XX集团XX矿业公司XX井的＋900水平北翼一采区设计 毕业设计书.doc

摘 要本设计为xx集团xx矿业公司xx井的900水平北翼一采区设计。本采区走向长度为400550m，倾向长度为430m，煤层平均倾角为20，采区内有1层煤可采，且均为厚煤层，煤层平均厚度为4.0m。本采区内地质储量115.2万吨，可采储量为93.5万吨，服务年限为2a。煤的工业牌号为气煤及长焰煤。采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化放顶煤采煤，采空区处理方法为全部垮落法。关键词 ：可采储量 服务年限 综合机械化 abstractthe design for the xx xx xx well group mineral company the + 900 level north wing design of mining area. the mining district of length 400 550m, inclined length is 430m, the average coal seam dip angle is 20 , mining area there are 1 layers of coal mining, and are thick coal seam, the average coal seam thickness of 4.0m. the mining area geological reserves 1152000 tons, recoverable reserves of 935000 tons, length of service for 2a. industrial grade coal for coal and long flame coal. mining method for to long wall mining, mining technology for fully mechanized top coal caving mining, mined area treatment method for fully caving method.key words: recoverable reserves service comprehensive mechanization 第1章 矿井概况及采区特征1.1 概况1.1.1矿井概况一、矿井名称和隶属关系1、矿井名称xxxxxx集团xx矿业有限公司于2004年6月30日由xx集团出资4000万元购并原xx县煤矿后组建而成，为省属国有企业。2、隶属关系xx矿业有限公司xx井现隶属xxxxxxx集团有限公司下属二级单位。二、矿井生产能力和开拓部署1、矿井生产能力xx矿业有限公司xx井于1993年8月16日建井，1998年9月1日建成投产，设计生产能力6万吨/年，核定生产能力6万吨/年。2004年由xx矿业集团出资购并，通过矿井技术改造，核定生产能力为60万吨/年。2、开拓部署矿井为斜井立井多水平分区开拓系统，该矿现有一对主、副斜井，采用斜井多水平分区式开拓，主斜井担负进风、提升兼做安全出口；副斜井担负进风、运人、下料等兼做安全出口；立风井回风。一水平标高1250m，二水平标高1100m，三水平标高900m。井筒倾角25，斜长735m，井口间距40m。三、矿井目前生产状况2006年对主井提升系统进行了进一步改造，更换为大倾角强力皮带运输，矿井生产能力大幅提高。该井采用斜井多水平分区开拓方式。矿井自2004年底开始进行技术改造，改变原有的炮采采煤工艺为综合机械化综采放顶煤工艺。矿井生产地区现主要为+900m水平南北翼采区，在该区分两翼进行工作面布置，现正在南翼采区生产。1.1.2采区概况一、采区名称和所在位置本设计的采区是张纪井900水平北翼一采区，900水平北翼一采区位于井田北部，+900水平北翼二采区左翼，采区上下部均为煤层实体，其东部边界以+1100水平二采区为界，南部以df5断层为界，北以+900水平北翼二采区为界，西以+900水平运输大巷为界。二、采区走向和倾斜长度，面积大小+900水平北翼一采区走向长度在400550m，倾向长430m。采区面积为215000m2。采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱以及采区边界煤柱、断层煤柱等。按其作用和性质为护巷煤柱。采区煤柱留设如下：在采区边界留设20m煤柱，相邻工作面留设15m煤柱。三、采区地表情况+900水平北翼一采区地面相对位置为xx公路东部，xx镇东南部，地表大部分为耕地和林地，小部分为村庄。