采区设计说明书.doc

采矿工程专业课 程 设 计 说 明 书题目： 上湾煤矿东二采区设计（199万t/a）姓 名：张志伟 张昌盛班 级：采矿06-1班学 号：0601010110 0601010111指导教师：陈刚设计时间：2009年11月22日至2009年12月28日目 录第1章 采区地质情况31.1 采区概况31.2 采区地质特征31.2.1 采区范围内的地质情况31.2.2 水文地质及其矿井突水与瓦斯3第2章 采区储量与生产能力42.1 采区储量42.1.1 储量计算:42.2 采区生产能力42.2.1 采煤工作面年生产能力42.2.2 采区生产能力42.3 采区服务年限5第3章 采区方案设计53.1 采煤方法的选择53.2 采区巷道布置63.2.1 采区走向长度63.2.2 区段长和区段数目63.2.3 采区形式63.2.4 采区上山的布置63.2.5 采区内煤层开采顺序63.3 巷道断面设计73.3.1 巷道断面设计应满足的条件73.3.2 巷道断面的选择73.3.3 巷道断面尺寸的确定7第4章 回采工艺114.1 落煤114.1.1 落煤方法114.1.2 采煤机主要技术特征114.1.3 采煤机进刀方式114.1.4 采煤机割煤方式124.1.5 选择和决定回采过程中使用的机械设备124.2 支护124.2.1 支架选型及规格的确定124.2.2 工作面支架布置方式144.3 采空区处理方法144.3.1 确定采空区处理方法144.3.2 确定控顶距及放顶距，以及特种支架形式144.4 采煤工艺144.4.1 采煤机工作面生产能力：144.5 生产技术管理154.5.1 作业形式154.5.2 循环方式154.6 采煤方法图的设计与绘制164.6.1 回采工作面循环图表164.6.2 回采工作面劳动组织表164.6.3 技术经济指标表174.7 安全技术措施174.7.1 保安煤柱的一般规定174.7.2 防止瓦斯爆炸的措施17第5章 采区生产系统205.1 采区运输205.1.1 采区运输系统及运输方式205.1.2 采区运输设备的选择：205.2 采区通风245.2.1 采区通风系统245.2.2 采掘工作面及硐室所需风量的计算255.2.3 采区总供风量285.2.4 风量分配285.2.5 大巷的风速验算2830第1章 采区地质情况1.1 采区概况本采区距鸡西车站11.5公里，至哈达河车站12公里，交通较为方便。采区东西走向，走向长1340m，倾斜长847m，面积1.19平方公里。城密国防公路横贯本井田，境内大车道纵横交错，均可通汽车。井田两侧有哈尔滨至东方红的牡密国有铁路线，井田北侧有城子河至正阳矿的矿井运煤专用线。1.2 采区地质特征1.2.1 采区范围内的地质情况采区煤层埋藏深度-30米以下，煤层赋存稳定，地质条件简单，煤层南北走向，东西倾向，倾角平均约为17，可采煤层有2层，两层煤的水平距离为148m。煤层及其顶板参数如下：1号煤层：平均煤煤层厚度3.5m，煤层厚度变化均匀，赋存稳定，顶板为白色粉砂岩，平均厚度约为5m，底板为白色砂岩，平均厚度约为4.5m，该煤层煤质良好，容重约为,灰分约为12.2号煤层：平均煤层厚度为4.0m，煤层厚度变化均匀，赋存稳定，顶板为白色砂岩，伪顶为0.10.15m的灰色页岩，地板为白色组砂岩，底板坚硬，平均厚度约为3.5m，该煤层容重为，灰分约为11.1.2.2 水文地质及其矿井突水与瓦斯1、井下涌水量较小，对采区影响不大，该采区瓦斯涌出量较低，低于，属于低瓦斯矿井。2、地形属于缓坡丘陵地形，井田北部及中部皆为山岗地带，岗沟内起伏不平。地表均标高+180米，最高山头+315米。井田南部为穆棱河河床地带，地表标高+170米左右。3、区内最大河为穆棱河，由西向动呈蛇形，流经本区深部。其它有哈达河、杏花河分布于井田的东部及中部，皆由北向南流入穆棱河。穆棱河夏秋季水量最大，最小流量，最大流量为。该河对本井影响不大，哈达河在井田东部境内附近流过，影响也不大。期于则是季节性水沟，对井田开采影响很小。4、矿区属于大陆性气候，最高气温36，最低气温-35。年降雨量为510毫米左右，冻结期由11月至次年4月下。冻结深度一般为2.0m。风向多西风，最大风速。