采矿通风课程设计

1、采矿、通风课程设计 (题目四)采矿、通风课程设计班 级：05资源系采矿四班姓 名： 学 号：指导老师： 完成时间：2008年1 月15日 目 录第一章 井田特征与要素.41.1 井田的地质与地形.41.2 井田储量.51.3 矿井生产能力与服务年限.7 1.4 矿井工作制度 .7第二章 井田开拓方式.82.1 矿井井筒布置原则.82.2 采（盘）区条带的划分与开采程序.82.3 确定矿井开拓方式.10第三章 采煤方法. 10 3.1 采煤方法的选择.10 3.2 采（盘）区参数的确定.11 3.3 采（盘）区巷道布置的确定.12 3.4 采（盘）区内回采工作面的配置及开采顺序.15 3.5 回

2、采工艺设计.17第四章 矿井通风.174.1 概述.174.2 拟定矿井通风系统.184.3 矿井总风量的计算和分配.18 4.4 计算阻力及等积孔.19 4.5 选择矿井通风设备.21参考文献.22附录:综合柱状图劳动组织图表工作面主要技术经济指标掘进工作面主要设备表 矿井生产系统图立井多水平上山式开拓图立井副井井筒施工图井底车场图第一章 井田特征与要素1.1井田的地质与地形煤系地层为石灰二叠纪，山西统和太原群，井田内无地质构造，埋藏稳定，均为全部可采煤层，地表一般平坦，无河流等自然地物，井口及工业广场选择不受地形及洪水限制，供电等系统良好。煤层赋存状态表：煤层赋存状态m1厚（m）m2厚（m

3、）m3厚（m）间距（m）间距（m）间距（m）621020煤层倾角（）5煤层容重 (t/m3)141气温：本区属暖温带大陆性气候。年平均气温10.7，一月份最冷，平均气温为4.6c，最低气温为-19.1c。七月份最热，平均气温为24.3c，最高气温可达40.2。降雨量：矿区历年平均降雨量为609.8mm，降雨期主要集中在7、8、9三个月。历年平均蒸发量为1885.9mm，最大2831mm，最小1319mm。蒸发量大于降水量23倍，因而属于半干旱的大陆性气候。风向：夏季为东南、冬季为西北。最大风速为2.8m/s，一般为1.41.7m/s，年平均为1.7m/s。冻结期为11月中旬至次年的3月中旬，最

4、大冻土深度为0.7m。该区地震烈度最大为7度。煤层顶底板岩石性质：煤层顶底板岩石性质m1层顶板岩性伪顶无直接顶泥页岩9m老顶砂岩4m底板岩性灰岩m2层顶板岩性伪顶无直接顶页岩1m老顶灰岩19m底板岩性灰岩1.2 井田储量1) 矿井的工业储量 zg=hl(m1+m2+m3) 式中： zg- 矿井工业储量，万t； h- 矿井倾斜长度，2400m； l- 矿井走向长度，6000m； - 煤的容重 ，1.41t/m3； m1- m1煤层煤的厚度，为6.2米；m2- m2煤层煤的厚度，为1.0米；m3- m3煤层煤的厚度，为20米；zg=24006000(6.2+1.0+20)1.41=55226.88

5、万t/azg1=240060006.21.41=12588.48万tzg2=240060001.01.41=2030.4万tzg3=24006000201.41=40608万t2) 设计可采储量 zk=(zg-p)c 式中：zk- 设计可采储量, 万t； zg- 工业储量，万t； p- 永久煤柱损失量，万t；c- 矿井采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85% 。注：煤层左右边界各有15m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱。p1=30260006.21.41+152(2400-302)6.21.41=376.08万tp2=30260001.01.41+152(

6、2400-302)1.01.41=60.66万t p3=3026000201.41+152(2400-302)201.41=1213.16万t p- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t；zk1=( zg1-p1) c 1=(12588.48-376.08)0.80=9769.92万tzk2=( zg2-p2) c 2=(2030.4-60.66)0.85=1674.279万tzk3=( zg3-p3) c 3=(40608-1213.16)0.75=29546.13万t 1.3 矿井生产能力与服务年限1) 矿井生产能力选定为500万t/a2) 矿井服务年限 t= zk/ak

7、式中： t- 矿井服务年限，a; a- 矿井生产能力，150万t； zk- 设计可采储量，2315.7万t； k-储量备用系数，取1.3。t1= zk1/ak=9769.92万t/(500万t 1.41)=13.86a t2= zk2/ak=1674.279万t/(500万t 1.41)=2.37at3= zk3/ak=29546.13万t/(500万t 1.41)=41.91a t= t1+ t2 +t3 = 58.14a ，取58年。 1.4 矿井工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范要求，本设计确定：1、年工作天数为330天，每天净提升时间为16小时。2、工作制度：本工作面采用“四六”制作业

