的设计该矿井的煤层为倾斜煤层，煤层倾角为29˚，且煤层埋藏深度8.5—600m，煤层最小埋藏深度为8.5米，因此采煤工作面和采区上山布置采用自溜运输，借助煤炭自身重力下滑，但下滑煤尘飞扬，不利于通风安全，且斜长过大时，又不便于设备和材料的运输，也不利于斜巷维护，因此区段垂高应尽量减小，根据矿井生产能力以及矿井服务年限计算其相应的垂直高为70米。根据矿井日产量以及班出煤量计算得出该矿井应分为9个阶段，由于煤层倾角为29°，属倾斜煤层。《手册》要求：对于倾斜煤层盘区巷道布置尽量简单。由于本设计两层煤间距较小，采用联合布置。由于矿井走向太长宜分区开采，为了与准备班进度相匹配，初步设计采区数目为四个，分别为：Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ。采区的开采顺序为：Ⅰ～Ⅱ～Ⅲ～Ⅳ。采区依次开采到本井田的Ⅳ采区。2、开采水平的设计根据本矿井煤层赋存特征，该矿为倾斜煤层，其倾斜长度不很大，为此本井田根据煤层底板的起伏变化，沿井田倾向把井田划分为一个水平。该水平的延伸方向同井田走向一致。本井田设一个水平，因此水平储量及服务年限分别与矿井储量和服务年限相等。本设计矿井可采煤层共有三层，M1、M2、M3。M1与M2层间距为12m，M2与M3层间距为7m。由于煤层间距较小应使用联合布置、集中运输，虽然M1煤层距运输大巷比较远，由运输大巷进入M1煤层所需联络巷较长，但相对于分层开采经济效益要好。运输大巷布置在+620m标高，回风大巷布置在与运输大巷水平错距10m的+220水平；第一阶段设在+100m标高开采M3煤层，在M3煤层快采完前井筒延伸到第二水平+350m，开采M2煤层，接着采M1煤层。3、井筒形式.位置.装备及矿井通风方式：本井田范围地势高低不平，沟谷纵横，只在井田的东北边界处有一块平地，且在此有铁路专用线适宜布置工业广场。其优点：1）、本井田东北部地形平坦，有铁路专用线和公路。2）、此处有村庄，便于供电、水。3）、矿井采出的煤可以直接用火车运往外地。4）、此处附近有市.县所办的各种大小型企业，材料的运进方便。5）、工业广场布置于此，使村庄煤柱和工业广场煤柱合二为一，减少了煤柱的损失量。4、主副斜井的选择设计为了综合考虑各种条件，主副斜井布置在井田东北部，从此处引入铁路与石太线连接。主副斜井个一个，主斜井内安装钢丝绳胶带输送机，担负全矿井的煤炭提升任务。另外，还铺设轨道，用于检修设备，还有电缆，水管等设备；副斜井内铺设单轨，以提升矸石，下放材料，设备及人员。本方案实行对角式通风，主副井进风，专用风井回风，回风井共三个，均为立井，初期两个，后期一个。各井筒特征见下表名称井口标高井底标高长度倾角地面标高用途经距纬距主斜井+760+58062829°10105096580提煤副斜井+760+61054429°10110096510提矸、下料通风、行人初期回风井1+766+62213690°10000095560初期回风初期回风井2+790+63016090°10094094870初期回风后期回风井3+810+63018090°9940093550后期回风采区划分及开采顺序应采用同一方案。综合考虑开拓，采煤、通风、运输等条件，提出下列井田开拓方案：Ⅰ方案：双斜井单水平联合式开拓Ⅱ方案：斜井双水平分区式开拓为了使本矿的开拓方案在技术上最合理，在经济上最可行，根据矿井开采设计的要求，需要将两种方案进行详细比较。现将各种方按设计内容分析如下：Ⅰ方案：斜井单水平分区式开拓优点：只有一个开采水平，生产比较集中，便于管理。投产后井筒不需要延伸，不会因水平延伸而影响生产。只布置一个井底车场，井底车场工程量小，井底车场内的设备少，中央泵房、变电所均只有一个，设备费用低。缺点：开采上层M1煤层因煤层间距大巷较远，需较长的岩石联络巷，开采费用增加。开采水平较深。