第2章 采区储量与生产能力2.1 采区储量2.1.1 储量计算:储量计算公式为: 式中：-储量（万吨）-煤层面积（m2）-煤层厚度（m）-煤的容重（t/m3）所以 = =2.2 采区生产能力2.2.1 采煤工作面年生产能力式中：-回采工作面年生产能力，吨； -工作面推进度，； -工作面长度，米； -煤层厚度，米； -煤的容重，； -工作面回采率，取0.93-0.97本采区采用综合机械化采煤工艺，工作制为三八制，二班半采煤半班准备，双向割煤往返一次割两刀，截深为0.8，一年工作330天，工作面长度为，工作面的回采率取，所以年推进度所以： 2.2.2 采区生产能力采区生产的煤主要来自回采工作面，掘进出煤一般不超过10% 式中：-采区生产能力，； -采区同时生产的工作面个数； -每个工作面的生产能力，； -掘进出煤率，取1.051.1； -工作面产量不均衡系数，（沿空留巷取下限，其余去取上限，采区单工作面取1；两个工作面取0.95；三个工作面时取0.9。）设计采区为二层煤，平均厚度为3.75米，倾角为17，考虑其维护费用与服务年限，将三条上山（运输上山、轨道上山布置在岩石当中角度17将回风上山布置在下部煤层中）便于维护，采用单翼开采，设单工作面实行后退式开采，掘进出煤率取，工作面产量不均衡系数K取1。所以： = =2.3 采区服务年限一、保安煤柱保护煤柱的留设方法：1、工业场地及主要井巷保护煤柱留设工业场地保护煤柱留设,应在确定地面受保护面积后,用移动角圈定煤柱范围.移动角数值应采用新兴一矿实测数据或本矿区条件类似的矿区的实测数据选取。工业场地地面受保护面积应包括受保护对象及维护带，维护带宽度为15米。2、为了安全生产，设计采区依据煤矿安全规程规定，留设保安煤柱如下：煤层在采区边界处留设20米煤柱。 三条上山（运输上山，轨道上山，回风上山），运输与轨道布置在岩层中，有一定的岩层厚度为8-14米，回风上山布置在M2煤层中，其上部煤层可不必留设护巷煤住。在采区大断层处留30米煤柱。所以：可采储量Z 采区服务年限T与采取生产能力A的关系如下： 式中：Z-采区可采储量，万吨；所以： 第3章 采区方案设计3.1 采煤方法的选择采煤方法的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效的的先进技术，积极提高机械化水平。结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。一、选择采煤方法的制约因素1、采区煤层赋存状况及地质条件2、开采水平的划分和采区巷道布置3、现有技术及设备4、采区储量、生产能力及服务年限等二、采煤方法的选择本设计采区走向长度为1100m左右，倾斜长度827m，第一开采水平布置在-50m标高处。采区内采煤层，煤层平均倾角17，煤层平均厚度为3.75m。地质构造以断层为主，褶曲不发育，无岩浆侵入体，煤层顶板为砂岩，顶板良好。根据该采区的地质情况及其技术条件，为使采煤系统和采煤工艺在时间和空间的相互配合更为合理。首先，将采区划分为区段，在区段内布置回采巷道（区段平巷、开切眼），采煤工作面呈倾斜布置，沿走向推进，上下回采巷道基本上是水平的。根据本采区的实际情况，采用单一走向长壁垮落综合机械化采煤法，这种采煤方法煤炭损失少，劳动成本低，劳动条件好，容易实现集中生产和高产高效，便于管理。3.2 采区巷道布置3.2.1 采区走向长度本采区平均走向长度为1100m,东西部有一条断层作为采区的边界。3.2.2 区段长和区段数目分区段长和分段数目:分区走向工作面长1100m，倾向200m左右，分四个区段，共能布置四个工作面。3.2.3 采区形式采区内在煤层下部岩石中布置运输大巷，作为整个采区的主要运输大巷。各区段通风行人巷由顶板绕道与运输大巷相联通。采区内分区段开采。回风大巷布置在采区上部。采用U型后退式通风。采区形式为单翼开采。3.2.4 采区上山的布置采区布置三条上山，通风上山、运输上山、轨道上山。根据服务年限，将运输上山与轨道上山布置在下层煤底板岩层中，运输上山和轨道上山不在同一水平面上,落差在6m左右。将通风上山布置在下部煤层中。各分区通风行人巷由石门绕道与回风上山相联通。在距下层煤底板8m的岩层内布置轨道上山。在距下层煤底板14m的岩层内布置运输上山。相邻上山间距为15m。3.2.5 采区内煤层开采顺序依次分采各区段工作面，采用下行式开采顺序。3.3 巷道断面设计3.3.1 巷道断面设计应满足的条件1. 保证人员通行安全；2. 合理布置该断面的管路及电缆等；3. 断面能过最大风量时，不得超过煤矿安全规程规定的风速；4. 按水量要求，设置水沟；5. 