鹤壁三矿毕业设计.doc

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1、第二章 采区地质概况一、采区位置一三采区位于鹤壁三矿一水平，开采二1煤层，采区北以-100m水平为界，东以F1断层为界，南以-180m水平为界，西以11勘探线为界。走向长1150m，倾斜长650m。地面无需保护物，临近采空区对本采区无影响，井底车场位于采区西侧。二、地质构造东邻F1断层，需留设20m的防水煤柱三、煤层及顶底板性质采区内开采二1煤层，平均厚度10.5m，倾角10O，走向45O，倾向135O，采区绝对瓦斯涌出量1.2m3/min（掘）及1.8 m3/min（采），煤层无自然发火。煤层顶板：直接顶为3.2m的页岩，基本顶为5.3m的砂岩。四、采区的瓦斯煤尘情况煤尘无爆炸性第三章 采区

2、储量与生产能力一、采区储量采区的工业储量ZG=1150*650*10.5*1.4=10 988 250t=1098万t采区的可采储量ZK=（ZG-P）*C=（1098-133.18）*75%=724万t二、采区生产能力确定采区生产能力 nAB=k1 k2 Aoi=1.1*1*221=243万t i=1式中AB采区生产能力，万t/aAoi第i个采煤工作面产量，万t/an同时生产的采煤工作面个数k1采区掘进出煤系数，取1.1k2工作面之间出煤影响系数，n=2时取0.95，n=3时取0.9一个采煤工作面的产量AO= LvOmrCo式中L采煤工作面长度，mvO工作面推进度 ，m/am煤层厚度,mr煤的

3、体积密度t/m3Co采煤工作面采区率, % AO=150*10.5*1.4*93%*1050= 221万t三、服务年限 T=ZK/AK式中 ZK采区可采储量 T采区设计服务年限，a； A采区设计生产能力，万吨/a； K储量备用系数，一般取1.3-1.5。 故 T=724/200*1.3=2.8a 煤层地质储量万t损失量可采储量万t回采率合计煤柱（万t）厚度损失（万吨）落煤损失（万吨）名称数量名称数量开采二1煤层1098.8 133.18小计133.18小计7.2872475其中区段煤柱13.5上山煤柱19.1隔离煤柱57.3其他煤柱16.9第第四章 采区方案设计一，采煤方法的选择 该采区平均煤

4、厚10.5米，煤层倾角10，直接顶伟3.2米的页岩，基本顶为5.3米的砂岩。煤层无自然发火期，正常涌水量100m3/h，采区绝对瓦斯涌出量1.2m?/min（掘）及1.8m?/min。 经初步分析，可采用以下方法：1. 后煤层倾斜分层走向长壁采煤法2. 倾斜长壁综采放顶煤一次采全厚3. 走向长壁综采放顶煤一次采全厚方案比较：1. 煤厚为10.5米，可分为3-5层，巷道布置复杂，行人比较困难，现有的采煤工作面设备都是按走向长壁工作面的开采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面的生产要求；根据走向长可布置5个分带，每2-3个分带布置一个煤仓与大巷联系，大巷装车点较多；特别是当同时开采的工作面

5、数目较多时，相邻分带之间的大巷运输干扰较大，存在污风下行的问题2. 综采放顶煤走向长壁采煤法回采巷道掘进量及维护量少，工作面设备少，采区运输，通风系统简单，生产集中。因煤质中硬，工作面运输平巷及回风巷维护没有那么困难。 经过全面考虑，综合分析： 选用走向长壁综采放顶煤一次采全厚二 采区巷道布置一，1.采区形式本采区走向长1150米，倾斜长650米，煤层平均厚度10.5米，采用综合机械化采煤工艺，所以采用单翼布置，以便减少工作面搬家次数。2.采区上下山数目及位置本采区只有一层可采煤层，煤厚10.5米，且瓦斯涌出量较小，无需专门布置回风上山，故采用两条上山。一条运输上山，用作运煤和回风 一条轨道上

