15号煤二采区设计说明书毕业设计论文

PAGE42-新景矿芦湖北分区15号煤二采区设计说明书第一章矿井概况第一节井田地质特征新景矿芦北分区15号煤二采区地表位于南川沟以东、侯家山村以西、红岭山以南、芦湖梁以北的山坡山梁沟谷地段，芦湖沟由北向南从采区中东部而过，地表无设施，对回采没有影响。井下位置东为二北石门回风、轨道、皮带大巷；南为＋525轨道西大巷和芦北风井；西为三北石门回风、轨道、皮带大巷；北为三矿矿界。坑透资料显示，预计该区80201工作面有落差1.3m～3.4m正断层两处，停采线以外揭露陷落柱一处，对回采影响不大，届时应加强顶板管理工作。本区北部隶属三矿竖井扩三区，正在开采。80201综放工作面上部为芦北3#煤采区7318综采工作面，80201综放工作面确定先行上行开采，届时要做好上行开采的跟踪考察工作，尤其是3#煤层瓦斯释放情况、放顶塌陷区的地层位移情况等，发现问题，及时反馈，并制定严密的施工组织设计和安全保证措施，达到上行开采实验的目的，为今后3#煤层开采时瓦斯的治理奠定基础。15#煤二采区15#煤层具有自燃发火倾向，应采取快掘速采的原则，设计的同时要考虑回进风主巷预留防火隔离岩柱，以预防火灾事故的发生。15#煤底层巷道掘进，优先采用ø21.6mm大直径锚索、高强度专用M钢带加强支护，在专用瓦斯巷取消易燃支护材料。第二节煤层的埋藏特征本采区所采15#煤层赋存稳定，结构较简单，一般含一层夹石。煤层以镜煤、亮煤为主，内生裂隙发育中等，底部含少量黄铁矿结核。煤层厚度5.58m～7.34m，平均厚度为6.36m。煤层倾角2°～14°，平均8°，由东向西倾斜，总体层位比较平缓，地质储量1030.75万吨，工业储量733.2本采区所采15号煤层煤质较好，属中～高灰、中硫、高发热量的优质无烟煤（见后附表一、表二、图一示意）。15#煤物理特征:煤层以镜煤、亮煤为主，容重1.435吨/立方米，工业指标：水份M＝6.26％、灰份A＝28.20％、挥发份V＝10.50％、含硫量S＝1.85％、发热量Q＝26.54MJ/㎏、工业牌号：WY3，变异系数16％，本采区所采15#煤层煤质较好，属中高灰、中硫、高发热量的优质无烟煤。煤层顶板：老顶为深灰色石灰岩，厚17.4米，含腕足类化石，裂隙内充填方解石脉，夹2～3层泥岩或砂质泥岩，俗称四节石灰岩。直接顶：为灰黑色泥岩，厚0.9米，含植物化石，底部炭质增多。直接底：为灰黑色砂质泥岩，厚4.4米，含黄铁矿结核和植物化石碎片，上部含砂量少。老底：为灰白色细粒砂岩，厚地质构造：本采区西部为一总体轴向NNE较宽缓的向斜构造，两翼倾角2°～12°之间，中部总体为一走向NE,倾向NW的单斜构造，倾角6°～14°之间，，基本平缓。煤层节理：以N25゜～55゜E、SE∠45゜～65゜一组为主。顶板节理：以N30゜～60゜E、SE∠80゜一组为主。根据已揭露和坑透巷探资料显示，在东部巷道及工作面揭露的四条断层，预计本区掘进、回采过程中还会揭露一些落差1米～3.5米的断层，并对采区东部已揭露的四个陷落柱分析，对回采无大的影响。东北部已探明的三个陷落柱已影响到采区的正常布置，弃采的边角煤层考虑今后的煤柱开采，采区中部一处小型陷落柱构造对正常开采无大的影响，西部三北石门已揭露的一较大陷落柱对采区布置有一定影响。综合上述地质特征，在采区设计、巷道布置时，要充分考虑这些构造的影响因素，并在施工生产过程中加大巷探力度，加强构造边缘的巷道支护强度，预防事故的发生。第三节井田境界与储量本采区境界由以下坐标圈定：X＝102693～103350、Y＝86662～88215。东与二北石门、15#煤一区毗邻；南与芦北风井保护煤柱及+525回风、轨道、皮带西大巷毗邻；西与三北石门回风、轨道、皮带大巷毗邻；北为矿界与三矿毗邻。采区总面积为1021874㎡，工业储量：932.6万吨，永久煤柱：122.6万吨，其中边界煤柱：45.5万吨，芦北风井工业广场保护煤柱77.1万吨，可采储量：824.6万吨，采区设计可采储量：659.7万吨，工作面设计可采储量：455万吨；采区回采率按规定不低于80％，工作面回采率不低于93％。第四节矿井开拓一、矿井开拓方式矿井主工业场地位于黄沙嘴酒厂西侧，采用主斜井、副立井综合开拓方式，井下采用集中运输、分区开拓。全井田划分为南北两个条带，北条带又划分为芦湖北分区和保安分区；南条带划分为芦湖南分区和佛洼分区，井田东部自成一体为张家岩分区。矿井分两个水平进行开采，即+525水平和+420水平，主要开采芦湖南分区、佛洼分区、保安分区和芦北分区。+525水平主要开采上组煤和芦湖北分区与张家岩分区北部的15号煤层；+420水平主要开采芦湖南分区、佛洼分区、保安分区和张家岩分区中部与南部的15号煤层。二、矿井井筒位置及数目：1、主工业广场：位于黄沙嘴酒厂的西侧，布置有主斜井和副立井。其中主斜井敷设带宽1.4米的强力皮带，担负全矿的井下原煤运输；副立井装备两套三层四车带平衡锤的宽罐笼辅助提升。2、芦湖南风井工业场地：布置有一对进、回风立井，其中进风立井井筒直径7.5m，装备有JKMD2.8×4（1）型落地式多绳提升机，井筒内布置一对1.5t单层双车多绳提升罐笼，担负芦湖南分区和佛洼分区的矸石提升和芦湖南分区的通风，并布置有行人梯子间，兼作安全出口。回风立井井筒直径6.5m，为专用回风井，安装两台GAF35.5-16.8-1型轴流式通风机，一台使用一台备用。担负芦南分区的回风。3、芦湖北风井工业场地：布置有一对进、回风立井，其中进风立井井筒直径7.5m，布置装备同芦南进风井基本相同，担负芦北分区、保安分区前期的进风、排矸和安全出口。