不得小于煤矿安全规程规定的最小净断面和最小净高度；6. 满足其它要求，如需在巷道一侧堆放坑木和材料或安装其它设备等。3.3.2 巷道断面的选择1. 合理的选择断面形状应考虑的因素1) 巷道所处的位置及围岩的物理力学性质、矿山压力的大小及作用方向；2) 巷道的服务年限和用途；3) 巷道的支护结构和支护材料；4) 施工技术及其装备的情况；5) 邻近矿井同类巷道断面的断面形状及其维护情况等。6) 当巷道围岩比较稳定，矿山压力不大，服务年限不长时，一般选用矿用工字形钢支架、锚杆或钢筋混凝土支架进行支护，其断面形状一般为梯形或矩形。如采区内的准备巷道和回采巷道。7) 当巷道围岩不太稳定，矿山压力较大，且服务年限较长时，一般宜采用锚喷、混凝土砌碹或U型钢可伸缩性支架进行支护，断面形状一般为拱形、圆形或椭圆形。2. 巷道断面形状的选择及其适用条件：1) 半圆拱形断面：目前开拓、准备巷道和硐室普遍采用的断面形状，多在顶板压力大，侧压小，无底鼓的条件下使用。2) 圆弧拱形断面：由于光爆锚喷支护的推广，拱部成形好，施工方便，多用于准备巷道。当跨度较大时，较半圆拱形断面利用率高。3) 梯形断面：顶板暴露面积较矩形小，可减小定压，能承受稍大的侧压，多用于采区巷道。4) 三心圆拱形：与半圆拱形相比，拱顶承压能力差，但断面利用率高，适用于围岩坚硬的开拓巷道，上（下）山和硐室。5) 椭圆形断面：当巷道四周压力很大时，且分布不均时，根据顶压和侧压的大小，采用竖直或水平布置。根据各种巷道的适用条件及采区的服务年限且上山布置在岩石中，故采用锚喷支护，开拓巷道顶压大，测压小，无底鼓，故该设计采区考虑用半圆拱形断面的运输大巷。3.3.3 巷道断面尺寸的确定巷道断面净尺寸，应根据该巷道内运行车辆或其它运输设备的最大轮廓尺寸以及架设管线、行人、设备的运送、安装、检修和施工要求等因素确定，并应按通风要求进行验算。1. 确定巷道净宽度巷道净宽度是运输设备的最大轮廓尺寸，煤矿安全规程所规定的人行道宽度以及有关的安全间隙相加之和。另外，当水沟设于人行侧，且水沟净宽大于等于，应根据轨道铺设的要求加宽人行道。拱形断面的主要运输巷道净宽度，综采矿井不宜小于，其它矿井不宜小于，拱形巷道的其它巷道净宽度不宜小于，矩形巷道断面净宽度不宜小于，梯形巷道断面顶部净宽度不宜小于。由于本采区年产万吨，产量较大，所以采用轨距，双轨中心距为的双轨巷道。架线式电机车牵引，长，宽，高。型3.0t底卸式矿车长，宽，高。依据煤矿安全规程取人行侧宽，非人行侧宽。 则两电机车之间的距离为，满足煤矿安全规程的有关规定。设计采区彩双轨巷道布置，因此巷道净宽度：-巷道净宽度，；，-分别为非人行侧和行人侧的宽度，；-运输设备的最大宽度，；-双轨运输巷道中，两辆对开列车最突出部分之间的距离，故巷道净宽度为： (3-1)2. 确定巷道净高度： (3-2)式中：-拱形巷道净高度，； -拱形巷道的壁高，；-从巷道底板到道碴面的高度，由铺轨参数确定，；-拱形巷道拱高，。拱高：半圆拱形巷道拱高为巷道净宽度的一半，即：；墙高：为了满足行人安全、运输通畅，设备运送，安装和检修的需要，拱形巷道墙高在一般情况下可以参照表3-3-1中公式进行计算。 表3-3-1 拱形巷道净高计算参照表按人行高度要求计算 按架线电机车导电弓要求计算 按管子悬吊高度要求计算导电弓 电机车 按1.6高度范围内人行宽度要求计算 按设备上缘至拱壁最小安全距离人行侧 确定巷道壁高h3：按架线式电机车导电弓子要求确定： ； (3-3)式中：-从轨面起至电机车架线高度，一般取18002200； -底板至轨面的距离，； -导电弓距拱璧间的安全距离，取300； -导电弓宽度之半，取360； -轨道中心线与巷道中心线之间的距离；按煤矿安全规程规定，取=2200，查表选用钢轨，再查表得=410，道碴高度=220；故按管道装设要求确定h3： (3-4) -碴面到管子底高度，； -管子悬吊件的总高度，取900 ； -导电弓子距管子安全距离，取 300； -轨道中线与巷道中线之间的距离，； -管子直径，； -导电弓宽度之半，取360；按照煤矿安全规程要求取，, ；故；按人行高度要求确定h3: ； (3-5)其中-巷道有效净高度不应小于处到墙的水平距离，一般取。 。综上计算，并考虑有一定的余量，确定本巷道壁高为，则巷道断面净高度。3. 确定巷道净断面积：净断面积：式中-道碴面以上巷道壁高，故 取净周长 4. 