增加了建井工程量，延长了建井工期，增加了初次投资费用。开采水平深，增加了M1煤层的运输费用。Ⅱ：斜井双水平分区式开拓优点：煤层距大巷近，联络巷短，开采费用低，M1煤层提升费用较低，减少了矿井建设初期投资，建井速度快，可早投资，早出煤。缺点：生产比较分散，不好管理。投产后井筒需开拓延伸，可能会因水平延伸而影响矿井生产。需开拓两个井底车场，井底车场工程量大，两个井底车场占用设备多，设备费用高，增大了投资费用。井田布置上山盘区数目多，且倾斜长度较大，在目前技术上难以开采。由上面比较可知，Ⅰ方案比分层开采方案少布置一套大巷，多掘一部分盘区联络巷，少布置一套井底车场，所消耗的费用底。Ⅱ方案所需设备多，提升费用低，综合考虑两方案优缺点，结合本矿具体条件，宜选用Ⅰ方案，即双斜井单水平联采式开拓。Ⅰ方案水平特征表如下：水平名称位置标高服务年限面积矿井水平数占全矿井服务年限+620水平+620m40年14.35km21100%5、水平巷道的设计水平巷道的布置方式有两种，一种是在煤层中布置，另一种是在岩层中布置。1）水平大巷布置在煤层中优点：容易施工，掘进速度快，掘进费用低，能进一步补充矿井地质勘探条件。缺点：1、巷道受采动的影响，维护困难，维护费用高；2、大巷两要留30～40米以上的保护煤柱，煤柱损失多；3、大巷受煤层方向变化的影响，弯道多，不利于运输。如将巷道取直，则挑顶卧底工程大施工比较困难。2）水平大巷布置在地板岩石中优点：1)维护条件好，生产期间维护费用低；2)不受煤层起伏变化的影响，巷道能保持一定的方向和坡度，易于掌握工程量；3)少留煤柱或不留煤柱，减少了煤柱损失，提高了回收率；4)便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。缺点：岩石掘进工程量大，设备多，速度慢，费用高。由以上比较可知，水平大巷布置在煤层.岩层中个有利弊，结合本矿实际情况，煤层厚度大，两层煤间距小，服务年限长，因此宜选用岩石运输大巷。将运输大巷布置在+620m水平，以3%的坡度掘进。回风大巷与运输大巷水平错距10m，垂直距离400m，布置在+220m标高的煤层地板岩石中。运输大巷内铺设双轨线路，用以运送煤炭.矸石.材料及设备，还要进风行人。断面采用半圆拱形，巷道净断面12.2㎡，掘进断面16.3㎡，用粗料石砌璇，拱壁厚350mm，内铺设轨距600mm的双轨线路，两侧分别架设电缆.水管等。第四节三量计算一、开拓煤量开拓煤量是指井田范围内已掘进的开拓巷道所圈定的尚未采出的可采储量。ZK=(ZKd-ZS-PK)×C式中：ZK——开拓煤量ZKd——计算范围内的地质储量ZS——地质损失PK——开拓煤量可采期内不能采出的煤量C——盘区回采率ZK=〔1550×888+2000×888-888×（5+82）×2〕×（2.3×1.43×80%+5.0×1.44×95%）×10-4=2407.6638开拓煤量可采期TK=ZK=2407.6638/120=20符合《手册》规定的3～5年以上。二、准备煤量准备煤量是指在开拓煤量范围内已完成开采所必须的采区运输巷道，采区回风巷道，采区上山，区段石门及采区车场等掘进工程所圈定的可采储量，本设计矿井准备煤量ZZ=〔1550×888+2000×888-888×（5+82）×2〕×2.3×1.43×80%×10-4=721.6准备煤量可采期TZ=ZZ/Aη=721.6/120=6符合《手册》规定的1年以上的要求。三、回采煤量回采煤量是准备煤量范围内已为采煤巷道所圈定的可采煤量。Zh=∑Zhd×Ch式中：Zh—回采煤量Ch—采煤工作面回采率Zhd—以被采煤巷道所包围而尚未采出的煤量Zh=(130×731+130×959)×2.3×1.43×95%×10-4×2=137.3万t回采煤量可采期Th=Zh/a=(137.3/120)×2=13.7符合《手册》规定的6个月以上的要求。