回风立井直径为6.5m，只落底于+525水平，安装有2台BDK-10-No38型对旋式通风机，担负芦北分区和保安分区前期的回风任务。4、佛洼风井工业场地：布置有一对进、回风立井，其中进风立井井筒直径6.5m，只担负佛洼分区的进风任务；回风立井井筒直径6m，装备两台GAF35.5-22.4-I型高效轴流式通风机，担负佛洼分区的回风任务。5、张家岩风井工业场地：布置有一个回风立井，井筒直径6m，装备有2台G4-73-11No29.5型离心式风机，主要负担芦湖北分区东部和张家岩分区的回风任务。6、在建的保安风井工业场地分别布置一对进回风立井，进风井井筒直径为7m，井筒内装备梯子间，主要担负保安分区的进风任务，兼作安全出口。回风立井井筒直径为7m，井筒内装备梯子间，作为保安分区反风期间的安全出口。全矿所属回风井的主通风机工作方法均为抽出式通风，在遇到矿井灾害时均可独立进行反风作业。三、矿井运输方式+525、+420水平的主运输均采用胶带输送机运输煤炭；辅助运输采用轨道运输，配备XK12-6∕192KBT防爆特殊型蓄电池电机车牵引MG1.7-6A型固定式1.5t矿车和MLC-1.5-6型材料矿车组列运输矸石和材料设备。使用PRC12-6∕3型人车组列运送人员到达各个采区。四、生产方式及劳动组织目前矿井采用综采工艺开采3号煤层和8号煤层，采用综放工艺开采15号煤层。矿井现有芦南分区8#煤采区、佛洼分区3#煤采区、芦北分区15#煤一采区、芦北3#煤采区的三个综采工作面一个综放工作面生产。有保安分区3#煤东采区、420水平芦南分区15#煤采区正在开拓准备。矿井所属采掘队组实行的是“二九一六”三班工作制，其余开拓及辅助队组均采用“三班八小时”作业制。年工作天数330天，每日昼夜24小时不间断生产。全矿生产能力由初期的220万吨∕年向近期的700万吨∕年逐渐提升。第二章采区地质特征第一节采区范围新景矿芦北分区15号煤二采区除80201工作面上行开采实验已提前开采外，另布置有80205、80206、80207、和80208四个综放工作面。该区开采范围为：X=102693～103350、Y=86662～88215，东西向长1553米，南北向宽657米，面积1.02㎡∕km。采区东部为15号煤一采区，已开采至80112工作面，距本区边界尚有1585米；采区西部为保安分区的三北石门，准备开采的是3号上组煤的3103工作面；采区的南部是芦北分区的3号上组煤，已经基本采完，剩余本区顶部的7316和7318工作面尚未开采；采区北部的三矿3号上组煤扩二区已经开采结束。本区所属4个工作面采完后，其接替采区为芦南分区420水平15号煤采区。第二节采区地质情况一、基本特征与瓦斯情况本采区地表为沟谷山梁地貌，东部芦湖沟为一季节性河流，上覆各煤层属本矿芦北分区，3#煤除7301、7316、7318三个工作面未开采外，其余均已开采。其余6、8、9、12#煤层均未开采布置。本采区探明的瓦斯地质情况为：预计瓦斯绝对涌出量：61.2m3/min，相对瓦斯涌出量：2.44m3/t(不计抽放)、二、水文地质情况本区所采15#煤上方的K2、K3、、K4石灰岩和各砂岩层均为弱含水层，3#煤采空区低洼区域有积水，西北部有一处老空积水，积水量：1350ｍ³，采掘过程中可能出现水洇顶板或少量淋头水现象。本采区地表汇水面积较大，又有芦湖沟从采区中部穿过，属季节性河流，在雨季降水汇集到沟谷中随岩层裂隙下渗，补给3#煤采空区，积水量和积水面积将扩大，再间接补给15#煤层，对15#煤开采有一定影响。届时应对上方积水进行探放，消除水灾隐患。三、采区储量和生产能力本采区边界煤柱20米，大巷保安煤柱100米，巷道间煤柱20～25米，芦湖北工业广场保护煤柱压煤77.1万吨，经计算，本采区工业储量932.6万吨，可采储量824.6万吨，设计可采储量659.7万吨。根据本采区实际地质条件，综合生产中的各种因素，设计安排一个综放队，采取“二九一六”工作制，全天两班2×9小时生产，一班6小时检修，按全年生产330天计算，年产原煤210万吨。设计安排一个综掘队，年掘进煤量为5万吨。本采区设计日产原煤6364吨，年设计生产能力为215万吨，采区服务年限为3.07年。第三章采煤方法及采区巷道布置第一节采煤方法根据新景矿开采历史和开采经验以及15号煤层厚度等因素，设计本采区各工作面均按走向长壁后退式放顶煤工作面布置，并根据15号煤层的顶板岩性特点采取全部垮落法处理采空区顶板，要求在回采的同时，进行进回风两端头及时退锚，保证工作面在推进的同时落山放顶也正常跟进，防止工作面大面积悬顶隐患。第二节矿压观测情况新景矿自采煤工作面进回风顺槽永久支护形式全面改型后，在采用锚杆锚索和单体液压支柱支护区域积极采取了矿压观测措施，一般要求进回风两端头工作面煤帮向外每隔5米、10米、15米、30米、50米、80米和125米位置布置观测站点，矿压观测站根据工作面的推进度倒替迁移，每3～4天对站点巷高、巷宽观测记录一次，并做好观测记录分析。各回采队要在工作面生产溜机头第三架和机尾倒数第三架各安设一块矿压观测压力表，其余每隔20架安设一块，并配备有单体液压支柱测压表，对工作面进回风各设5个点进行观测记录分析。每7天用数据采集器采集一次数据，对工作面液压支架工作情况进行检测分析，对顶板压力情况每月进行一次书面分析总结。掘开队组在煤巷300米、岩巷500米对巷道顶板进行一次岩性窥视探测，在上述间距内煤巷每隔50米、岩巷每隔100米进行一次常规顶板岩性探测。矿压观测内容包括：顶板离层情况、表面位移量、锚杆锚索受力状况。