确定巷道掘进断面尺寸：巷道设计掘进宽度： (3-6)巷道计算掘进宽度：巷道设计掘进高度： (3-7)巷道计算掘进高度：巷道设计掘进断面面积： 取巷道计算掘进断面面积：取巷道断面图如下： 5. 水沟布置（1）水平巷道及小于的倾斜巷道的水沟，一般布置在行人侧，当非行人侧有适当的空间时，亦可布置，但应尽量避免穿越轨道或运输机。（2）在水平或倾斜的砌碹巷道，可将沿水沟一侧的巷道基础加宽以上，以便搭设水板顶面与道碴面齐平。（3）旱采水沟坡度应于巷道坡度一致，考虑到流水畅通，平巷的坡度不应小于3，巷道横向水沟坡度不应小于2，采区巷道坡度不宜小于4。（4）在确定水沟最小流速时，应不使煤泥等杂物沉淀，其值不应小于；混凝土砌筑时的最大流速为。（5）在倾角小于或等于15的行人及车辆来往频繁的主要巷道，水沟上面要加设盖板，盖板顶面应与道碴面平齐。第4章 回采工艺4.1 落煤4.1.1 落煤方法采用走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.8米。根据本采区设计生产能力约为199万吨，采煤机适宜选用MXA-480E/4.5型。4.1.2 采煤机主要技术特征表4-1 采煤机技术特征表 采煤机MXA-480E/4.5牵引方式交流电牵引采高(m)4.5m牵引力()360-574灭尘方式内、外喷雾牵引速(m/min)0-7.5-12煤层倾角35主机重量t54截深(mm)800供电电压/V1140滚筒直径1800mm,2000mm生产厂家西安煤矿机械厂4.1.3 采煤机进刀方式方案比较：（1）直接推入法进刀：分析：其过程与单滚筒采煤机直接推入法进刀相同。因该方式需提前开出工作面端部切口，而且大功率采煤机和重型输送机头（尾）叠加在一起，推移困难，固而很少采用。（2）综采面中部斜切进刀：分析：中部斜切进刀方式可以提高开机率，适用于较短的综采面，采煤机具有较高的空牵引速度；工作面端头空间狭小，不便于采煤机在端头停留并维修保养；采煤机装煤效果较差的综采面。但是采用该方法，工作面工程规程质量不易保证。（3）滚筒钻入法进刀：分析：钻入法进刀要求采煤机滚筒端面必须布置截齿和出煤口，滚筒不用挡板，若用门式挡煤板，钻入前需将其找开，并对输送机机槽，推移千斤顶，采煤机强度和稳定性都有特殊要求，采高较大时不宜采用。（4）工作面端部斜切进刀：分析：综采面斜切进刀，要求运输及回风平巷有足够宽度工作面输送机机头（尾）尽量伸向平巷内，以保证采煤机滚筒能割至平巷的内侧帮，并尽量采用侧卸式机头，若平巷过窄需要人工开切口。 综合考虑：本采区工作面的采煤机进刀应采用工作面端部斜切进刀。4.1.4 采煤机割煤方式采煤机往返一次割两刀，双向割煤，采高平均为3.54.0米，最大牵引速度12米/分。4.1.5 选择和决定回采过程中使用的机械设备根据本采区的生产能力及地质条件，煤层赋存情况，选用综合机械化采煤法，即：落、装、运、支、回五个主要的生产工序全部选用机械化，选用设备详见下表4-2序号设备名称规格型号单位数量1采煤机MXA-480E/4.5台12液压支架ZZ6000/25/50架1343刮板输送机SGZ-730/264W台14转载机SZZ-730/132台15胶带输送机SSJ1200/3200M台16破碎机PEM980815台17回柱绞车JH2-14台28乳化液泵XRB2B80/35台14.2 支护4.2.1 支架选型及规格的确定1. 架型的选择：由于该采区地质构造简单，赋存稳定，底板平整且没有影响支架通过的断层，但由于下层煤的顶板将受到采动影响，煤层顶底板均为粉砂岩或页岩，属于中等稳定顶板，老顶属于级，老顶来压明显。矿井为低瓦斯矿井，选择支架时要考虑煤层角度，故选用支撑掩护式液压支架，优点是支撑掩护式支架兼有切顶性能和防护作用。2. 液压支架参数的确定：1) 支护强度和工作阻力的估算：支护强度的估算： (4-1)-作用于支架上的顶板岩石系数，一般取58，当顶板条件较好，周期来压明显时，取下限，否则取上限；-平均采高；-顶板岩石的密度，取 2) 支架工作阻力P应满足顶板支护强度： (4-2)其中 -支架支护的面积；F的计算如下： (4-3) -支架的顶梁长度，取2.0m； -梁端距，取300mm； -支架的顶梁宽度,取1.5 m； -支架的间距取0.15m；则 所以 = 支架立柱的总的工作阻力为 ， (4-4)对于支撑掩护式和掩护式支架取=80左右。所以 3) 初撑力初撑力的大小是对于支架的工作阻力而言，并与顶板的性质有关。