第五节达到设计生产能力时工作面的配备根据《煤炭工业设计规范》要求，矿井建成移产生产时标准为：井上、井下个生产系统基本建成，能生产，三量达到采期标准。工作面长度达到设计长度的5%。本设计矿井采用走向长壁高档机械化采煤法采煤，矿井达到设计产量时需同时配备八个高档工作面进行生产，每个工作面生产能力为40万t/a，如上掘进出煤（按回采工作面产量的10%计算），则每个采区的生产能力为80万t。另外，为了保证回采工作面正常接替，使整个矿井保持连续稳定生产。在每个盘区内需设两个煤巷掘进头，另外还需要设两个岩巷掘进头，以保证盘区之间正常接替。此外，由于本盘区地质情况交好，因而不需要设备用工作面。第三章采煤方法第一节采煤方法的选择采煤是煤矿生产的核心，采煤方法选择适当与否，直接影响到矿井的效率，效益安全以及资源回收。为此，设计必须结合矿井具体条件，经过充分论证、分析，选择符合矿井实际情况的先进的采煤方法、采煤工艺。该矿井煤系地质为石炭二叠纪、山西统和太原统，井田内无地质构造，埋藏稳定，均为全部开采煤层，又属于大型矿井。所以本设计建议三层煤均采用综合机械化开采的采煤工艺。《设计规范》要求：盘区采煤方法应满足1）煤炭资源损失少，采用正规采煤方法；2）安全及劳动条件好；3）尽量采用机械化采煤，达到工作面高产高效高回收；4）材料消耗少，生产成本低；5）便于生产管理。目前常用的采煤方法为壁式采煤法，它分为走向长壁采煤法和倾斜长壁采煤法，依据本设计要求，可选择倾斜走向长壁采煤法。优点：1）系统简单，回采率高；2）工作面可连续向前推进，效率高；3）采用综合机械化采煤时，简化了工作面的支护及采空区的处理工作；工作面管理比较方便，通风亦比较容易解决。缺点：此类采煤法支护工作面及采空区处理工作较复杂。第二节采（盘）区参数的确定采用倾斜走向长壁采煤法开采时，区段斜长等于工作面加上区段平巷和区段煤柱的宽度。合理的工作面长度应能为实现工作面高产高效提供有利条件。在一定的范围内增加工作面长度能够获得较高的产量并能够提高效率，降低成本。同时，加大工作面长度，还可以相对减少区段数目，减少巷道的掘进量和维护量。但是工作面过长，会导致工作面开采推进速度降低，反而不利于实现高产稳产，影响技术经济效益。因此，工作面长度有一合理的范围。综合机械化采煤工作面的长度，一般应在150~200m,每个工作面长度尽可能保持一致。工作面长度的确定因素：1）影响工作面长度的因素：a.煤层赋存条件；b.机械装备及技术管理水平；c.巷道布置；d.工作面连续推进方向合理长度。工作面长度为：工作面长度为L=采区回采率的计算方法：采区内实际采出煤量与可采储量之比称为采区回采率。工作面内实际采出煤里量

与工作面储量之比称为工作面回采率。 采区回采率（％）＝×１００ 回采率的有关规定： 根据《煤炭工业技术政策》规定采区回采率：薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80%，厚煤层不低于75%。 采区煤柱尺寸： 保护煤柱合理尺寸的确定，取决于煤层所承受的压力大小和煤柱本身的强度。通常煤层埋藏深，厚度大。围岩软时煤柱承受的压力就越大。A、采区上﹝下﹞沿走向一侧宽度。 薄及中厚煤层：20m 厚煤层：30～40m B、区段一侧煤柱宽度。 薄及中厚煤层：8～15m 厚煤层：15～20m C、主要运输大巷，总回风大巷沿煤层布置，上下每一侧煤柱宽度：近水平煤层不小于40 m 缓斜煤层：25～40m 挺斜煤层；25～40m 急斜煤层：15～25m D、相邻采区之间隔离煤柱宽度一般为10m. E、断层煤柱尺寸应根据断层落差，含水性等具体情况而定。落差大，含水量丰富的断层一侧留设30～50m煤柱；落差小的一侧可留10～15m煤柱；再小可以不留煤柱。 工作面走向长度为7100-40-（50+50+45）=6915m. 