具体布站距离：15号煤采空侧巷道及综采工作面切巷，布站距离不得超过50米；15号煤下层实体煤巷道，布站距离不得超过100米。15号煤上层巷道及二次动压巷道布站距离不超过150米。第三节采区巷道布置采区巷道布置方案根据15#煤二采区地质特征和所处地理位置以及现有的生产及通风运输系统，从技术和经济方面综合考虑，提出如下两种巷道布置方案。第一方案：利用二北石门已有的进回风巷和出煤系统巷及80201首采面（上行开采实验面）出煤系统的布局，沿东西向在芦北风井保护煤柱区域布置两条出煤进风、回风巷到采区中部与采区三条准备巷，即采区胶带巷、采区轨道入风巷和采区回风巷联通，形成本采区独立的运煤系统。出煤进回风巷总工程量合计为1595米，均为煤巷。采区皮带巷：沿15#煤顶板布置，全长624米，分两个阶段将工作面原煤转载至专用出煤巷再到二北石门皮带巷卸载，然后拉运至中条带15#煤西皮带机尾煤仓卸载。采区轨道巷：沿15#煤顶板布置，通过轨道联络巷与＋525轨道西大巷联通，全长796米，主要担负本区西部三个综放工作面的进风、行人和辅助运输任务。采区回风巷：沿15#煤顶板布置，通过回风横贯与＋525回风西大巷联通，全长764米，主要担负本区西部三个综放工作面的回风、瓦斯管路铺设、内错尾巷布置和瓦斯抽放任务。第二方案：即在+525轨道西大巷先行开拓布置进入采区的采区轨道联络斜巷，与采区三条准备巷道联通，同过三巷间横贯分别向北施工采区回风、皮带和轨道巷，并从采区皮带巷南端向南按＋10°起坡爬至15#煤上部顶板岩层中，向南施工延长皮带巷和采区煤仓上部硐室，同时在+525轨道西大巷开口施工采区煤仓通风联络斜巷，并将丈八一区15号煤西皮带巷向西延伸80米至煤仓下部，并同+525轨道大巷用横贯联通，施工煤仓下部硐室，再将采区煤仓30m（容积370m³）施工完毕，延长下巷皮带，直至采区皮带巷工程量790米，煤仓30米，技改总工程量990米，其中岩巷336米。二、方案比选1、井巷工程量比较第一方案与第二方案工程量比较，3779米-2550米=1229米一方案煤巷掘进量多1229米，煤巷相对比第二方案多，但岩巷开拓量少336米。第二方案与第一方案比较，岩巷掘进量较一方案多336米，巷道利用率低，但巷道布置较集中，在施工改造期间势必影响15#煤一采区西部的正常生产及宏厦一建三北石门的正常施工。2、投产工期比较第一方案在80201上行开采实验面开采结束后，后期开拓准备巷道施工完，即可上综掘，充分利用二北石门已有出煤系统，即可完成本区西部采区准备巷道的施工，对宏厦一建现施工建设的保安区和15号煤一区的正常生产毫无影响。第二方案在开拓准备时对西部三北石门宏厦公司有一定的影响，短期内影响宏厦保安区的正常通风和施工排矸，且用风量受限。岩巷开拓量较大，势必延长施工工期，并在延伸15#煤西大皮带巷到皮带延伸形成出煤系统时，对15#煤一采区正常生产也要造成较大影响。通过综合比较，第二方案投产工期比第一方案最少要迟6个月。3、掘进煤采出量比较一方案掘进煤产出量为19647吨；二方案掘进煤产出量为1402吨。两方案比较一方案多出原煤18245吨。且利用了芦北风井煤柱，增加了原煤采出量，初步计算按现市场800元∕吨原煤价格，可增加原煤纯收入1459.6万元。4、初期投资比较：经过上述两方案比较，井巷初期投资第一方案比第二方案（按0.27万元/米平均单价计算）多投入332万元，考虑掘进煤的产量收入1459.6万元-332万元=1127.6万元，结果为第一方案比第二方案减去成本费用后，原煤产量多收入1127.6万元。5、方案优缺点比较第一方案：优点：初期投资小，工期短，煤巷多，能提前上综掘，便于我矿的生产衔接。缺点：巷道维护量较大，出煤系统较复杂，工序环节多相应辅助岗位多、占用设备多。第二方案：优点：生产环节简单，有独立出煤系统，且有煤仓支持，能保证连续生产。缺点:初期投资较大，工期长，不利于目前的生产衔接，且与15#煤一采区和保安分区的正常施工生产发生冲突，势必造成上述区域停产。岩巷开拓工程量大，已有巷道利用率低。6、长远经济效益比较第一方案能及早缓解我矿目前生产衔接紧张问题，投资小，见效快，可提前六个月投产，多产原煤108万吨，减去各种费用，提前给企业创纯利润8.71亿元。第一方案明显优于第二方案，所以选用第一方案。第四节回采工艺与劳动组织一、回采工艺本采区各工作面均为走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法，采用全部垮落法处理采空区顶板。各工作面顺槽间煤柱一般与相邻面进回风顺槽间煤柱按25米留设；本工作面停采线煤柱按30～60米预留；工作面采长200米；走向长度780～800米。根据生产部署和采区条件，本区设计一个工作面生产，一个工作面备用。二、劳动组织工作面劳动组织采用割煤、拉架、移溜、追机作业形式，“二九一六”工作制度，两班2×9小时生产，一班6小时强制检修。工作面日进设计为6个正规作业循环，循环推进度0.8米，日推进4.8米，日产原煤6364吨。工作面采用MGTY-700型电牵引双滚筒采煤机组割煤、落煤和装煤，采高控制在2.6米，工作面运煤采用SGZ-764∕630型可弯曲刮板输送机一部，放顶煤的后溜采用SGZ-764∕630型可弯曲刮板输送机一部，顺槽选用SGZ-880∕250型自移式刮板转载机一部，配套PCW-160型破碎机一部。工作原理即是将工作面所采煤炭和放顶落煤通过前后煤溜拉运至顺槽转载机，经过破碎再转载至顺槽皮带，拉运至专用皮带巷皮带，转载至二北石门皮带巷，运至15号煤西皮带机尾煤仓卸载。三、支架布置方式与控顶距根据矿传统的生产方式，工作面采用ZFSB4000-17∕28型支撑掩护式低位放顶煤液压支架，机头、机尾各三架ZFG-4800H18∕29型过渡液压支架。