对于不稳定和中等稳定的顶板，为了维护机道上方的顶板，应取较高的初撑力，约为工作阻力的；对于稳定的顶板，初撑力不易过大，一般不低于工作阻力的左右。即4) 支架的调高范围支架最大结构高度 (4-5)支架最小结构高度 (4-6) 式中 ，-煤层最大、最小采高， -伪顶冒落得最大厚度，一般取0.20.3m;-顶板周期来压时的最大下沉量，移架势支架的下降量和顶梁上、底座下的浮矸、浮煤厚度之和，一般取0.250.35m；设计采区最大采高为4.0m,最小采高为3.5m，所以选用支架的高度必须计算范围内，即 根据以上计算可知，选用型号ZZ6000/25/50ZZ6000/25/50液压支架的特征参数详见表4-3：表4-3 ZZ6000/25/50型支架参数型号ZZ6000/25/50运输尺寸(mm)600014302500支架重量(t)24.518支护强度(Mpa)0.890.97中心距1.5m初撑力(kN)5643对底板比压0.87推移步距/（mm）800支撑高度2.55.0工作阻力(kN)6600支架类型支撑掩护式厂家北京煤矿机械厂4.2.2 工作面支架布置方式工作面上下端头采用自移式液压支架。该方式液压支架移动速度快。由于煤层倾角为17,为了安全生产，工作面采取防止支架倾倒及发生倒架措施，可以采用排头锚固架、中间架的防倒千斤顶组成锚固站，中间架增设斜拉千斤顶，保证移架质量、移架数，防止相邻架脱离。4.3 采空区处理方法4.3.1 确定采空区处理方法随着采煤工作面的不断向前推进，顶板悬露面积越来越大，为了工作面的安全和正常生产，就需要及时对采空区进行处理。由于顶板特征，煤层厚度和保护地表的特殊要求等条件不同，处理采空区的方法有全部垮落法、充填法、留煤柱支撑法、顶板缓慢下沉法，但最常用的是全部垮落法。全部垮落法，当工作面从开切眼推进一定距离后，撤除工作空间以外的支架，使直接顶自然垮落，有时需配合切顶支柱或强制放顶，以后随着工作面的推进，每隔一段距离就按计划回柱放顶。这样可以减少工作面的控顶距，而且由于顶板垮落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。故本采区采用全部垮落法处理采空区较为合理。4.3.2 确定控顶距及放顶距，以及特种支架形式控顶距、放顶距根据采煤机及液压支架型号确定。根据采煤机的最大截深，工作面最大控顶距为4300mm，最小控顶距为3500mm。端头支护：工作面上、下采用锚梁网支护，端头液压支架护顶。4.4 采煤工艺4.4.1 采煤机工作面生产能力：式中：-工作面采高，截深；-工作面的回采率取0.95；-容重， VC-采煤机实际牵引速度，一般取34mmin 采区年产199.08万吨，所以日产量为：。所以本采区每小时出煤：。在选用机械化采煤的工作面，其工艺过程简化，设计时应注意设备的配套，以采煤机的生产能力为主要依据，而其它配套单机（如运输机、转载机等）的生产能力应略大于采煤机的生产能力。选择综采工艺，即在综合机械化采煤，选用性能优良的较大功率的采煤机，强力刮板输送机，液压支架及其他配套设备进行生产。选择理由为综合机械化与普通机械化相比有工作面单产高，回采功效高，生产安全等优点。采煤工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。(1)落煤 使用双滚筒采煤机割煤，双向割煤往返两刀，上行割煤、移架、推移输送机，下行重复上行时的工序，截深0.8m。(2)装煤 采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。(3)运煤 由刮板输送机经转载机胶带输送机运到采区煤仓，然后由大巷装车站运于井底车场。(4)支护 工作面内部使用支撑掩护式液压支架支护；工作面端头支护方式为基本支架加走向迈步台棚支护，并采用超前支护方式，超前20m左右。 (5)采空区外理方法有全部垮落法、缓冲法、刀柱法和充填法。本采区采用全部垮落法处理采空区。4.5 生产技术管理4.5.1 作业形式1. 采煤机工作方式1) 采煤机滚筒的转向和位置采煤机滚筒转向为“右顺左逆”，位置为“前顶后底”。2) 方式和进刀方式双向割煤，往返两刀，端部割三角煤进刀，该割煤方式可用于中厚煤层。2. 移架工作面采用支撑掩护式支架，随采煤机割过后，顺序移架距同采煤机截深。3. 移输送机工作面放置一部刮板输送机，在近煤壁侧，设一部输送机在放煤后同时移动。