回采率= =95%. 可确定区段数目为9个。 第三节采盘区巷道布置的确定根据上节已确定的采煤方法，并且本煤层属厚煤层，适合本盘区的巷道布置方式有以下两种：煤层群单层采区准备方式和煤层群采区联合布置。 A、煤层群单层采区准备方式：采区石门贯穿的各煤层均布置采区上山装车站和车场。即分煤层各布置采区。采区石门贯穿若干采区。单一薄及中厚煤层采区准备教简单，要解决的主要问题是：合理确定采区走向长度，沿煤层合理布置上山，合理划分区段及选折采区车场形式等。 B、煤层群采区联合布置准备方式：开采近距离煤层群时，如果采用单层布置采区巷道在技术上，经济上不合理，可把相距较近几个煤层联合在一起，设置一部分共用的采区巷道﹙如共用上山，采区车场，区段集中巷；区段石门和采区硐室等﹚来进行开采，可减少工程量并能获得较好的经济效益。采﹙盘﹚区巷道联合布置是从20世纪60年代发展起来的一项改革实践证明，采﹙盘﹚区巷道联合布置具有以下优点；1）生产集中。多煤层联合准备的采区可以布置较多的工作面同时生产，有利于提高工效。 2）改善巷道维护条件，减少维护费用。联合布置比单层减少了巷道工程量和维护费用。 3）改善运输条件，简化矿井的运输系统。联合布置比单层布置减少了运输环节，简化了运输系统，提高了运输的可靠性。 4）提高采出率，减少煤炭损失。 综上考虑可以选折联合布置。 采区车场是采区上﹙下﹚山与运输大巷，回风大巷或区段平巷联结处的一组巷道和硐室的总称，其主要作用是在采区内运输方式改变或过渡地区完成转载工作，采区车场设计应与采区运输方式和生产能力相适应，必须保证车场调车简单，安全方便，并尽可能提高机械化自动化水平和工作效率，减少工程量。 采区上部和中部车场选折及为重要，本采道上部车场选折顺向平车场，其优点是不会跑车，操作安全。中部车场采用石门式甩车场，下部车场采用煤层顶板绕道，和轨道上山配合。 第四节采区内回采工作面的配置与开采顺序 一、采区生产能力的确定：采区生产能力要与采区的储量相适应，使采区具有相应的服务年限，按照掘进先行，以掘保采，采掘并举的原则，避免开采强度过大，确保采区正常接替。 采区生产能力计算公式为： 式中：AB采区生产能力，万t/a;Z采区可采储量，万t;Tn采区服务年限，年； C采区回采率，%；该采区可采储量为： =1700×120×4.5×1.35×0.95=123.93万t由此可计算出二、确定工作面的数目及其配置 采煤工作面的年推进度，综采工作面可达2000~2500m或以上。 采煤工作面单产计算：按照确定的工作面长度；选取工作面进度以及采高计算A=LL1MrC式中：A工作面日产量，t/d;L工作面长度，m;L1每次采高厚度，m;r煤的视密度，t/m3;C工作面回采率，t/m3;其中，工作面日进度还必须考虑工作制度（本题选用“四六”制作业）截深（m）、进刀时间等影响因素。L=2M=8.2m,所以可推算出:;由此可得出一个工作面年产量Aa=300A=300×5886.675=176.6万t/a加上掘进煤量可以达到设计生产能力，所以可以拟订布置一个工作面，即实现“一井一面”它符合当今现代化矿井发展趋势。第五节回采工艺的设计由已知条件可知，该采区内无地质构造，埋藏深度等稳定，均为可采煤层。总体来说井田赋存状态。地质构造等良好，可以布置大功率。高效能和可靠性好的综采设备，有利于产量的进一步提高。1、设备选型：根据《煤炭工业设计》规范所提供的设备参考组合，本题可选用工作面设备技术特征表设备名称设备型号制造厂家液压支架ZZ4000/17/35平阳厂采煤机MG300-W鸡西厂刮板输送机SGZ-730/320W西北厂伸缩胶带输送机SDJ-150西北厂2、分析工作面的设备的选型，从而确定工作面布置，支架布置规格，顶板管理方法及措施；棕采工作面“三机”选型。综采装备选型的重点是工作面“三机”选型。其中，液压支架是核心，而液压支架选型实质是研究支架与围岩相互作用关系。