支架单列顺序直线布置，采用及时支护方式管理工作面顶板。支架空间由架间侧护板伸出支护。进、回风两端头采用单体液压支柱配木质板梁或钢制∏型梁交错抬棚支护；同时两顺槽切口向外超前20米使用单体液压支柱配合∏型钢梁抬棚支护，支柱一般不少于两排，压力较大时，加支走向抬棚支护。支架最大控顶距离设计为1140mm，最小控顶距离340mm，有效控制工作面顶板提前冒落。在顶板破碎区域，配合向破碎区域注射“马力散”四、劳动组织及正规循环作业图表工作面劳动组织采用割煤、拉架、移溜、追机作业形式，“二九一六”工作制度，两班2×9小时生产，一班6小时强制检修，见后附表（综采工作面劳动力配备表）和（工作面正规作业循环图表）示意。第五节采区准备根据矿目前15号煤二采区风量的配制，采区准备初期，安排一个综掘队分双头同时施工采区进回风专用皮带巷；后期再上两个开拓队担负采区运输下料斜巷和15号煤工作面走向高抽巷；首采面投产工期约14个月。采区准备巷道工程量7034米，回采巷道工程量4921米，月进尺854米，经测算采区万吨掘进率为：岩巷1.4米∕万吨；半煤岩巷2.16米∕万吨；煤巷14.82米∕万吨。掘进出煤率为5～8％。（详见后附技术经济指标表）第四章采区运输防排水与供电第一节采区运输矿井主运系统均采用胶带运输，即工作面原煤通过顺槽皮带转载至采区煤仓下放至15号煤西皮带，拉运至北石门15号煤专用煤仓卸载，下放至北石门皮带在转载至主斜井皮带拉至地面选煤厂。矿井辅助运输系统，从副立井井底至芦北15#煤二采区，电车路全长7650米，轨道铺设使用30kg/m，大巷使用XK12-6/192KBT蓄电机车进行人员、材料、设备等的拉运工作。沿途设有副立井井底、南石门、丈八、芦北等4个信号站，轨道运输电机车信号使用KJ15A“信集闭”系统由井上调度操控台直接控制，司机通过使用KXD-971型漏泄通讯进行相互之间的联系。机车电瓶充电换瓶工作目前由在用的北石门充电库和芦北8000米保安区充电库来完成。一、主运系统以80205工作面为例：工作面生产溜和后溜选用SGZ-764/630型可弯曲刮板输送机各一台；进风顺槽转载机选用SGZ-880/250型自移式刮板输送机一台；进风顺槽根据其走向长度选用两部SSJ-1200/2×250型可伸缩胶带输送机；采区皮带巷选用一部SSJ-1200/2×250型可伸缩胶带输送机；专用皮带巷选用两部SSJ-1200/2×250型可伸缩胶带输送机。见附图中生产运输系统示意图所示：工作面原煤通过生产溜和后溜运至转载机转载至顺槽皮带再拉运至采区煤仓下放至15号煤西皮带，拉运至北石门15号煤专用煤仓卸载，再下放至北石门皮带，转载至主斜井皮带拉至地面选煤厂。二、辅助运输系统采区各工作面材料、设备采用1部JD-40型绞车提到15#煤二采区联巷上部车场后，采区轨道巷使用2部JD-25型绞车将材料、设备等拉运到各顺槽口（联巷最大坡度为13度，坡长23.5米，轨道巷最大坡度约为5度，全长750米），后附JD-25型绞车和JD-40型绞车牵引力计算。1、采区轨道巷80205、80206和80207工作面顺槽口三个车场的长度均不得小于20m，车场段巷道见平不小于35米。在顺槽口必须设置平巷车场，顺槽口车场长度不得小于15m，车场段巷道见平不小于30米。2、芦北15#煤二采区上下部车场长度不小于80米，车场段巷道见平不小于100米。以80205工作面为例辅运系统说明：（1）下料系统80205工作面：生产施工材料及采区工作面生产设备由付立井下放至井底车场——通过南石门轨道巷——北石门轨道巷——中条带轨道西大巷—-＋525轨道西大巷—-采区轨道上山—-采区煤层轨道巷—-西三正巷、西四付巷—-80205工作面。（2）人员运输：80205工作面：人员由副立井乘坐罐笼入井，然后通过乘坐蓄电机车牵引的人车经南石门轨道巷——北石门轨道巷——中条带轨道西大巷——＋525轨道西大巷——芦北采区车场——采区轨道上山—-采区煤层轨道巷—-西三正巷、西四付巷到达80205工作面。（3）矸石、空车运输：芦北15#煤二采区的矸石通过采区各施工巷——采区煤层轨道巷——采区轨道上山——下放到525西轨道巷——蓄电池电机车拉运到芦北排矸井上井进行排矸。芦北15#煤二采区所需空车通过蓄电机车从芦北排矸井底拉运至525西轨道巷采区联络巷口——采区轨道上山——采区煤层轨道巷——通过调度绞车牵引提升，到达各工作地点车场。（4）大型长材料运输：大型长材料在井上通过汽车拉运至芦北排矸井下井，然后通过蓄电机车拉运至525西轨道巷——通过采区轨道上山——采区煤层轨道巷——通过调度绞车牵引提升，到达各工作地点车场。设备选型依据见第七章内容，运输系统图见附图示意，本节不再叙述。第二节采区防排水与洒水根据15号煤二采区水文地质情况和15号煤二采区相邻采区已有的实际涌水量资料确定15#煤二采区的涌水通过采区各巷最低点水窝，使用潜水泵或风泵排至排水管道，通排水管道或水沟泄至大巷，通过大巷水沟流至芦北进风井井底水仓，利用井底安设的三台D155-67×6多级离心泵排至地面。根据采区日正常涌水量92m3/d～184m3采区供水系统通过净压，由副立井地面和芦南、芦北地面水池供水，由专用输水管线输送至全矿井各个采区及工作面，洒水管道与供水管道联网后，将净压水输送至各原煤转载点和粉尘源头，工作时利用局部喷雾和机组喷雾以及除尘风机进行有效降尘，并配合综采架间喷雾和巷道全断面喷雾及定时清洗巷道等措施达到防水防尘目的。按规定洒水巷道每隔50米设一道洒水阀门。