4.5.2 循环方式生产制度采用三八制，既“两班半采煤、半班准备”，即：第一班，第二班，割煤、移架、移输送机，每班割三刀，第四班割一刀煤加检修。4.6 采煤方法图的设计与绘制4.6.1 回采工作面循环图表4.6.2 回采工作面劳动组织表人数工种一班二班三班合计班长1113采煤机司机2215支架工44210泵站司机1113端头支架工44210电修工2248检修工44巷道维修工44杂活工2226合计161621534.6.3 技术经济指标表序号项目单位指标1工作面倾角（ ）172工作面长度m2003工作面采高m3754进刀深度m0.85日进度m/d5.66日产量t/d6032.77昼夜出勤工工538回采工效率吨/工50.19截齿消耗个/万吨4010乳化液消耗千克/万吨6011工作面回采率%9512油脂消耗千克/万吨604.7 安全技术措施4.7.1 保安煤柱的一般规定主要石门，大巷及上、下山保护煤柱的留设，按照建筑物，水体，铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的相应条款的规定执行。当采区煤层边界与采区上方建筑物，水体，铁路等煤柱相结合一并考虑留设时，必须按照该规程相应条款规定留设。一般煤层大巷保护煤柱两侧各宽510m；上、下山保护煤柱，其间宽2040m，由于地质条件较好，本采区两条上山均布置在岩石中，距离下煤层有一定的距离，在规定的范围内，故不需要留设煤柱，在回风大巷两侧各留20m，在采区西侧边缘自北向南留20m的保护煤柱作为停采线，采区东侧，沿煤层倾斜方向有为采区边界，故留2040m的煤柱。4.7.2 防止瓦斯爆炸的措施瓦斯爆炸必须同时具备三个条件：1) 瓦斯浓度在爆炸范围516内；2) 高于最低点燃能量的热源存在的时间大于瓦斯的引火感应期；3) 瓦斯空气混合气体中的氧气浓度大于12%。后一条件在生产井巷中是始终具备的，所以瓦斯爆炸的措施，就是防止瓦斯的积聚和杜绝或限制高温热源的出现。1. 防止瓦斯积聚所谓瓦斯积聚是指瓦斯浓度超过2%，其体积超过0.5m3的现象。1、搞好通风：有效地通风是防止瓦斯积聚的最基本最有效的方法。瓦斯矿井必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部通风机风筒末端靠近工作面，放炮时间内也不能中断通风，向瓦斯积聚地点加大风量和提高风速，等等。2、及时处理局部积聚的瓦斯:生产中容易积聚瓦斯的地点有：采煤工作面上隅角，独头掘进工作面的巷道隅角，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的顶板附近，停风的盲巷中，综采工作面放煤口及采空区边界处，以及采掘机械切割部分周围，等等。及时处理局部积聚的瓦斯，是矿井日常瓦斯管理的重要内容，也是预防瓦斯爆炸事故，搞好安全生产的关键工作。1）采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理使一部分风流流经工作面上隅角，将该处积聚的瓦斯冲淡排出。此法多用于工作面瓦斯涌出量不大（小于23m3/min），上隅角瓦斯浓度超限不多时，具体做法是在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障；在瓦斯涌出量大、回风流瓦斯超限、煤炭无自燃发火危险而且上区段采空区之间无煤柱的情况下，可控制上阶段的已采区密闭墙漏风，改变采空区的漏方向，将采空区的瓦斯直接排入回风巷道内；也可以每隔一段距离在上隅角设置木板隔墙（或风障），敷设铁管利用风压差，将上隅角积聚的瓦斯排放到回风口50100米处。如风筒两端压差太小，排放瓦斯不多时，可在风筒内设置引射器，提高排放效果。在工作面绝对瓦斯涌出量超过56 m3/min的情况下，单独采用上述方法，能难以收到预期效果，必须进行邻近层或开采煤层的瓦斯抽放，以降低整个工作面的瓦斯涌出量。2）综采工作面瓦斯积聚的处理综采工作面由于产量高，进度快，不但瓦斯涌出量大，而且容易发生回风流中瓦斯超限和机组附近瓦斯积聚。处理高瓦斯矿井综采工作面的瓦斯涌出和积聚，已成为提高工作面产量的重要任务之一。目前采用的措施有：加大工作面风量。例如有些工作面风量高达15002000m3/min。为此，应扩大风巷断面与控顶宽度，改变工作面的通风系统，增加进风量。防止采煤机附近的瓦斯积聚。