6、山，用作进风和行人 根据采区煤层赋存稳定，采区地质构造简单的条件，采区上山可提出两种方案： 第一方案：采区上山联合布置 两条岩石上山布置在煤层底板，轨道上山距煤层8米，运输上山距煤层10米，上山布置在底板中，位于采区左翼，通过石门与煤层联系。两条上山间距20米。第二方案：采区上山联合布置 其中一条呢布置在采区左翼的煤层中，另一条布置在煤层底板岩层中，距离煤层10米，煤层上山为运输上山，岩石上山为轨道上山。3，区段平巷 区段平巷为采煤工作面服务，满足运输，通风，排水的需要，故区段平巷沿煤层底板布置，在实际生产中，由于采区涌水量为100m?/h，为排水需要，在掘进平巷时以3-5的坡度掘进。 一方案

7、：采区上山联合布置两条岩石上山在煤层底板，轨道上山距煤层8m，运输上山距煤层10m，上山布置在底板中，位于采区左翼，通过石门与煤层联系。两条上山间距20m。第二方案：采区上山联合布置其中一条布置在采区左翼的煤层中，另一条布置在煤层底板岩层中，距煤层10m。煤层上山为运输上山，岩石上山为轨道上山。第一方案第二方案工程量大较小巷道维护工程量小工程量大费用少费用高通过比较，选用双岩上山，取第一方案3、区段平巷区段平巷为采煤工作面服务，满足运输、通风、排水的需要，故区段平巷沿煤层底板布置，在实际生产中，由于采区用水量为100mh，为排水需要，在掘进平巷时以35的坡度掘进。区段运输平巷一般采用带式输送机

8、运煤。为保证输送机的正常运行和发挥设备效能，运输平巷在布置上可以有一定的坡度变化，但要求在一台输送机的长度范围内必须保持直线方向。区段回风平巷中一般铺设轨道，采用矿车或平板车送材料、设备。轨道平巷在布置上允许有一定的弯曲，但要求巷道要按一定的流水坡度施工。同时，为了便于平巷与采煤工作面的联接，要求两条区段平巷都必须布置在所开采煤层的层位上，而且尽量保持相互平行，以便形成等长工作面，为采煤工作面创造优越的开采技术条件。在生产实际中，由于受到地质条件的影响，煤层往往有较大的起伏变化，运输平巷和回风平巷在布置上往往不容易满足上述要求。要根据煤层走向变化情况和平巷运输设备的特点，采取直线式、折现-弧线

9、式或双弧线式等布置形式。经考虑，本采区的区段采用双直线式布置。两条区段平巷均按中线掘进，在平面上两条巷道呈平行直线状，在剖面上则有起伏变化。由于区段运输平巷和区段回风平巷均布置成直线巷道，能基本上保持工作的长度不变，便于组成生产和发挥机械效能，有利于综合机械化采煤。区段运输平巷可以铺设长距离带式运输机减少运输设备占用台数和煤炭转载次数。但由于巷道有一定的起伏，在巷道低洼处需设小水泵排水，在轨道平巷需设小绞车解决材料设备的运输问题。双直线布置只适用在煤层起伏变化不大的稳定煤层中。4、区段平巷的布置方式当煤层瓦斯含量不大，煤层埋藏稳定，涌水量不大，一般采用单巷布置。单巷布置的区段平巷在掘进时，只要

10、加强掘进通风，减少风筒漏风，掘进长度一般可达1000m以上。综合机械化采煤单巷布置时，区段平巷运输平巷内的一侧需设置转载机和带式输送机，另一侧设置泵站及移动变电站等电气设备，因而巷道断面较大，一般达12m以上；区段回风平巷也因工作面产量大、通风量大、其断面也较大，与运输平巷断面基本相同或略小。如图所示5、区段间护巷用区段与区段之间留设煤柱的方法来维护区段平巷，既使得区段平巷处于固定支承压力影响范围内，又造成煤炭采出率低。为了避开或削弱固定支承压力的影响，改善巷道维护状态，减少煤炭损失，可采用无煤柱护巷，即沿空留巷或沿空掘巷。沿空掘巷是在上区段采煤工作面回采结束后，经过一段时间待在采空区上覆岩层