（见后附采区防排水、洒水系统示意图）第三节采区供电一、本矿现有供电系统在新景矿井田范围内有四座35kV变电站：黄沙嘴站、芦北站、芦南站和保安站。双电源均引自黄沙咀站不同的35kV母线段。二、设计供电方案15#煤二采区供电电源由芦北站6Kv四路MYJV42-3×150-750m电缆，经芦北进风井供至井下芦北中央配电室，并由芦北中配馈出两路6Kv，其中一路为风机专供，另一路为生产动力线路，供至15#煤二采区配电室。引自芦北地面站的四路6kV供电电源，当其中任何一回路发生故障时，另一回路能担负所带井下全部负荷用电。井下15#煤二采区配电室两回6kV电源，引自芦北中配，一回带采区局扇专供；一回给采区综采、掘进动力供电，电缆选择要保证满足井下采区负荷用电。15#煤二采区配电室设10台BGP9L-6A第五章采区通风与安全第一节采区通风与安全15#煤二采区由芦北主扇担负通风，其新鲜风流由芦北进风井提供，经井底车场、+525轨道西大巷和二北石门轨道巷，分别进入15#煤二采区；工作面产生的污风经回风顺槽和瓦斯尾巷进入采区回风巷，后经+525回风西大巷，通过芦北回风立井排至地面。（见后附15#煤二采区通风系统图）第二节采区风量配备一、回采工作面风量计算本采区平均绝对瓦斯涌出量61.2m3/min,最大瓦斯涌出量为82.78m3/min,平均相对瓦斯涌出量（不含抽放）2.44m3Q＝Q回采+Q采尾＝100×q采×KCH4+(qCH4尾/2.5%)×KCH4式中：Q——采煤工作面需要风量；Q回采——工作面回风风量；Q采尾——工作面尾巷风量；q采——回风风排瓦斯涌出量（按计算瓦斯涌出量的40%）；qCH4尾——尾巷风排瓦斯涌出量（按计算瓦斯涌出量的60%）；KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，实际小于1.4的取1.4,实际大于1.4的取实际值；2.5%——尾巷瓦斯浓度不得超过2.5%；100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不得超过1%换算值；所以，Q＝100×5.424×1.4+（8.136÷2.5%）×1.4＝1214.98（m3/min）上面计算各参数均依据15#煤一采区综采工作面有关瓦斯参数取值，如本区瓦斯涌出量、抽放率有较大变化，可根据实际情况及时进行调整。二、掘进工作面风量计算（按2个掘进头）计划采用30kW×2的局扇2台，单机吸风量350m3/min，风筒最长900m，风机百米有效风量率98%，最大瓦斯涌出量为1.74m1、按沼气涌出量验算风机Q出＝q掘×143Q出——煤头需要风机最小出风量q掘——掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量143——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过0.7%换算值Q出＝1.74×143＝248.8m根据η＝（Q吸需-Q出）/Q吸需（L/100）得出Q吸需＝100Q出/（100-ηL）Q出——工作面需要风机最小出风量Q吸需——工作面需要风机最小吸风量L——工作面生产期间最长风筒长度η——风筒百米漏风率Q吸需＝100×248.8/（100-0.02×500）＝276.4m3≤30KW×2风机额定吸风量350m3所以30KW×2的风机可以满足需要。2、按局部通风机实际吸风量计算风量Q掘＝∑Q吸＋60vSQ掘——掘进工作面需风量Q吸——所用风机额定吸风量∑Q吸——所有不同型号风机群总吸风量V——巷道允许最低风速，m/sS——巷道断面积Q掘＝350×2＋60×0.25×13.2＝898m计算结果满足掘进工作面风量需求。三、开拓工作面风量计算计划采用18.5KW×2的风机1台，单机吸风量240m3/min，风筒最长1000米，风机百米有效风量率98%。，最大瓦斯涌量为1.281、按沼气涌出量验算风机Q出＝q掘×143Q出——煤头需要风机最小出风量q掘——掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量143——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过0.7%换算值Q出＝1.28×143＝183.04m根据η＝（Q吸需-Q出）/Q吸需（L/100）得出Q吸需＝100Q出/（100-ηL）Q出——工作面需要风机最小出风量Q吸需——工作面需要风机最小吸风量L——工作面生产期间最长风筒长度η——风筒百米漏风率Q吸需＝100×183.04/（100-0.02×1000）＝228m≤18.5KW×2风机额定吸风量240m3所以30KW×2的风机可以满足需要。2、按局部通风机实际吸风量计算风量Q掘＝∑Q吸＋60vSQ掘——掘进工作面需风量Q吸——所用风机额定吸风量∑Q吸——所有不同型风机群总吸风量V——巷道允许最低风速，m/sS——巷道断面积Q掘＝240＋60×0.15×13.2＝358.8m四、硐室配风15#煤二采区设一个机电硐室，硐室需风量150m3五、通风阻力计算芦北主扇现担负宏厦一建保安区和芦北3#煤采区和15#煤一区西部及15#煤二区的通风任务，15#煤二区计算通风阻力最大值为422.51mmH2O（见附表一）,鉴于芦北3#煤即将采完和保安区保安风井即将建成投运的情况，芦北风井主扇可以满足15#煤二采区西部和15#煤二采区的通风要求。