从而选择合适的设备。综采工作面主要技术指标序号项目单位数量备注1采高m4.512推进长度m8.23煤层倾角(°)294工作面长度m127.55煤的容重Kg/m31.356工业储量万t9777.677采出率%958截深m0.69日产量t600010装机容量kw3067.511作业制度“三八”制12日循环数个813回采工效t/工43.48第六节工作面设备选型一、液压支架选型1）选型原则支架选型应便支护强度与采面矿压相适应，支架结构与煤层赋存条件相适应，支护断面与通风要求相适应，液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。2）选型依据对支架进行选型，首先必须将所选关系采面的煤层、顶底板及采盘区的地质条件全面查清、探明，然后编出综采采区，综采工作面地质说明书。3）选型内容选择支架时，要确定下述内容：支架类型，如支撑式或掩护式，后者包括短托梁掩护式，长托梁柱支撑掩护式、长托梁支顶梁掩护式和支撑掩护式等；支柱根数，支护阻力，支架结构高度；最大和最小高度；顶梁和底座的结构形式；尺寸及其相对位置；对防滑、防倒、防转；防片帮调架、移架、端面维护等装置的要求；操作方式；阀组性能等。二、采煤机选型采煤机械选型的原则通常是符合煤层赋存条件，满足生产能力的要求，以及与刮板输送机和液压支架的匹配要求。综采工作面生产能力主要取决于采煤机落煤能力（即工作面最大生产能力）它与采煤机最大割煤牵引速度、无故障割煤时间；最大截深、最大高度，煤的容重有关。无故障割煤时间取决于综采成套设备的可靠性、煤层赋存条件、回采工艺及作业方式等。而设备可靠性在很大程度上决定于装机功率和机械的性能。三、刮板输送机选型选择采面刮板输送机的主要原则是保证采面落煤生产能力。因此，选择采面输送机、装载机和胶带输送机等都应以采面最大生产能力乘以1.2的系数作为基础。选择工作刮板输送机可参考下列经验：1、结构形式：一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲自移式刮板输送机。其输送量应与采煤机最大生产能力相适应。2、要根据链子负荷情况决定链子数目结合煤质硬度选择链子结构形式。3、输送机溜槽的结构，一般应选择开底式。4、在传动装置布置方式，电动机台数和铺设长度方面，综采工作面刮板输送机通常采用多电机驱动，一般2～4台，应优先采用双电机双机头驱动方式。5．为了配合滚筒采煤机自开切口，应优先选用短机头和机尾，但机头架和机尾中极的升角不宜过大，以减少通过压链快的耗能。工作面液压支架主要技术特征一览表型式放煤形式高度宽度中心距初撑力工作阻力支撑掩护式插板式放顶煤插板式1.7～2.81.4～1.61.539504020采煤机主要技术特征一览表采高坚固系数煤层倾角截深滚筒直径牵引方式牵引力牵引速度(m)(kg/cm2)(°)(mm)(m)(m/min)2.1～3.6F≤3≤356001.6、1.8无链4630～5.2工作面刮板输送机主要技术特征一览表型式设计长度出厂长度运输能力链速（m/s）（m）（m）（t/h）SGZ-764/4002001509001.1SGZ-764/3202001509000.93第四章矿井通风与安全第一节概述矿井通风是依据通风动力将定量新鲜空气沿通风线路不断地输入井下，以满足回采工作面，掘进工作面，机电硐室，火药库以及其它用风地点的需要，同时将污浊空气不断地排除地面的过程。其基本任务是供给矿井新鲜的风量，足以冲淡，排除井下有毒有害气体，使爆炸性气体和粉尘降到允许浓度之下，保证井下风质和成分符合卫生标准，以达到保证井下安全生产的需要。本设计井田走向长度7.1KM，倾向宽1.2KM，煤层倾角29°，其中可采煤层三层，分别为M1层、M2层、M3层，其厚度分别为4.5m、1.9m和2.1m。