8、形式，三班出煤一班检修，丙班为检修班，其它班组为出煤班组。第二章 井田开拓方式2.1 矿井井筒布置原则原则与要求：（1）便于工业场地生产系统布置，能避开较大滑坡等地质构造。（2）地面运输、给排水、供电等方便，不受洪涝水患影响。（3）地面布置合理，占用耕地少，农村村民干扰小，环境污染少，有利于环境保护。（4）能充分利用地形地势，土石方工程量小，综合费用少，投资少、见效快、效益好。（5）工业场地少压煤，尽量靠近乡级公路，便于煤炭运输，场地尽量选择在煤层埋藏较浅、地质构造简单、首采区布置合理的地段。2.2 采（盘）区条带的划分与开采程序1）由已知条件知：该煤层左右边界各有15m的边界煤柱，上部留30

9、m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：2400-60=2340m的长度，走向长度6000-30=5970m。地质构造简单，煤层赋存条件较好，自燃性小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180250m，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为500万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，最终选定9个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米，两区段间留有较大煤柱，取30米。故工作面长度为： =(2400-302-54-104.5)/9=253 m2） 采（

10、盘）区开采程序生产能力为500万t/a,目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。以m1煤层为例,9个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序.。m1煤层：区段1区段2区段3区段4区段5区段6区段7区段8区段9 。(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。)2.3 确定矿井开拓方式立井开拓方式的开掘顺序：首先自地面开凿主井1，副井2进入地下；当井筒开凿到第一阶段下部边界开采水平标高时，即开凿井底车场3、主要运输石门4，向井田两翼掘进开采水平阶段运输大巷5，直到采区运输石门位置后，由运输大巷5开掘运输石门9通达煤层

11、；开掘采区下部车场10，采区下部车场11，然后，沿煤层自上而下掘进采区运输上山14和轨道上山15。与此同时，自风井6，回风石门7，开掘回风大巷8；向煤层开掘采区回风石门17、采区上部车场18、绞车房16，与采区运输上山14及轨道上山15相联通。当形成通风回路后，即可自采区上山向采区丙翼掘进第一区段的区段运输平巷20、区段回风平巷23，下区段回风平巷21，当这些巷道掘到采区边界后，即可掘进开切眼24形成采煤工作面。安装好机电设备和进行必要的准备工作后，即可开始采煤。第三章 采煤方法3.1 采煤方法采用倾斜长壁后退式综合机械化采煤方法。3.2 采（盘）区参数的确定1) 确定工作面长度由已知条件知：

12、该煤层左右边界各有15m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：2400-60=2340m的长度，走向长度6000-30=5970m。地质构造简单，煤层赋存条件较好，自燃性小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180250m，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为500万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，最终选定9个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米，两区段间留有较大煤柱，取30米。故工作面长度为： =(2400-302

13、-54-104.5)/9=253 m2) 确定采区内工作面数目回采工作面是沿走向布置，沿倾斜推进，采用倾斜长壁法开采。工作面数目： n=(l-s0)/(l+l0) 式中： l - 煤层倾斜方向长度(m)； s0 - 采区边界煤柱宽度(m)； l - 工作面长度(m)；l0 - 回采巷道宽度，因采用综采，故 l0取5(m)。 n=(2400-302)/(253+10) =8.9，取9.3) 工作面生产能力qr = a/t1.1 式中：a-采区生产能力，500万t/a ； qr -工作面生产能力，万t ； t-每年正常工作日，330天。故： qr = a/t1.1 =500/3301.1 =166

14、67 t 3.3 采（盘）区巷道布置的确定1) 确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，自燃性小，直接顶较厚。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。确定采区巷道布置系统， 采区内有3层煤，每一层都布置9个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：方案一：两条岩石上山在距m3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车

15、场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。 方案二：一煤一岩上山在距m3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在m3煤层中布置另一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。经济技术比较：巷道硐室掘进费用表1 方案

16、工程名称方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)15781.22400454.5128424001.2369.8联络巷(m)11521.254.42860.18-合计514.68-369.8 巷道及硐室维护费2 方案工程名称方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)401.2240020230.4901.2240020518.4联络巷(m)801.254.4282083.59-合计313.99-518.4 费用汇总表3 方案总费用方案一方案二掘进(万元)514.68369.8维护(万元)313.99518.4合计(万元)

17、828.67888.2方案一：岩石工程量达，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。方案二：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。两者费用相差不超过6%，经济上认为两者相同。综上所述，选择双岩巷上山采区联合布置方式。3.4 采（盘）区内回采工作面的配置及开采顺序结合回采工作面的采高和煤层特征，对回采工作面采煤和运煤设备进行设备选型。回采工作面采煤设备：由于m1煤层煤质较硬，设计选用mgty300/700-1.1d型双滚筒采煤机割煤，采高为2.2m，电机功率为700kw。回采工作面运煤设备：选用sgz-830/6

18、30型可弯曲刮板输送机，铺设长度为200m，输送能力为1000t/h，电机功率为2315kw。根据回采工作面运煤设备的运输能力，回采工作面运输顺槽运煤设备选用两部ssj1000/1602型可伸缩胶带输送机，带宽为1000mm，输送能力为1000t/h，电机功率为1602kw，一部最大输送长度为1000m。转载机选用szz880/220型转载机，电机功率为220kw。达到设计生产能力时回采工作面特征。回采工作面主要设备配备表设备名称设备型号功率(kw)单位数量备用双滚筒采煤机mgty300/700-1.1d700台1可弯曲刮板输送机sgz-830/6303152台1刮板转载机szz880/220