四、临近采区开采情况+900水平北翼一采区东部为+1100水平二采区的225xx工作面（正准备），西部为+900水平运输大巷，北部为+900水平北翼二采区（未准备），本采区的315xx工作面预计2013年初开始回采。表1 采区位置及井上下关系水平名称+900水平采区名称北翼一采区地面标高()1410井下标高()9101062地面相对位置xx公路东部回采对地面设施的影响 地表大部分为耕地及林地，少部分为村庄，回采后对地表影响较小井下位置与相邻关系 +900水平北翼一采区东部为+1100水平二采区的225xx工作面（正准备），西部为+900水平运输大巷，北部为+900水平北翼二采区（未准备），本采区的315xx工作面预计2013年初开始回采。走向长度()400550倾斜长度()430面积(2)2150001.2 采区地质特征1.2.1 构造特征一、基底地层井田内分布的煤系基底地层，有太古界红旗营子群及元古界化德群，主要由片麻岩、变质砾岩及板岩组成。二、煤系地层含煤地层为中生界侏罗系中上统土城子组，由岩性及岩相组合分为上、中、下三段。上段及中段含煤性较差或不含煤，下段地层在全井田发育，具有东北薄西南厚的变化趋势，厚78256m，平均182m。依据含煤情况，岩性组合特征在井田内分东北、西南两个小区，分界线大致4勘探线和f6断层为界。东北小区含煤地层主要由灰白、灰、灰黑色、粗细相间的碎屑岩和煤层组成，含煤526层，煤系多以极薄层及煤线的形式出现，仅底部发育的5#煤层，在井田内有部分可采煤层，但厚度变化较大。西南小区未见可采煤层，以煤线居多。煤系上覆层为新生界第四系，为风积、增洪积作用而成的砾质粘土、砂砾等，厚度变化受地形控制，东薄西厚，厚度0.342m，平均为18m。三、地质构造区内为单斜构造，走向近南北，倾向西，倾角20左右，根据2006年xx省地质局物测地质队地震x队测量组的地震勘探测量工作报告，有f6、f7两断层分别从井田及南部边界穿过。无褶曲分布、火成岩侵入、岩溶塌陷现象等。f6断层位于井田西南部45勘探线之间，走向北东、北西，倾向南，倾角58，为逆断层，断距约350m左右，该断层的活动是造成井田内东北、西南两小区的岩相和含煤差异的主要因素，同时也是影响开采的主要因素。 另外，在900水平北翼二采区，有两条小断层，其中一条落差近7m的正断层，对31503工作面的回采产生较大影响。表2 采区断层情况表构造名称走向（）倾向（）倾角()性质落差()对回采的影响程度df1110819865正断层7影响较大df815024062正断层5有一定影响据以往地质资料及现有井巷工程揭露，现未发现规模较大的断层及褶曲构造，只有微小的褶曲和少量的小型正断层发育。因此，采区地质构造复杂程度属于简单类型。1.2.2水文地质特征依据各含水层与主要可采煤层的关系，采区内的直接充水含水层为煤系下段砂岩、砾岩含水层，其它均为间接充水含水层。本矿井处于第四系掩盖下的隐伏煤田内，煤系含水层和第四系含水层富水性均较弱，迳流循环条件较差，另外区内构造简单，因此，矿床水文类型为水文地质条件简单的裂隙充水矿床，即二类一型。1.3 煤层及顶底板特征1.3.1可采煤层特征据钻孔和矿井巷道揭露，位于土城子组下段底部的5#煤层为本区的主要可采煤层。煤层厚度2.2-4.8m，平均4.0m，煤厚变化较大，变异系数为0.71。富煤带沿7勘探线及4-5勘探线展布，在6勘探线存在分岔变薄条带。在本采区内普遍含1层夹矸，夹矸厚度0.02-0.66m，平均0.3m，属于结构简单中等的薄中厚厚煤层。5#煤层的工艺性能特征为：原煤发热量（qgr.d）28.26mj/kg，精煤发热量32.11mj/kg，商品煤灰份（ad）9.82%24.63%、平均值 17.5%，硫份（st）2.50-3.35%、平均值2.89%。挥发分析出率（vr）32.8%。粘结性中等，结焦性弱，结渣性中等，富焦油，不易磨，低腐值酸，对co2的反应性较差，煤类东部为长焰煤，西部为气煤。表3 煤层情况表煤层厚度()2.24.8煤层结构1.8(0.3)1.9煤层倾角()628开采煤层5煤层煤 种气煤或长焰煤稳定程度不稳定煤层情况描述 煤层走向近似南北，倾角平均20，根据掘进巷道揭露：煤层赋存不稳定，厚度变化较大，有夹矸。另根据河北省地质局物探队三维地震勘探报告资料提供，采区内有两条正断层。2008年瓦斯鉴定结果为：瓦斯相对涌出量0.407m3/t，绝对涌出量0.378m3/min，二氧化碳相对涌出量3.7m3/t，绝对涌出量3.341 m3/min，属低沼气矿井。自然发火期12个月, 煤层自燃等级为级，有煤尘爆炸危险，爆炸指数 38.2% 。煤层含水较少,对开采基本无影响,煤质较硬,容重1.34t/m3。气煤可用于炼焦配煤，长焰煤可作动力用煤，也可作气化用煤和民用煤。