煤平均瓦斯涌出量为15m3/t，为高瓦斯煤层，需进行瓦斯抽放；（本矿井设计生产能力为（），服务年限为（）年，采用双斜井单水平分区式开拓，上（下）山布置，走向长壁采煤法，高档普采回采工艺。同时生产的盘区数目为两个，首采盘区为ΙΠ盘区，各盘区内布置两个工作面回采，由于地质条件好，不设备用工作面。第二节矿井通风方式及系统的选择一、《设计手册》要求，选择矿井通风方式及通风系统应注意以下几点：1、应有利于加快矿井建设速度，经济书经济合理，生产安全。 2、风井标高应在最高洪水位之上，进风井口需避免污染空气进入，距有害气源不得小于500米。3、通风系统简单，风流完整，易于管理。4、使专用通风巷道的树木最少，风路最短，井巷工程最小。5、需符合采区通风及掘进的要求，满足防止瓦斯，火灾，矿尘，水及高温对矿井通风系统的要求，还要有利于水平式后期通风及系统的发展。为此，结合本矿井开拓和采煤方法，选用分区式负压通风。主，副斜井进风，两翼专用风井回风。抽出式风机设在进风井口，这种布置方式风路较短，阻力较小，采空区漏风小，安全性较好，工业广场无噪音影响。但初次投资较长，生产分散不宜管理。二、回采工作面回风路线：新鲜风流→主副斜井→井底车场→输入石门→运输大巷→材料斜巷→盘区上部车场→盘区运输，轨道下山→区段运输顺槽→回采工作面→区段轨道顺槽→瓦斯尾巷→盘区回风下山→回风斜巷→回风大巷→回风石门→出风口→地面。井下火药库要独立通风，其线路为：井底车场→运输石门→火药库→回风大巷→回风石门→回风井→地面。井下绞车房需供新鲜风流，独立通风。水泵房、中央变电所由于发热不大，故不需要进行独立通风，采用自然通风。第三节矿井总风量的计算与分配一、总风量的计算Q=（采+掘+硐+其它）*K漏式中：Q——矿井总风量，采——采煤工作面所需风量之和，掘——掘进工作面所需风量之和，硐——所有独立通风硐室所需风量之和，其它——其它行人、维护巷所需风量之和，1、Q采的确定：按瓦斯涌出量计算：式中：Q采——工作面所需风量，1——回采工作面允许瓦斯浓度为1%以下，C——瓦斯尾巷允许瓦斯的最高浓度C=2k——瓦斯尾巷风量占回采面回风巷风量，取0.3K沼——工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.3采用邻近层瓦斯抽放后，煤层瓦斯涌出量为：15×(1-80%)=3m3/t所以取工作面风量为200，按工作面人数计算：Q采=4NK=4×138×1.25=690m3/t4——每个人每分钟供风标准，N——工作面同时工作最多人数K——风量备用系数，取1.25所以取回采工作面所需风量为7002、Q掘的确定本矿掘进通风选用JBT-61型风扇为煤巷掘进服务，功率为150千瓦，技术风量为170～280。岩巷掘进选用30KW局扇,技术风量为500。由于本矿设两个岩巷掘进头，四个煤巷掘进头同时掘进来满足生产的正常进行，所以掘=225×2+500×2=15003、Q硐的确定《规程》规定，井下绞车房必须单独通风，按绞车滚筒直径大小供风，本社机绞车D≤1.2m，结合生产实践选D绞=80。对于上述配电室和绞车房供风量有关数据，分别计算作为确定硐室总风量的基础，而对一些不属于单独供风硐室，只作为对硐室分风的参考。查《手册》选如下数据：Q采变=60，Q消防库=60，Q中央泵房=90，Q中央变电所=90由于本矿井设计绞车房一个，配电室一个，所以硐=3004、Q其它的确定由于开采的具体因素各异，对分别计算中的Q其它的供风量应具体确定，本矿为大型瓦斯机械化程度高的矿井按（采+掘+其它）的5%风量来配风，故本矿井取其他为2205、总风量的计算：Q总=（采+掘+硐+其它）*K漏=（690+1500+300+220）×1.15=3116.56、回采工作面风量校核（以风速校对）：《规程》规定，回采工作面风速在0.25～4m/s之间。