19、220台1可伸缩胶带输送机ssj1000/16021602台2液压支架zz4400-16/33架130过渡支架zt6000-17/35架4单体液压支柱dz28-25/100根12030型钢梁hdc-4200根5010乳化液泵站wrb-200/31.5125台1喷雾泵站mzb-150/100100台13.5 回采工艺设计主要生产工艺为：割煤 移架 推溜1） 割煤：采煤机端头斜切进刀双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，返刀长度为3035m 。2） 装运煤：采煤机滚筒将破落的煤炭装入工作面运输机经转载机、皮带输送机拉入煤仓。运输机铲煤板装余煤，支架间浮煤由人工清理到运输机内。3） 移架：采用本架操

20、作，以采煤机为中心处追机作业，拉架距采煤机后滚筒子35架。4） 采空区处理；采空区采用顶板自行垮落法处理，及时回收两巷的工字钢和钢筋梯，保证采空区悬顶面积不超过规程规定。第四章 矿井通风4.1 概述本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面，矿井瓦斯相对涌出量平均为25 m3/t,无煤尘爆炸危险，属不易自燃煤尘。4.2 拟定矿井通风系统根据矿井开拓方式及采区巷道布置形式，回采工作面巷道由进风顺槽、回采工作面、回风顺槽及尾巷组成，其通风方式为“一进两回”，即“u+l”的通风方式。本区共布置四个综掘工作面、四个普掘工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部扇风机供给。井下爆破材料库及采区变电

21、所采用独立通风。其它硐室均利用主扇负压通风。4.3 矿井总风量的计算和分配按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算q总（q采q掘q硐+q其它）k通式中：q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min;q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min;q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min;q其它除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min。k通通风系数，中央并列式取1.2；风量分配表 序号用风地点个数（个）单位配风量总配风量m3/minm3/sm3/minm3/s1回采工作面22280384560762备用回采面2960161920323综掘面4102017

22、4080684普掘面4840143360565备用掘进面2840141680286爆破材料库1180318037采区变电所2120224048其它198033198033合 计18000300 4.4 计算阻力及等积孔矿井通风阻力采用下式计算：h=（ lpq2 /s3 ） +h局式中：h矿井通风阻力，mmh2o； 井巷摩擦阻力系数，kg.s2/m4； l井巷长度，m；p井巷净断面周长，m； s井巷净断面积，m2；q通过井巷的风量，m3/s； h局局部阻力，h局=15%h mmh2o。通风容易时期通风阻力计算表序号巷道名称支护形式p(m)s(m2)l(m)q(m3/s)h(mmh2o)v（m/s

23、）1风井砼碹0.00220.4232.551023332.87.172进风石门锚喷0.000816.015.611001174.67.53m1煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.7180502.23.44m1煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.7600415.02.85m1煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.7600363.82.456进风顺槽锚杆0.001513.610.9215003833.93.17工作面液压支架0.003514.8010.020038153.88回风顺槽锚杆0.001313.210.414403223.42.69m1煤采区回风巷锚喷0.000814.813.

24、2240442.43.310m1煤采区回风巷锚喷0.000814.813.27307521.25.711m1煤采区回风巷锚喷0.000814.813.2190785.95.912回风石门锚喷0.000816.5718.871501506.667.9513回风立井砼碹0.000418.8528.2748030013.610.614局阻1525.615自然风压-2016合计176 通风困难时期通风阻力计算表序号巷道名称支护形式p(m)s(m2)l(m)q(m3/s)h(mmh2o)v（m/s）1进风井砼碹0.00220.4232.562023340.247.172进风石门锚喷0.000816.01

25、5.611001174.67.53m3煤采区轨道巷锚喷0.00115.614.711808037.15.444进风顺槽锚杆0.001513.610.9215003833.93.15工作面液压支架0.003514.8010.020038153.86回风顺槽锚杆0.001313.210.414403223.42.67m3煤采区回风巷锚喷0.000814.813.214807236.75.468回风石门锚喷0.000816.5718.87401506.667.959回风立井砼碹0.000418.8528.2760030016.810.610局阻1532.211自然风压2312合计270矿井等积孔采用下式计算：a=0.38q/h1/2式中：a等积孔，m2； q风量，m3/s； h风压，mmh2o；则矿井通风容易时期等积孔为：a1=0.38300/1761/2=8.6m2。矿井通风困难时期等积孔为：a2=0.38300/2701/2=6.9m2。经过计算，本区前后期通风均为容易小阻力。 4.5 选择矿井通风设备1) 确定通风机所需的风量和静压通风机风量：q=klqk=1.1518000/60=345m3/s通风机需要的风压：前期：hsmin=hmin+h=176+20=196mmh2o后期：hsmax=hmax+h=2