表4影响回采的其他地质情况表瓦斯相对涌出量0.4073t，绝对涌出量0.3783min，加强通风管理预防瓦斯积聚二氧化碳相对涌出量3.73t，绝对涌出量3.3413min，需加强通风管理煤尘 有爆炸危险性，爆炸指数38.2，产尘点需喷雾降尘煤的自然 属二类自然发火煤，有自然倾向性，采后及时密闭采空区，防止向采空区漏风地温 1214地 压 稳定无冲击现象普氏硬度（）煤层夹矸直接顶（抗压强度）直接底（抗压强度）1.51.30.5mpa0.4mpa 1.3.2煤层顶底板特征一、煤层顶底板情况本矿井主采5#煤层，其直接顶岩性主要为粉砂岩、砂岩，泥质结构，钙质胶结，半坚硬断口层次状，含植物化石；直接底岩性为泥岩，灰黑色，岩性致密，较坚硬，滑面发育滑感，断口呈平坦状。二、根据同煤层相似工作面经验值，预计本工作面矿压参数。 依据900水平南翼采区矿压参数，预计本采区矿压参数。 表5 预计本采区矿压参数序 号项 目单 位同煤层实例本采区预计1顶底板条件直接顶厚度5.85.8老顶厚度4.24.2直接底厚度6.16.12直接顶初次垮落步距101310153初次来压来压步距15201521最大平均支护强度kn2400450最大平均顶底板移近量90120来压显现程度不明显明显4周期来压来压步距10151016最大平均支护强度kn2360400最大平均顶底板移近量4560来压显现程度不明显明显5平时最大平均支护强度kn2300350最大平均顶底板移近量30406直接顶悬顶情况15107直接顶类型类228基本顶级别级9巷道超前影响范围1015图1 地层综合柱状图第2章 采区储量、生产能力和服务年限2.1 采区储量2.1.1采区总储量该采区可采煤层一层，为煤系地层底部的5#煤层，厚度平均4.0m，属薄-中厚-厚煤层，走向长度为400550m，倾向长度为430m，采区面积为215000m2，总储量115.2万吨。2.1.2 采区煤炭损失一、煤柱损失该采区共留设三条保护煤柱，煤炭损失量为：面积煤厚煤的容重 损275004.01.34 147400二、工作面损失工作面煤炭损失主要为回采率损失，煤炭损失量为：可采储量工业储量回采率 可100500093 9346502.1.3采区可采储量本采区共布置3个回采工作面，最小走向长度400m，最大走向长度550m，平均走向长度500m，工作面倾斜长度平均为125m，煤层厚度平均4.0m，煤的容重1.34t/m3，得采区可采储量为93.5万吨，采区回采率为81%。2.2 采区生产能力和服务年限2.2.1采区的生产能力采区生产能力是采区内同时生产的回采工作面和掘进工作面的产量的总和。影响采区生产能力的因素有煤层赋存状况和地质构造，采区类型，矿井生产能力，采区正常接替和准备时间，掘、运、通风的装备水平及设备能力等。采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度，工作面长度和推进度。一、回采工作面生产能力依据公式： ao=lvomco式中 l-采煤工作面长度mvo-工作面年推进度m/am-煤层厚度或采高m-煤的密度t/m3co-工作面采出率a01252.4271241.3493%48.5万t/a。所以工作面生产能力：a0= 48.5万t/a二、采区生产能力依据公式： ab=na0bk式中 ab采区生产能力 万t/an采区同时生产的工作面个数n=1a0每个工作面的生产能力 万t/ab掘进出煤率 取1.05-1.1k工作面不均衡系数（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1，两个工作面取0.92，三个工作面取0.9）ab=148.51.10.9=48万t/a三、采区生产能力验算为确保采区生产能力，要求采区上山运输设备的小时能力为：an1.25ab/27即ab11.2an，t/d an运输设备的设计能力，取200t/h； 1.25产量不均衡系数； 27昼夜工作小时，即两班出煤，每班工作7小时； 运转不连续性，采用输送机时为0.7-0.8 4811.20.7200 即481568四、采区通风能力采区的生产能力应和通风能力相适应。根据矿井瓦斯等级，进回风上山数目、断面和允许的最大风速，验算通风允许的最大采区生产能力为：ab60vs/q,t/d式中：v巷道允许的最大风速，m/s; s进风或回风巷道净断面，m2; q日产一吨煤所需的风量（m3/min）,低瓦斯等级为1.25；ab6067.2/1.25 即43.62073.6该采区首采工作面（31501工作面）安排了一个炮掘队和一个综掘队分别掘进工作面的上下顺槽，由于在采区上下顺槽与900水平皮带、轨道上山地质条件的影响（两巷各150m为无煤区），施工需掘进岩巷工程300m。