可采取下列措施：增加工作面风速或采煤机附近风速，可有效的防治瓦斯的积聚，但风速不可超过6m/s。3）顶板附近瓦斯层状积聚的处理如果瓦斯涌出时较大，风速较低（小于0.5m/s），在巷道顶板附近就容易形成瓦斯层状积聚。层厚由几厘米到几十厘米，层长由几米到几十米。层内的瓦斯浓度由下向上逐渐增大。预防和处理瓦斯层状积聚的方法有：增加巷道的平均风速，使瓦斯与空气充分地紊流混合。一般认为，防止瓦斯层状积聚的平均风速不得低于0.51m/s。增加顶板附近的风速。如在顶梁下面加导风板将风流引向顶板附近；可沿顶板铺设风筒，每隔一段距离接一短管；或铺设接有短管的压气管，将积聚的瓦斯吹散；在集中瓦斯源附近装设引射器。将瓦斯源封闭隔绝。如果集中瓦斯源的涌出量不大时，可采用木板和粘土将其填实隔绝，或注入砂浆等凝固材料，堵塞较大的裂隙。4）顶板冒落孔洞内积聚的瓦斯处理常用的方法有：用砂土将冒落空间填实；用导风板或风筒接岔（俗称风袖）引入风流吹散瓦斯。5）恢复在大量瓦斯积聚的盲巷或打开密闭时的处理措施对此要特别慎重，必须制定专门的排放瓦斯安全措施。1、抽放瓦斯这是瓦斯涌出量大的在这里或采区防止瓦斯积聚的有效措施。2、经常检查瓦斯浓度和通风状况这是及时发现和处理瓦斯积聚的前提，瓦斯燃烧和爆炸事故统计资料表明，大多数这类事故都是由于瓦斯检查员不负责，玩忽职守，没有认真执行有关瓦斯检查制度造成的。2. 防止瓦斯引燃防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝。生产中可能发生的热源，必须严加管理和控制，防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能力。规程规定，严禁携带烟草和点火工具下井；井下禁止使用电炉；井口房、抽放瓦斯泵房以及通风机周围20m内禁止使用明火；井下需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，应严格遵守有关规定；对井下火区必须加强管理；瓦斯检定灯的各个部件都必须符合规定，等等。采用防爆的电气设备。目前广泛采用的是隔爆外壳。即将电机、电器或变压器等能发生火花、电弧或赤热表面的部件或整个装在隔爆和耐爆的外壳里，即使壳内发生瓦斯的燃烧或爆炸，一致引起壳外瓦斯事故。对煤矿的弱电设施，根据安全火花的原理，采用低电流、低电压，限制火花的能量，使之不能点燃瓦斯。对局部通风机和掘进工作面内的电气设备，必须有延时的风电闭锁装置。高瓦斯矿井和煤（岩）与瓦斯突出矿井的煤层掘进工作面，串联通风进入串联工作面的风流中，综采工作面的回风道内，倾角大于12并装有机电设备的采煤工作面下行风流的回风流中，以及回风流中的机电硐室内，都必须安装瓦斯自动检测报警断电装置。在有瓦斯或煤尘爆炸危险的煤层中，采掘工作面只准使用煤矿安全炸药和瞬时雷管。如使用毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不得超过130ms。在岩层中开凿井巷时，如果工作面中发现瓦斯，应停止使用非安全炸药和延期雷管。打眼、放炮和封泥都必须符合有关规程规定。必须严格禁止放糊炮、明火炮和一次装药分次放炮。新近进行的炮掘工作面采用喷雾爆破技术防止瓦斯煤尘爆炸的试验已经取得了成功。其实质是在放炮前数分钟和爆破时，通过喷嘴使水雾化，在掘进工作面最前方形成一个水雾带，造成局部缺氧，降低煤尘浓度，隔绝火源，抑制瓦斯连锁反应，从而过到防止瓦斯、煤尘爆炸的目的。防止机械摩擦火花，如截齿与坚硬夹石（如黄铁矿）摩擦，金属支架与顶板岩石（或砂岩），摩擦，金属部件本身的摩擦或冲击等等。国内外都在对这类问题进行广泛的研究，公认的措施有：禁止使用磨钝的截齿；截槽内喷雾洒水；禁止使用铝或铝合金制作的部件和仪器设备；在金属表面涂以各种涂料，如苯乙烯的醇酸或丙烯酸甲醛脂等，以防止摩擦火花的发生。该采区瓦斯浓度较低，采煤工作面得绝对瓦斯涌出量为3.5m3min，掘进工作面得绝对瓦斯涌出量为2m3min,所以防止瓦斯爆炸的关键是通风工作。在采掘面工作前要检测瓦斯浓度，一旦瓦斯浓度超标，立即停止作业，待瓦斯排放到安全浓度后方可工作。在采煤工作面的后方和采空区要特别注意防火防爆问题。第5章 采区生产系统5.1 采区运输5.1.1 采区运输系统及运输方式本采区工作面内利用刮板输送机，在平巷及运输上山上采用皮带输送机。1. 运煤系统：在运输上山和区段运输平巷内均铺设有皮带运输机，在工作面内铺设一部刮板输送机。