11、移动基本稳定之后，沿上区运输平巷采空区冒落边缘，掘进下区段工作面的区段回风平巷。根据煤层赋存情况，地质条件及采取的措施不同，沿空掘巷又分为完全沿空掘巷和留小煤墙沿空掘巷。沿空掘巷的位置应避开固定支承压力影响较大的区域，并且要求在采空区上覆岩层垮落之后才能开始掘进。沿采空区掘进巷道时，要尽量减少掘进时的空顶面积，适当缩小放炮进度，减少炮眼个数和装药量，加大巷道支架密度，并用木板或荆条刹好顶帮，以防采空区矸石窜入巷道，防止冒顶事故。本采区区段间采用留窄小煤柱2-3米沿空掘巷。6、采煤工作面布置形式本采区为综放工作面，采用单工作面布置。推进方向为后退式开采采煤工作面长度为150m，采高3m，放顶煤7

12、.5m，采放比例为1：2.5。采煤区布置4个区段。区段斜长158m，区段平巷巷宽为4m区段间采用留设2-3m小煤墙沿空掘巷。7、巷道掘进方式本采区布置在岩层的有两条上山布置在煤层中的有两条区段平巷。因此，次采区只有全煤巷和全岩巷。（1） 岩巷掘进 岩巷掘进采用掘进机法，选用RH-25型掘进机掘进，然后用锚杆支护。（2） 煤巷掘进煤巷掘进采用掘进机法，选用EL-90型掘进机，采用锚喷支护。（3） 两掘进机参数： RH-25型单轴抗压强度 70MP巷道角度 19装机功率 175KW质量 25t装机机构形式 纵轴式行走方式 履带式EL-90型单轴抗压强度 40MP巷道角度 0装机功率 130KW质量

13、 18t装机机构形式 纵轴式行走方式 履带式（4）主要用局扇压入式通风（4） 掘进速度岩巷掘进速度为120m月煤巷掘进速度为300m月在高产高效工作面中，由于割煤较快，为了使生产能够接替，至少要有两个掘进头同时掘进。采掘比例达到1：2，符合以采促掘，以掘保采的原则。（5） 工程量及工程时间工程名称工程量施工天数岩巷650X2325煤巷6300630 （二）开采顺序本采区只有一个工作面同时开采，且采用后退式开采（三）采区车场形式1、采区上部平车场 采区上部平车场是将采区绞车房布置在阶段回风水平，采区轨道上山以一段水平巷道与区段回风平巷（或石门）联结，并在这水平巷道内布置车场调车线和存车线。由于采

14、区两条上山均布置在岩石中，故可采用平车场。矿车经轨道上山提至平车场的平台摘钩后，提车方向与出车方向相同的为顺向平车场。顺向平车场的优点：车辆运行顺当，调车方便。2、采区中部车场联结采区上山和区段下部平巷的一组巷道称为采区中部车场。采区中部车场一般为甩车场，中部车场按甩入地点的不同，可分为平巷式、石门式和绕道式三种。由于上山布置在煤层底板中，上山与煤层间需要石门联系，故选用石门式中部车场。（3）采区下部车场采区下部车场是采区上山与阶段运输大巷相联结的一组巷道和硐室的总称。采区下部车场通常设置有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站的地点不同，可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形

15、式。按轨道上山的绕道位置不同，可分为顶板绕道式和地板绕道式。煤层倾角为10，小于12，上山通常提前下扎，并在大巷底板逐步变平，围岩条件较好，可采用底板绕道式下部车场。（四）采区硐室1、采区煤仓确定采区煤仓容量可参考以下公式计算：采区高峰生产延续时间内，保证采区连续生产。Q=(AGAj)tGKG=（1230.39-1066.468）X1.5X1.2=295t式中AG采区高峰生产能力， 为平均产量的1.52.0倍，t/h Aj装车站通过能力，为平均产量的1.52.0倍，t/h 为平均产量的1.02.3倍，t/hTG采区高峰生产连续时间， 机采取1.01.5hKb运输不均匀系数 机采取1.151.2