首采面（315xx工作面）整体达产时间在2010年1月份。2.2.2采区服务年限.符合设计规范关于采区生产能力服务年限的规定。第3章 巷道布置和生产系统3.1 采区的准备方式3.1.1上（下）山及其硐室数目、位置、断面形状大小及支护方式采区上山布置，受煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，应综合考虑上述因素，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。一、上山条数的确定考虑矿井的实际情况及煤炭工业矿井设计规范、煤矿安全规程规定，拟布置两条上山，分别为轨道上山和运输上山，为了实现布置开采及生产均衡的要求，两条上山大致布置在采区南侧，两条上山间距留设为30m保护煤柱。二、上山位置的选择采区上山的位置主要有上山布置在煤层中或底板岩石中的问题和相对于煤层群的上、中、下部的问题。1、煤层上山优点：费用低、掘进容易、联络巷道工程量少、速度快。缺点：需要锚梁网支护，生产期间上山的维护困难，煤柱留设多，煤层上山受工作面采动影响较大。适用条件：（1）煤层顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护；（2）为部分煤层服务的，维护期限不长的专用通风或运煤上山；（3）开采的单一煤层采区，采区服务年限短。2、岩石上山优点：维护费用低，煤柱留设少，维护状况良好。缺点：联络巷道工程量大，掘进困难。适用条件：对单一厚煤层采区和联合准备采区，为改善维护条件，将上山布置在煤层顶板岩石中。根据本设计采区煤层及顶底板岩性等实际情况，结合上述煤层上山和岩石上山的情况，本设计采区就上山布置方式提出如下三种方案：方案一：两条煤层上山； 方案二：两条岩石上山；方案三：一岩一煤上山。下面对于这三种采区上山布置方案进行评价：（1）两条煤层上山布置方案该方案将两条上山布置在5#煤层中，掘进速度快，费用低，联络巷道工程量少，但是轨道上山坡度起伏不定，中部甩车场不好布置，对于本设计采区不适宜。 （2）一岩一煤上山布置方案该方案将运输上山布置在5#煤层中，巷道沿煤层布置，掘进坡度控制在15以内，以利皮带运输。轨道上山布置在煤层顶板岩石中，虽然掘进工程量较大，但可以方便布置甩车场，该方案在技术上可行。（3）两条岩石上山布置方案该方案将轨道、运输上山布置在煤层顶板岩石中，该方案掘进工程量更大，掘进困难，不适合本采区。根据本设计采区的条件，通过简单的技术经济比较就可确定方案二最为合理。故本设计采区将运输上山布置在5#煤层中。轨道上山布置在5#煤层顶板岩石中。该采区两条上山巷道长度分别为600m，两上山间距为30m。运输上山采用强力皮带运输，轨道上山上部掘砌绞车房，安设绞车进行运输。采区轨道上山上、中、下部分别布置甩车场（附图）。工作面上顺槽与轨道上山贯通，下顺槽与运输上山贯通。三、上山断面形状大小及支护方式采区巷道与900水平开拓工程的断面设计是根据设计手册和操作规程所规定设计完成的。采区运输上山巷道断面规格为4.02.5（净断面），支护方式采用锚梁加锚索联合支护。采区轨道上山断面规格为3.52.4（净断面），支护方式采用锚喷支护。四、硐室数目、位置、断面形状大小及支护方式采区硐室包括变电所、采区井下空气压缩机硐室、采区绞车房、煤仓等。1、采区煤仓本采区煤仓布置在1100水平皮带运输大巷顶部，形式为圆形断面，净断面直径为4.5m，煤仓高为30m，容积为 522t，采用锚喷加砌碹支护。煤仓下口用混凝土砌注圆台体收口，四周铺设钢梁灌入混凝土并与大仓支护连为一体，为了保护煤仓和改善煤仓上口的受力情况需要用混凝土收口注成圆台体，煤仓上口高出仓道底板，防止水进入煤仓，采用锚喷支护。预防及处理煤仓、防止人员和物料坠入的常用有效措施如下：（1）在垂直煤仓中可采用螺旋溜槽，减少煤仓入口处煤的自由落体高度；（2）在煤仓内设压气破拱装置，空气炮等；（3）在煤仓上口设300mm300mm孔眼的铁箅子；（4）在煤仓下口收口侧壁设压风喷嘴，预留钎孔。2、采区变电所采区变电所沿用1100水平变电所，因其底板稳定，地压小，通风好、无淋水，便于硐室维护和机器的正常运转，减少了硐室工程量，降低了工程费用。采区变电所设计长度为50m，高3.5m，宽4m，采用锚喷支护，底板用混凝土铺底，高出临近巷道300mm，防止矿井井水进入变电所，电缆线沿电缆沟铺设，硐室内不设电缆线。3、采区绞车房根据绞车最大的运输要求，宽度应为2000mm，长度不小于5000mm，绳道断面与连接的巷道断面一致，便于施工。绞车房的高度为4m，绞车房的断面，设计成半圆拱形，采用锚喷支护。采区绞车房设计在900水平轨道上山坡顶。