V==690÷（60×10.5）=1.14m/s式中：Q——回采工作面风量S——回采工作面断面V——工作面风速，m/s0.25<1.14<4符合《规程》要求。第四节矿井总风压及等积孔的计算一、计算原则《通风》要求，如果矿井服务年限较长，只需计算前15~25年达产的通风容易和通风困难时期的和。计算风阻的一般公式：=式中：L——井巷长度，m——井巷周边长，mS——井巷净断面积，Q——分配给井巷的风量，——井巷摩擦阻力系数274.85经计算：和详见图表Ⅰ从表中可知=274.85和=562.73通风容易、困难两时期的总风阻和总等积孔如下式计算：==274.85×1.15÷88.372=0.0404==562.73×1.2÷88.372=0.0865式中1.15、1.2是考虑风路上局部阻力所取的系数。==4.047m2==5.921m2所以，本矿井所确定的通风系统比较合理，属小阻力矿井，通风容易。第五节矿井通风设备的选型矿井通风设备的选择包括主扇和电动机的选择，顺先选扇风机，后选电机。一、选择主扇：对于抽出式主扇，通风容易和困难时期的静风压分别为：=274.85-100=174.85Pa=562.73+100=662.73Pa式中，100为自然风压。因为外漏风，所以通过主扇的风量必大于矿井总风量。对于抽出式主扇，用下式计算扇风机风量：出风井无提升任务，取1.05=1.0588.37=92.79m3/s因为是分量式通风，两风井同时抽出，所以=。因此，可确定抽出式主扇在通风容易和困难时期的两个工况点：容易时期（0.47，46.40）困难时期（0.85,46.40）据风扇机的两个工况点查扇风机的个体特性曲线，选扇风机为：62A14—11/V024型。其转速为600r/min，叶片数为8片，叶片安装角，困难时期为25°,容易时期为20°。效率在70%～85%之间，每个风井各选两台，一台正常运行，一台备用。主扇风压特性曲线见附图所示。按通风容易，困难两时期分别计算所需轴功率，，其计算公式如下：取困难和容易时期（静压效率）相等，为0.95，故：==式中为风硐风压，一般取20mm柱。可选一台电动机，其困难时期功率为：=46.40×858.73×10-3÷0.85=46.88KW根据通风容易、困难两时期电动机功率均小于400KW，故宜选用一台较大功率的异步电动机，其输入，输出功率分别为：式中：——电动机输出功率KW——传动系数，直接传动，取0.95则=46.88÷0.95=49.34KW式中：——电机效率，取0.95=1.1×49.34÷0.95=57.13KW电动机技术特征表如下：型号额定容易额定电压转速JS116—Z70KW6KV600r/min第六节概算通风费用一、主扇运转年耗电量计算公式：式中：N——电动机额定功率KW——主扇电动机效率0.95——变压器效率0.80——电线的输电效率0.95——电动机传动效率0.95=70×24×365×2÷(2×0.95×0.80×0.95×0.95)=894007.9KWh/a二、全矿总局扇年耗电量=(4×11+2×18)×365×24÷(2×0.95×0.80×0.95×0.95)=638577.07KWh/a三、全矿井总电量=894007.9+638577.07=1532584.97KWh/a四、吨煤耗电量=1532584.97÷1.2×106=1.277KWh/t五、吨煤通风电费式中：——每度电电费取0.5元/度=1.277×0.5=0.64元/t六、吨煤通风成本：除上述每吨煤的通风电力费用外，还要统计一年的下列费用，然后折算出吨煤费用。1）通风设备的折旧费和维护费。折旧费一般是用通风设备的服务年限去除购置费、运输费和安装费的总和。2）专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费。这项折旧费是用这些井巷的服务年限去除建