（见附表二、表三）风量计算配风表表一地点80205回采80206进回尾三巷掘进80206高抽开拓配电室风量（m3/min）20001500500150地点芦北3#煤三北石门丈八一区风量（m3/min）500030005000总阻力合计：367.4＋15％局阻力＝422.51mmH2O第三节通风构筑物15#煤二采区在进风与回风系统需施工布置六座永久性风桥将进回风隔开，形成通风和生产系统。风桥构筑有条件时尽可能采用抗灾能力强的自然风桥，无条件时可按人工风桥构筑。采区的巷道尽头和各配风点还要布置一些风门或挡风墙及风量调节窗和永久密闭墙等通风设施，在易积聚瓦斯的高冒区域还要设置风障等设施，用以保障采区的正常通风和安全生产。通风构筑物要严格施工质量，严格按通风规程中要求施工，杜绝漏风和风流短路等隐患，确保采区的安全生产。芦北3#煤未采完时主要进回风井巷风阻测定表（附表二）序号井巷名称支护形式阻力系数井巷长度井巷周长断面（m2）风量H=（m）SS3Q（m3/s）Q2Pa1芦北入风井砼0.0438521.9838.557066.6285.881682484.502芦北井底车场锚喷0.00616016.20617.815649.26202.541006112.933525轨道西大巷锚喷0.00631014.74814.753209.05202.541006350.524轨道联络巷上山锚喷0.00617414.24413.762605.2969.174784.527.315采区轨道巷锚网0.01578814.813.22299.9769.174784.5363.91680205进风顺槽锚网0.01585014.813.22299.9733.31108.990.98780205工作面锚网0.01520017.47217.645489.0333.31108.910.59880205回风顺槽锚网0.01585014.813.22299.972562551.289采区回风巷锚网0.01578514.813.22299.9769.174784.5362.5210525回风西大巷锚网0.01551014.813.82628.07202.5410061766.5911芦北回风井砼0.00337620.433.236594.4285.88168253.13总阻力合计：367.4＋15％局阻力＝422.51mmH2O芦北3#煤采完后阻力计算表（附表三）序号井巷名称支护形式阻力系数井巷长度井巷周长断面（m2）风量H=（m）SS3Q（m3/s）Q2Pa1芦北入风井砼0.0438521.9838.557066.6216.746959278.542芦北井底车场锚喷0.00616016.20617.815649.2694.28873.624.443525轨道西大巷锚喷0.00631014.74814.753209.0594.28873.675.854轨道联络巷上山锚喷0.00617414.24413.762605.2969.174784.527.315采区轨道巷锚网0.01578814.813.22299.9769.174784.5363.91680205进风顺槽锚网0.01585014.813.22299.9733.31108.990.98780205工作面锚网0.01520017.47217.645489.0333.31108.910.59880205回风顺槽锚网0.01585014.813.22299.972562551.289采区回风巷锚网0.01578514.813.22299.9769.174784.5362.5210525回风西大巷锚网0.01551014.813.82628.0794.28873.6382.2911芦北回风井砼0.00337620.433.236594.4216.74695930.55总阻力合计：169.8＋15％局阻力＝195.27mmH2O第四节安全措施一、综合防尘措施1、严格按照《煤矿安全规程》与集团公司《通风瓦斯管理实施细则》等有关条文规定执行。2、采区及工作面各转载点破碎机及机组割煤放煤等产生尘源之处，都要安设喷雾装置。4、采区轨道巷、皮带巷和工作面进风顺槽都必须按规定铺设防尘洒水管道，每隔50米留设洒水阀门，定期进行洒水洗巷消尘。5、在采区进风口和采掘工作面进风口和采掘进风巷口设置隔爆水袋棚，定期注水，保持完好，保持水源充足。15#煤二采区瓦斯抽放系统示意图及15#二采区避灾路线示意图参考后附图。第六章采区巷道规格及支护方式第一节概述15#煤二采区为上山盘区布置形式，通风采用的是分区抽出式通风，局部掘进工作面利用的是局扇压入式通风，主扇型号为：BDK-10-N。38型对旋式通风机；井下综掘工作面采用的局扇型号为30KW×2轴流式扇风机；开拓工作面采用的局扇是18.5KW×2轴流式扇风机。采区主运系统全部为胶带输送机运输煤炭，所用的设备型号主要是强力钢丝绳芯胶带输送机和SSJ系列可伸缩胶带输送机；辅助运输系统，大巷采用XK12-6/192KBT蓄电机车进行人员、材料、设备等的拉运工作。采区轨道巷及采区顺槽运输设备为JD系列调度绞车和连续牵引无极绳绞车和轨道梭车，运架时配合使用JM系列慢速回柱绞车。根据所选采区巷道布置方案中的巷道断面，经过综合考虑采区生产能力、设备选型及采区地质条件，对巷道形状及支护形式、断面大小进行如下阐述。第二节巷道断面与支护形式一、采区轨道巷、皮带巷、回风巷均沿15#煤顶板布置，净宽4.4m，净高3.0m，支护形式为锚杆、锚索、W钢带、金属菱形网、喷射C20砼复合支护。二、采区轨道上山联巷采用半圆拱型断面，锚喷支护；穿煤层段采用半圆拱型断面，29U拱型可缩型金属支架支护，净宽4.4m，净高3.63米，坡度为+13度。