4、空气压缩机硐室空气压缩机硐室设在无淋水、围岩稳定、有新鲜风流通过的1100水平轨道与皮带的联络巷内。机电硐室的温度不要超过30c，硐室断面为半圆拱形，用锚喷支护。3.1.2车场选型和设计采区中、下部车场均采用甩车场。优点：岩石工程量小，通过能力大，调车方便，劳动量小；缺点：绞车房维护比较困难，通风条件稍差。采区上部车场采用原1100水平轨道运输大巷。大巷、轨道上山均采用600mm轨距，大巷用10t蓄电池式电机车牵引，列车由30辆矿车组成。上山辅助运输由1.6m绞车牵引1.0t固定式矿车完成。车场与大巷铺设24kg/m钢轨。一、上部车场设计沿用1100水平轨道运输巷车场，各车场存车均为30辆。二、辅助提升车场设计1、甩车场线路计算辅助提升车场在竖曲线以后以25起坡，经一段距离在煤层底板处变坡至11。斜面线路采用dc618-3-1对称道岔分车。对应参数：=185530，a=2077，b=2723，s=1300mm。斜坡线路对称道岔长度为：水平投影长度图4-4 石门装车线路布置图图4-5 竖曲线计算图2、竖曲线计算：高道为重车线，取坡度8，则；低道为空车道，取坡度10，则。高道竖曲线半径，=15000；低道竖曲线半径，=9000。存车线取半列车，即ig取8(高道动滚行坡，重车道)id取10(低道自动滚行坡，空车道)则高道竖曲线回转角低道竖曲线回转角竖曲线投影长度：3、起坡点位置确定绕道车场起坡后跨越大巷，需保持一定岩柱。根据经验，取运输大巷中心轨道面水平至轨道上山轨面垂直距离15m图4-6 起坡点位置计算图1、车场至上山斜巷 2、煤层底板 3、绕道 则：式中 =20000+=20160-轨道上山轨面距煤层底板垂直距离为160则：=1254674、高低道高差闭合计算设1、1相对标高为0.000m2点标高为；3点标高为：4、4点标高为：2点标高为：以高道计算2点标高：高低道闭合无误。3.2 回采巷道布置及区段划分3.2.1回采工作面长度矿井以一个采区综采工作面达到设计生产能力，根据矿井采区的走向长度、倾斜长度、区内构造的分布，设计确定首采工作面位于采区的上部，依据公司各矿井回采经验，设计确定工作面走向长度600m，倾斜长度为125m。3.2.2护巷方式护巷方式采用煤柱护巷，根据矿山压力，确定护巷煤柱宽度为15m。3.2.3回采巷道的断面形状及其支护方式本采区巷道的断面设计是根据设计手册和操作规程所规定设计完成的。一、巷道形状与断面规格本采区各工作面上、下顺槽形状为梯形断面，切眼为矩形断面，规格如下：工作面下顺槽为运输巷，规格为掘宽4.2、净宽4.0，掘高为2.7、净高为2.6，沿煤层底板掘进。工作面上顺槽为风巷，规格为掘宽3.2、净宽3.0，掘高为2.5、净高为2.4，沿煤层底板掘进。开切眼，规格为掘宽5.6、净宽5.4，掘高为2.3、净高为2.2，沿煤层底板掘进。二、巷道布置方式工作面上下顺槽大致沿煤层走向布置，开切眼大致沿煤层倾向布置。三、巷道支护材料与支护形式采用金属顶、帮锚杆，金属网，锚索，锚索梁，托盘以及树脂锚固剂管理顶板及两帮。顶锚杆直径22，长度2400；帮锚杆直径16，长度1800；锚索直径15.24，长度8000。各工作面上顺槽顶锚杆间排距9001200，帮锚杆间排距为8001000。巷道顶板布置一排锚索，间距为3000。工作面下顺槽顶锚杆间排距9001200，帮锚杆间排距为8001000。巷道顶板布置三排锚索，间排距10003000。开切眼顶锚杆间排距9001200，帮锚杆间排距为8001000。巷道顶板的锚索间、排距为15003000。3.2.4区段（或分带）划分区段划分采用带区巷道布置，本着合理开采、简化系统，减少井巷开拓工程量，有利于采区通风和回采，保证回采工作面正常衔接，也有利于减少煤炭损失，提高采出率，减少巷道维护费用，并根据矿井煤层赋存特征划分的原则，将整个采区划分为三个回采工作面，31501采面、31503采面和31505采面。3.3 设备配备3.3.1采区运输上山、轨道上山或带区设备选型采区运输上山掘进煤巷内采用风煤钻打眼（岩巷采用风钻打眼），爆破落煤（岩），皮带运输的方式；轨道上山采用风钻打眼，爆破落岩，耙岩机装车，矿车轨道运输的方式。3.3.2掘进工作面设备选型上下顺槽掘进工作面各配备一套综合机械化掘进作业线（综掘机为ebz-135、ebz-100型）。其它开拓、掘进工作面亦配备以凿岩机、耙斗装岩机、风镐、风煤钻等普通钻爆掘进作业线。3.3.3回采工作面设备选型一、采煤机及液压支架技术参数各工作面配备：mxg350型采煤机一台；zf320015/24b单摆杆放顶煤液压支架84架；sgz630/220型刮板输送机一部；sgb630/150型刮板输送机一部。采煤机技术参数，见表6。