16、0采区容量为300t，采用垂直煤仓，圆形断面，利用率高。煤仓直径设计4m，高度为20m。2、采区绞车房绞车房布置在采区最上端。净宽3000mm，净高2700mm，净长4000mm，半圆拱形。选用JT800X600-30绞车房用不燃性性材料支护，并用C15混凝土铺底。由于硐室的跨度和高度较大，故用直墙半圆拱形碹。3、采区变电所由于本采区斜长较小，故将采区变电所放在靠近下部车场的位置。采区变电所长度5m，高3.8m，宽3.6m，为圆拱形。支护采用拱形料石砌碹，并涂上沥青。第五章 采煤工艺一、落煤、进刀方式、割煤方式1、落煤因为煤厚10.5m，且赋存状况好，煤尘无爆炸性，煤层无自然发火，故采用综采放

17、顶煤开采。综放主要具有以下有点：(1) 放顶煤工作面单产高。(2) 放顶煤工作面效率高。(3) 放顶煤工作面成本低。(4) 放顶煤开采巷道掘进量小。(5) 放顶煤工作面搬家次数少。(6) 放顶煤开采对地质构造、煤层构造、煤层厚度变化适应性强。2、进刀方式斜切进刀3、割煤方式采用双向割煤，往返两刀，两刀一放，循环进度为1.2m。剩余浮煤用人工清理到刮板输送机。二、支护、顶板管理及采空区处理1、支护根据配套选型，液压支架为ZFD5400-17/32主要技术参数如下：支撑高度 1.7-3.2m中心距 1.5m工作阻力 5400N初称力 2436KN支护强度 0.763MPa倾角4502、顶板管理及采

18、空区处理由于煤层无自然发火，可采用全部垮落法处理顶板三、综采工艺1、顶煤主要工艺过程（1）割煤采用MXA-300/3.5型双滚筒采煤机，沿着工作面全长割煤，在工作面的两端采用割三角煤进刀方式，截深0.6m，采高3m，(2)移架(3)推移前部输送机（4）推移后部输送机（5）放顶煤 （6）推移后部输送机（7）清理浮煤（8）交接班准备2、放顶步距L=（0.150.21）h=（0.150.21）*10=（1.52.1）m其中L-放煤步距h-放煤口距煤层顶板距离3、放煤方式采用多轮顺序放煤多轮顺序放煤是将工作面分成2-3段，每个段内同时开启相邻的两个放煤口，每次放出1/3到1/2的煤，按顺序循环放煤，将

19、该段的顶煤全部放完，然后进行下一段的放煤，或者各段同时进行。多轮顺序放煤的优点：可减少煤中混矸，提高顶煤回收率。4、端头放煤利用带有高位放煤口的端头支架，实现端头及上下的放顶煤，可减少煤炭损失。四、生产技术管理1、循环方式 浅截深多循环（1）循环进度 两刀一循环，循环进度为1.2m （2）昼夜循环次数 3次（3）月正规循环率 月正规循环率=162/180*100%=90%2、作业形式三采一准3、劳动组织本工作面采用综采放顶煤采煤方法，采用分段接力追机作业。这种作业形式在工作面除少数专业工种外，采放工每2-3人一组，工作面共计6组，每小组负责25m范围内的采放工作，每完成本段工作后，再追机进行另

20、一段的采放工作，形成几个小组接力前进的工作过程，该作业形式避免了在工作时间内出现了闲忙不均的现象，可充分利用工时，遇到突发事件，可集中人员进行处理，4、工序安排5、技术经济指标序号项目单位数量1采煤工作面走向长m10502采煤工作面倾斜长m1503煤层平均厚度m10.54煤层倾角（0）105采出率%936采煤方法综采放顶煤7顶板管理方法全部垮落法8日循环数个69进度循环进度m1.2日进量m/d3.610日出勤人数人18211回采工效t/工82第六章 采区采区生产系统一、 采区运输（煤、矸石、材料、人员）1、 运煤系统 采煤系统工作面采出的煤炭自运输平巷9，经区段溜煤眼15、运输上山3到采区煤仓