三、工作面进回风顺槽沿15#煤层底板布置，矩形断面，顶部采用全锚索M钢带金属网、两帮采用麻花锚杆金属网联合支护，净宽4.4m，净高3m。四、工作面瓦斯尾巷沿15#煤顶板布置，矩形断面，采取锚索、锚杆、钢筋钢带金属网联合支护，净宽3.5m，净高2.2米。五、工作面高抽巷沿9#煤层顶板布置，矩形断面，顶板锚索、锚杆、钢筋钢带、金属网联合支护，两帮为单体锚杆大托板支护，净宽3.2m，净高2.4m。六、采区回风联巷沿15#煤顶板布置，采用锚索、锚杆、金属网m钢带联合支护，净宽4.4m，净高3m。（详见后附图示意）第七章采区设备选型及计算第一节采煤机的选型及验算采煤机选用MGTY-700型电牵引采煤机，根据生产能力和综放工作要求，验算结果如下：放顶煤工作面正规循环生产能力估算W=L.S.H.v.C式中：W——工作面正规循环生产能力t；L——工作面平均长度m；S——采煤机截深m；H——煤层平均厚度m；v——煤层密度t∕立方米；C——工作面煤炭采出率％。W=189×0.6×6×1.435×85％=830t﹥810t（设计生产能力）故选用该型号采煤机满足于生产需要。第二节运输机的选型及验算采区及工作面均选用SSJ-1200∕2×315型胶带输送机，设计按1800t∕h出煤量考虑，，带速3.5m∕秒，皮带重载段每米带重为197kg∕m，验算皮带能力如下：（以采区皮带巷、出煤巷为例，巷长750m，坡度4.57～1.83度）一、工作阻力计算（一）负载段阻力计算：（F1）F（1）=（q+q0+q′)ΨLcosΦ±(q+q0)LsinΦ=(197+18+14.76)×0.032×250×cos4.57°-(197+18)×250×sin4.57°=-2467.4F（2）=（q+q0+q′)ΨLcosΦ±(q+q0)LsinΦ=(197+18+14.76)×0.032×500×cos1.83°+(197+18)×500×sin1.83°=6897.5F1=-2467+6897.5=4430.5(二)空载段阻力计算：（F2）F（1）=（q0+q″)LΨ″cosΦ±q0LsinΦ=(18+6.43)×250×0.056×cos4.57°+18×250×sin4.57°=701kgF（2）=（q0+q″)LΨ″cosΦ±q0LsinΦ=(18+6.43)×500×0.056×cos1.83°-18×500×sin1.83°=413kg.F2=701+413=1114(三)其他阻力：（F3）F3=800kg。(四)总阻力计算：（F）F=F1＋F2＋F3=6344.5kg二、电机功率验算：N=FV/102η=6344.5×3.5/102×0.8=272Kw选择2×315Kw>272Kw，满足设计要求。三、公式参数说明：q皮带重载段每米重；197（kg/m）q0每米皮带单重；18（kg/m）q′每米皮带上托滚转动惯量；14.76（kg/m）Ψ上托滚总摩擦系数；0.032L--该段皮带长度；q″下托滚转动惯量；6.43（kg/m）Ψ″下托滚总摩擦系数；0.056第三节顺槽设备的选型各回采工作面进风顺槽配备SGZ-880/250自移式转载机一部，电机功率250KW；设计选用SSJ-1200/250×2型压花胶带输送机2部，（计算结果满足使用，计算方法同采区皮带，故不在叙述）。皮带随工作面推进而逐渐缩短。为考虑放顶煤块炭的粒度，在进风顺槽转载机上配套安设一部PCW-160型破碎机。回风顺槽主要是回采工作面回采时的回风通道，在非生产班兼负下料运输功能，装备有JD-25KW和JD-40KW调度绞车，最大提升坡度13度，计算验证如下式：（以JD-25KW调度绞车为例）一、绞车牵引力计算Fmax=n（Gz+Gc）（Sinα+fCosα）+PSL（w+Sinα）=3（2700+718）（Sin5°+0.02Cos5°）+0.85×400（0.3+Sin5°）=1149.12kg﹤F额=1800kg式中：Fmax-最大提升能力；n-每钩挂矿车数（取3）；Gz-矿车最大载重（2700kg）；Gc-矿车自重（718kg）；PS-钢丝绳单位重量（0.85kg/m），使用6股19丝∮钢丝绳；L-线路长度（取400mf-矿车运行阻力系数（0.02）；w-钢丝绳运行阻力系数（0.3）。二、钢丝绳破断力校核：m'=Qd/Fmax=12500/1149.12=6.5倍符合规程要求式中：Qd——钢丝绳所有钢丝破断力总和（12500kgm'——煤矿安全规程规定倍数。三、电机功率校核：N'=Fmaxv/102ηc=1149.12×1.22/102×85%=11.68﹤25kw（符合要求）；式中：N'——电机运行实际功率（kw）；ηc——机械传动效率（85%）；V——绞车运行平均速度（1.22m/s）。四、结论：经校核钢丝绳选∮18.5mm钢丝绳，绞车提升能力、钢丝绳破断力和电机功率均符合要求。挂车数规定：平板车挂车数为1辆；矿车挂车数：空车3辆或重车3第四节工作面液压支架的选型与计算按综放工作面质量安全标准规定，本采区工作面支架需要承受的荷载取8倍采高的岩柱重量，来验算工作面支架合理的支护强度，选用ZFSB4000-17∕28型低位放顶煤支架，验算结果如下：Pt=9.81hγk=9.81×2.6×2.5t∕m3×8=510.1kN∕㎡=0.51mPa式中：Pt－工作面合理的支护强度kN∕㎡h－采高（取2.6m）γ－顶板岩石容重，t/m3(取2.5t/m3)k－工作面支架上覆岩层厚度与采高之比（取8倍采高计算）得出：支架实际最大受载强度为0.51mPa，小于本支架设计支护强度0.65mPa，所选支架符合设计要求。