表6采煤机技术参数表采煤机型号采高范围适应倾角滚筒直径截深牵引速度mxg3501.453.0351.40.6306min控顶距滚筒转速齿线速度牵引力摇臂长度摇臂回转中心距2.02539.262.880324kn1.8324.47液压支架技术参数，见表7。表7液压支架技术参数表支架型号高度宽度中心距适应采高初撑力zf320015/24b1.52.41.41.571.52.02.523222695kn工作阻力支架重量支护强度泵站压力操纵方式对底板比压29343366kn9875kg0.560.64mpa29mpa本架操作0.20.3mpa(前)运输巷刮板输送机为sgb630/150型，皮带输送机采用sjd800型。二、主要设备布置各工作面布置kbsgzy800kva、kbsgzy200kva移动变电站各一台；型号为mrb125/31.5乳化液泵两台，rx200/16乳化液泵箱一台。3.3.4采区或带区设备配备一览表 本采区各工作面设备配备情况如下表表8设备配备表序号设备名称规格型号功率数量1采煤机mxg35035012支架zf320015/24b843刮板运输机sgz630/22022014刮板运输机sgb630/15015015刮板运输机sgb630/1507516皮带机sjd8008027乳化液泵mrb125/31.57528乳化液泵箱rx200/1619移动变压器kbsgzy800kva110移动变压器kbsgzy200kva13.4 生产系统3.4.1运输一、运输方式1、运输设备及装、运载方式工作面前后两部输送机平行运煤,集中到运输巷刮板和胶带输送机上并通过900水平强皮上山运入采区煤仓。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用料车或板车由轨道巷各部绞车运入工作面。二、移刮板输送机方式1、采煤机割煤移架后，将工作面前部刮板输送机由下向上顺序推移至煤壁,成一条直线。2、在工作面放完顶煤后,将后部刮板输送机由下向上顺序拉移一个步距。三、运煤路线采煤工作面工作面下顺槽（运输巷）900水平强皮运输上山采区煤仓1100水平皮带运输巷主井强皮地面煤仓。四、辅助运输路线1、地面付井1100水平轨道运输巷1100水平北大巷900水平轨道上山工作面上顺槽（轨道巷）采煤工作面。2、地面付井1100水平轨道运输巷1100水平北大巷各工作面车场工作面轨道巷工作面。3.4.2“一通三防”与安全监控一、通风1、风量计算（1）按瓦斯涌出量计算: 采1100ch4采通1000.3781.660.483/min式中ch4工作面瓦斯绝对涌出量，3/min； 采通工作面通风系数，主要为瓦斯涌出不均衡系数，取1.6。（2）按二氧化碳涌出量计算： 采267co2采通671.831.61963/min式中co2工作面co2绝对涌出量，3/min； 采通工作面通风系数，主要为co2涌出不均衡系数，取1.6。（3）按工作面温度计算：采360ci601.010.6950.85133/min式中 工作面平均风速，取1.0；c工作面平均断面积，按最大和最小控顶断面积的平均值计算，则工作面的平均断面积值为10.6952；i工作面支架断面及长短的调整系数，取0.8。（4）按炸药量计算：采425c259.62403/min式中c工作面一次爆破的最大炸药量，kg。（5）按工作人员数量计算：采54c4502003/min式中c工作面交接班时最多人数。根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25，最高风速为4的要求进行验算应满足：15c采240c5133/min风量符合要求。2、通风路线主(付)井1100水平轨(运)巷1100水平北大巷900水平轨道上山工作面上顺槽工作面工作面下顺槽900水平强皮运输上山煤仓回风上山回风立井。二、防治瓦斯1、瓦斯员。坚持瓦斯检查制度，瓦斯员巡回检查，每隔35检查一次,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在：工作面进、回风出口以外10处及回风隅角。瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面50附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。2、现场班（组）长。班组长必须携带便携式甲烷检测报警仪。3、瓦斯监测。加强对工作面瓦斯的监测，在上、下巷距工作面5lo处以及回风隅角安装安全监测系统的瓦斯探头, 甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300，距巷帮不得小于200。