21、5，在运输大巷1中装车运出采区到井底车场，经主井提升至地面。2、 运料排矸系统采煤工作面所需设备自采区下部车场7，经轨道上山4 ，经采区上部车场13进入区段回风平巷10送到采煤工作面。掘进工作面所需设备材料，由轨道上山4，区段石门运到掘进工作面。掘进工作面所出的煤和少量的矸石，用矿车从区段石门经轨道上山运到下部车场7，由运输大巷1运出。二、 采区通风1、 采区通风系统新鲜风流：地面副井井底车场运输大巷1轨道上山4采区中部车场区段运输平巷采煤工作面。污风：采煤工作面区段回风平巷回风大巷掘进工作面运输上山3采区上部车场回风大巷。掘进工作面通风由布置在轨道上山中的局部通风机供给。采区变电所和绞车房所

22、需的新鲜风流由轨道上山供给，利用调节风窗控制风量。2、 采区通风系统总供风量采区所需风量按以下方法计算，并取其中最大值。（一） 按采区同时工作的最大人数计算 Q采区=4NK =4X50X1.1 =220m3/min式中 Q采区采区总风量，m3/min N采区同时工作的最多人数，人 4没人每分钟供风标准，m3/min K矿井通风系数，包括采区内部漏风和分配不均匀等因素，k取1.1。（二）、按采煤、掘进、硐室等处实际风量计算 1、采煤工作面需风量的计算 采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。（1） 按瓦斯涌出量计算Q采=100 Q瓦Q瓦 =100X1.8X1.6 =288m3/m

23、in 式中 Q采采煤工作面需要风量，m3/min Q瓦采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min K瓦采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。（2） 按工作人员数量计算 Q采=4n采 =4X40 =160式中 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min n采采煤工作面同时工作的最多人数。（6） 按风速验算 按最低风速算各个各采煤工作面的最小风量Q采60X0.25 S采=60 X 0.25 X 12=180 m3/min按最高风速算各个采煤工作面的最小风量Q采60X4S采=60X4X12=2880 m3/min3、掘进工作面所需风量煤巷、半煤巷和岩巷掘

24、进工作面的需风量，应按以下因素计算，去其最大值。（1）、按瓦斯涌出量计算 Q采=100 Q掘Q掘 =100*1.2*2 =240 m3/min 式中Q掘掘进工作面实际风量，m3/min Q瓦掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min K掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量不均与的备用风量系数，机掘取2.0。（2）、按局部通风机吸风量计算：Q掘= Q通I K通 =250*1.2*1 =300 m3/min式中 Q通掘进工作面局扇额定风量，m3/min I同时运转的局扇台数，台 K通防止局扇吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.3，进风巷中午瓦斯涌出取1.2JBT-61(14KW)额定风量为250 m3/mi

25、n（3） 按工作人员数量计算Q掘=4n掘 =4*5 =20 m3/min。n掘掘进工作面同时工作的最多人数，人（4）、按风速计算岩巷掘进工作面的风量应满足60*0.15* S掘Q掘60*4* S掘60*0.15* 12Q掘60*4* 12108Q掘2880煤巷掘进工作面的风量应满足60*0.25* S掘Q掘60*4* S掘60*0.25* 12Q掘60*4* 12180Q掘28803、 硐室所需风量（1）、井下爆炸材料库Q硐=40v60 =40*12060=8 m3/min式中Q硐爆破材料库供风量v爆破材料库总容积（2）、机电硐室 Q硐=150 m3/min（3）、采区变电所 Q采变=60m3/min（4）、总风量计算按采煤、掘进独立通风硐室及其他地点实际需风量的总和计算Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q掘）*K=（288+300+218）*1.1=887m3/min