其运输路线为：工作面内采煤机采落的煤和放出的煤经刮板输送机和转载机，运至区段运输平巷的皮带运输机，运至石门溜煤眼，经溜煤眼溜到运输上山的皮带上，运至采区下部车场采区煤仓上口，通过采区煤仓在运输大巷内大巷装车外运。2. 运料排矸系统：运料和排矸采用600 mm轨距的矿车。物料自下部车场，经轨道上山经石门到上部车场，然后经区段回风巷送至采煤工作面。3. 掘进巷道时所出的岩石或采煤所出的矸石，利用矿车从各平巷运出，经石门到轨道上山到下部车场。4. 通风系统：采煤工作面所需的新鲜风流，经下部车场，经轨道上山到轨道上山石门到中部车场，区段运输平巷到达工作面，从工作面出来的乏风经回风巷，进入回风石门，通过回风上山流入回风大巷。5.1.2 采区运输设备的选择：1. 回采工作面输送机的选型原则1) 回采工作面运输设备的选择：刮板输送机的运输能力要大于采区的生产能力1.2倍。2) 根据刮板输送机的负荷情况，确定链条的数目，结合煤质的硬度选择链条的结构形式，煤质较硬，块度较大时，优先选用双边链；煤质较软时，可选用单链或中双链。型号：SGZ-730/264W。运输能力：600t/h。外型尺寸为：1500730220。刮板链速：0.95m/s2. 回采工作面运输平巷设备的选择1) 转载机的选型原则：转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力，（一般为1.2倍），它的沿槽宽度或链速一般应大于工作面输送机。转载机的机型，机头传动装置及电动机和中部槽类型及刮板链类型应尽量与工作面刮板输送机机型一致，以便于维修和管理。转载机尾部和工作面输送机头部有一定的卸载高度（约为600mm）以避免工作面输送机底链回煤。根据以上原则及本矿区的输送能力，选择转载机的型号为：SZZ-730/132。性能参数见下表：性能参数性能参数运输能力630t/h有效搭接长度10.0m链速1.28ms电动机型号KBY550-132链破断力850KN功率132KW外形尺寸1500764222电压1140V3. 采区上(下)山运输设备的选择1) 可伸缩带式输送机的选型原则：回采工作面运输平巷的带式输送机其运输能力要大于工作面刮板输送机的能力。移动装置宜选用液压式。据此可选用SSJ1200/3200M型可伸缩带式输送机，其性能参数如下：运输能力为1200th,输送长度1500m，宽1200mm,带速为3.15ms。4. 矿车的选型及其数量1) 机电车的选择：根据本采区的实际情况，轨道运输采用10t架线式电机车，型号为：ZK10-6250，电机车的粘着重量为10t，轨距为600mm，其额定电压为250，其外形尺寸为450010601550。2) 煤矿车的选择：根据需要本采区选择3t底卸式矿车，矿车型号为MD3.3-6型矿车外形尺寸为345012001400，自重1.8t。3) 材料车的选择：该采区选用MLC3-6的3吨材料车，轨距为600mm，矿车外形尺寸为：240010501200，自重514kg。最大牵引力60KN。4) 列车的组成计算：5) 列车的组成计算就是确定列车由多少辆矿车组成，通常按三个条件计算即：机车的牵引能力和制动能力计算；牵引能力受粘着力和牵引电机车温升条件的限制；制动能力指能够在规定的距离内停车，因此，列车的组成应按粘着条件、温升条件及制动条件来确定。按重列车上坡起动条件：当电机车粘着质量和矿车规格确定后，列车组成依下式计算： （5-1）式中：-重车组成质量t -电机车的粘着质量，如电机车的全部轮均为主动轮，则其粘着质量等于电机车的质量 -电机车的质量； -重力加速度； -电机车撒沙起动的粘着系数； -列车起动的加速度； -重列车起动的阻力系数，取； -运输线路的平均坡度，运输大巷3； 按牵引电机允许升温条件计算： （5-2）式中： -电机车等值牵引力，KN,取电机车的长时牵引力 -电机车调车时的电能消耗系数（运输距离在11.5km时） -重列车运行阻力系数，； -等阻坡度，对于滚动轴承矿车取2； -相对运行时间； （5-3）式中： -调节及停车的时间，min，=2030min；-列车往返一次的运行时间，min。 式中：-加权平均距离，km，1km； -机车平均速度kmh,取机车长时速度， v=16.9kmh。 则： 按重列车下坡制动条件计算：依据煤矿安全规程，列车的制动距离，运送物料的不超过40米，运送人员的不超过20米，。在列车的组成计算中，要求制动