瓦斯报警浓度1.0、断电浓度1.5、复电浓度小于1.0，断电范围为工作面及其上、下巷内的全部非本质安全型电气设备。三、综合防尘1、防尘管路系统（1）1250水平水仓付井1100水平运输巷1100水平北大巷900水平强皮运输上山工作面上顺槽工作面。（2）1250水平水仓付井1100水平运输巷1100水平北大巷900水平轨道上山工作面下顺槽工作面。2、防尘措施工作面上下顺槽布置有专门的防尘水管、水幕、防爆水袋、架间喷雾、放顶煤架后喷雾、转载点喷雾、机组内外喷雾、机组负压降尘装置。（1）采煤机采用内外喷雾抑制煤尘飞扬，支架前梁下及放煤口安设防尘装置且割煤（放煤）时必须开启该装置。工作面溜子机头必须安设防尘水幕且割煤时必须开启。（2）保证工作面的所需风量，并采取适宜风速，防止风速过大造成煤尘飞扬。（3）完善防尘管理工作，通修区要定期进行煤尘浓度测定，建立防尘管理制度，做好检测、评定工作。（4）加强防尘管理的布置和使用工作，在主要运输巷、采区回风巷道、运输巷等处每隔50设一三通阀门，保证工作面支架梁底防尘设施完好，做到灵敏可靠，使用正常。割煤时必须开启。（5）对采面浮煤加强消尘工作，每班开工前进行消尘，不丢顶、底煤。（6）对主要运输转载点设置净化水幕和洒水喷头。该处的煤尘要班班清扫，做到不扬尘、不积尘。（7）工作面加强高温热源点的监测，提高工作面回采率并加快回采进度，减少丢煤，及时封闭采空区，防止采空区煤炭自燃。（8）工作面需放炮时必须采用湿式打眼，严禁干打眼，放炮使用水炮泥，一支水炮泥的容积不得小于2003，现场有装水炮泥的设施、水源要充足。放炮前对距放炮地点20范围内进行冲洗，放炮后必须进行喷雾降尘。（9）采区内巷道冲刷积尘，要建立冲刷制度。落实到人，并做好记录，井下巷道不得有厚度超过2，连续长度超过5的煤尘堆积。3、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施（1）每周检查一次隔爆水袋，当煤尘浓度达到5.0时及时换水。（2）上、下巷高度不得低于1.8，宽度符合设计要求，巷道内物料码放整齐，不堆入多余的闲置设备和杂物。（3）任何人不得破坏风门、风帘等通风设施，不得同时打开两道风门。四、防治煤层自然发火技术措施1、监测系统本采区煤层属类自然发火煤层，自然发火期小于12个月，所以要充分利用矿井瓦斯监测系统监测一氧化碳的变化情况，在可能发生自然的地点安设一氧化碳传感器，实时检测巷道内气体变化，以掌握各种可靠的数据。监控路线：地面付井1100水平轨运巷900水平强皮运输上山工作面上、下顺槽。2、综合防灭火措施（1）所有机电设备必须选用防爆型，消灭失爆。杜绝引爆火源，且严禁使用灯泡和电炉取暖。（2）保证工作面风量，消灭瓦斯积存和积累，上下安全出口高度、宽度符合要求。（3）及时清理和维护皮带输送机，严防皮带不转托滚磨擦起火，采用阻燃抗静电的胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液，在胶带输送机头和主要峒室，设火灾报警和灭火装置。（4）井下电气设备的选择，安装和使用必须按有关规定执行，保证电缆接头的质量，防止短路和发生电弧，避免静电反应，井下机电硐室应设有防火门，要配备灭火器材。（5）正确使用火药和雷管，井下不准存放汽油。井下使用柴油，由专人定期、定量送入井下，严格按规定保管，擦拭机械用的棉纱和布头等，用后放入带盖的桶内，定期送往地面处理。（6）提高工作面回采时所用木料的回收率，以防老空区漏风引起煤层自然发火。（7）生产过程中，必须定期清理工作面各地点浮煤，使用过棉纱、油脂及其他可燃物必须由专人负责，放在盖严的铁桶内，定期出井。3、防灭火要求（1）采煤工作面及上、下巷发生火灾时，首先维持正常风流状态，直接灭火；同时打开进风侧水幕，降低火焰温度，必要时通修区进行调风，增加工作面风量，以免形成火风压造成风流逆转。（2）直接灭火无效时，则人员按规定的避灾路线撤离，采取措施封闭火区，在确保安全的前提下，尽量缩小封闭范围。封闭时，火源的进、回风侧要同时封闭；不具备封闭的条件下，先封闭进风侧，再封闭回风侧。3.4.3排水一、设备选型本采区主要为裂隙发育地段的顶（底）板淋（渗）水和各工作面沿煤层底板渗水，涌水量较小，因此工作面排水设备主要为煤矿常用风泵排水和上下巷建沉淀池并埋设管路进行排水。二、排水系统在工作面上下顺槽低洼处下煤帮掘水窖安设水泵和建沉淀池进行排水。工作面上、下顺槽900水平轨道运输下山900水平水仓中形成排水系统。3.4.4供电一、供电系统在采区机电硐室安设800kva及200kva的移动变电站。1、800kva移动变电站的供电范围：乳化液泵、工作面运输巷（150型刮板输送机）以及工作面（采煤机、220型刮板输送机以及150型刮板输送机）。2、200kva移动变电站的供电范围：乳化液泵、工作面下顺槽（800皮带输送机、各部绞车以及照明、信号综保）。二、电气整定计算1、初选变压器（1）1140v供电系统：使用800kva移动变电站。pn 220+150+75+350+75870kw（乳化液泵电机功率为75kw） spn kr/ coskr0.4+0.6ps/pn 0.4+0.6200/8700.538s8700.538/0.7668.66kva800kva通过以上计算可知800kva变压器容量符合要求。（2）660v供电系统：使用200kva移动变电站。pn75+402+402+252285kwspn kr/ coskr0.286+0.714ps/pn 0.286+0.71480/2850.486s2850.486/0.8173.14kva 由以上计算可知使用200kva移动变电站容量符合要求。实际情况中开乳化液泵期间要尽量避免开皮带机。2、1140v供电系统（1）上巷电缆选择in0.67pn kfkt0.67（75+350）0.607119.60a 选择702 1140v橡套电缆。（2）下巷电缆选择in0.67pn kfkt0.67（110+150+75）0.60794.27a 选择702 1140v橡套电缆。式中kf 负荷率，取0.6；kt同时使用系数，取 0.7。800kva移动变电站出来接两台kbz400型馈电开关（工作面采煤机一台；工作面220型刮板输送机、150型刮板输送机以及运输巷150型刮板输送机和乳化液泵一台）。200kva移动变电站出来接两台kbz400型馈电开关（乳化液泵一台；运输巷皮带输送机、各部绞车及照明、信号综保一台）。采煤机、各部刮板输送机及乳化液泵均选qjz200型矿用隔爆型真空电磁启动开关；皮带输送机及各部绞车选qbz120型矿用隔爆型真空电磁启动开关。（3）电压降计算：根据公式：uut+u1+u2式中 ut变压器中的电压损失，v； u1干线电缆中的电压损失，v； u2支线电缆中的电压损失，v。 uinl（r0cos+x0sin） 上巷供电线路： u1119.600.71.2（0.3150.7+0.0780.71）48v u298.490.15（0.3150.7+0.0780.71）7.1v u（u1+u2）/10un（48+7.1）/101.146.310 符合要求。下巷供电线路： u194.270.71.2（0.3150.7+0.0780.71）37.8v u230.950.15（0.3150.7+0.0780.71）2.2v u（u1+u2）/10un（37.8+2.2）/101.144.5610 符合要求。（4）开关整定电流计算采煤机电机处短路电流的计算：r0.315（1.2+0.15）0.425x0.078（1.2+0.15）0.105id（2）ue/21302aie3500.67234.5a 取iz250a可靠系数：kf id（2）/iz1302/2505.21.5 符合要求。220、150型溜子处短路电流的计算：r0.4481.40.6272x0.0811.40.1134id（2）ue/2894.3aie1100.6773.7a 取iz80a可靠系数：kf id（2）/iz894.3/8011.21.5符合要求。ie1500.67100.5a 取iz100a可靠系数：kf id（2）/iz894.3/1008.9 1.5符合要求。3、660v供电系统（1）电压损失计算根据公式：uut+u1+u2式中ut变压器中的电压损失，v；u1干线电缆中的电压损失，v。uinl（r0cos+x0sin）u159.11.150.60.77（0.3150.7+0.0780.71）15vuu1/10un+ut15/100.66+4.55.510 符合要求。（2）开关整定及短路电流计算：ie（404+75+252）0.67190.95a 取iz191ajd25型绞车电机处短路电流的计算：r0.3150.770.243x0.0780.770.06id（2）ue/21320a可靠系数：kf id（2）/iz1320/2116.91.5 符合要求。3.4.5通 信、照 明一、通信系统上、下顺槽距工作面煤壁10处各安设一部电话，乳化液泵站安设一部电话；工作面及运输巷安设直通语言信号。二、照明系统工作面每5架、上下巷每隔20安照明灯一个，工作面每15安设一台通信控制系统，可用于送话和闭锁工作面前部输送机等。第4章 采煤方法4.1 回采工艺方式4.1.1采煤方法900水平北翼一采区各工作面采用单一煤层一次采全高走向长壁开采全部跨落法管理顶板综合机械化放顶煤采煤。下部采高2.3，放顶煤高度