选用支架技术参数表支架型号初撑力/kN工作阻力/kN高度/m支护面积/m2数量ZFSB4000320040001.7～2.85.32～6.08127ZFSB4800384048001.8～2.95.46～6.426第五节综放工作面其它设备的选型配套上述支架的需要，相应选取下表的机电设备：综放工作面机电设备配备表序号名称型号备注数量1乳化液泵WBR－200/31.5125kW22喷雾泵BPW-315/1655kW23加压泵BPW-80/31.5110kW24移动变压器KBSGZY-1000/61140V35移动变压器KBSGZY-630/61140V16移动变压器KBSGZY-315/6660V17潜水泵BQF-Ⅲ流量4～25m3/h2根据该矿为地面集中供液的特点，启动泵站前应使用乳化液浓度折射仪检查液体浓度，保证在3%～5%之间，不合格必须处理后方可开泵。第八章采区主要技术经济指标（采区主要技术经济指标表按建议方案编制）序号名称单位指标备注1设计能力年产量万吨/年215日产量吨/日64832采区服务年限年2.853工作制度年工作天数天330日工作班数班3二九一六制4煤质工业牌号WY3灰分A(％)28.20硫分S(％)1.85发热量Q(MJ/kg)26.545采区储量地质储量万吨1030.75设计可采储量量量万吨659.76煤层厚度米6.36倾角度2°～14°比重吨/ｍ³1.4357采区布置形式上山盘区布置8采区范围走向长度米1553倾斜长度米657面积米210218749投产工作面个数及长度综采面个×米1×200备用面个×米1×20010采煤方法走向长壁放顶煤11顶板管理方式全部垮落法12掘进面个数岩巷个1半煤岩巷个1煤巷个213巷道总长度岩巷米884半煤岩米1675合计13298煤巷米1073914采区主运输运输方式胶带输送机15采区辅助运输运输方式轨道、小绞车16采区沼气等级高沼气17采区排水正常涌水量ｍ³/h15最大涌水量ｍ³/h50D155-67×6型多级离心泵318采区回采率%8019掘进率岩巷m/万吨1.1418.12半煤岩巷m/万吨2.16煤巷m/万吨14.8220巷道分类开拓米0准备米4921回采米837721采区开竣工时间开工时间2011年3月1日开工竣工时间2013年9月30日竣工合计2年零9个月投产时间2013年后附：1、采区巷道平面布置图1张2、采区巷道布置方案图2张3、区段巷道布置及生产系统图1张4、综放工作面布置图1张5、采区巷道断面支护形式图1张6、采区设计编制参考资料7、致谢语附录一采区设计编写参考文献技术政策：[1]《煤矿安全规程》国家安全生产监督管理总局2011年3月1日[2]《煤炭工业设计规范》煤炭工业出版社1997年2月1日[3]《煤炭工业实行政策》煤炭工业部1979年9月7日[4]《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》（试行）煤炭工业部1984年1月3日参考资料、书刊：[1]《采煤学》[2]《煤矿设计手册》[3]《井巷工程》[4]《煤矿地质学》[5]《矿井通风与安全》[6]《煤矿地下开采方法》附录二致谢通过本阶段的努力，我的毕业设计《XX矿芦北区15#煤二采区设计》终于完成了，这意味着学习阶段即将结束。在校学习期间，我在学习上和思想上都受益非浅，从实践到理论，再从理论回到实践中，自身素质和综合能力都有了较大的提高，这除了自身的努力外，与各位老师、同学和朋友同事的关心、支持和帮助是分不开的。本设计的编制过程中，我的设计辅导单位领导和同事们倾注了大量的心血，从选题到开题报告，从写作提纲，到一遍又一遍的指出每稿中的具体问题，严格把关，循循善诱，在此我表示衷心的感谢。同时，在毕业设计中还得到了学校老师和教研室老师的精心指导，老师们在设计上的一丝不苟，严格要求，不仅让我的毕业设计保质保量，避免了一些粗心的错误，而且也教会了我做人的道理。无论做任何事，严谨的态度是成功的一半。另外，也感谢同学们给予我的大力帮助，我们互相探讨、互相验证，在这样一个活跃的环境中我们所掌握的知识都得到了充实与提高。为此，再次向参于我毕业设计的领导、老师和同事、同学们表示由衷的感谢！学员：王晓忠附录三采区设计图1、采区巷道平面布置图（1：2000）2、采区巷道布置方案图（一）（1：2000）3、采区巷道布置方案图（二）（1：2000）4、综放工作面布置图（1：2000）5、采区巷道断面图（1：50）基于C8051F单片机直流电动机反馈控制系统的设计与研究基于单片机的嵌入式Web服务器的研究MOTOROLA单片机MC68HC（8）05PV8/A内嵌EEPROM的工艺和制程方法及对良率的影响研究基于模糊控制的电阻钎焊单片机温度控制系统的研制基于MCS-51系列单片机的通用控制模块的研究基于单片机实现的供暖系统最佳启停自校正（STR）调节器单片机控制的二级倒立摆系统的研究基于增强型51系列单片机的TCP/IP协议栈的实现基于单片机的蓄电池自动监测系统基于32位嵌入式单片机系统的图像采集与处理技术的研究基于单片机的作物营养诊断专家系统的研究基于单片机的交流伺服电机运动控制系统研究与开发基于单片机的泵管内壁硬度测试仪的研制基于单片机的自动找平控制系统研究基于C8051F040单片机的嵌入式系统开发基于单片机的液压动力系统状态监测仪开发模糊Smith智能控制方法的研究及其单片机实现一种基于单片机的轴快流CO〈,2〉激光器的手持控制面板的研制基于双单片机冲床数控系统的研究基于CYGNAL单片机的在线间歇式浊度仪的研制基于单片机的喷油泵试验台控制器的研制基于单片机的软起动器的研究和设计基于单片机控制的高速快走丝电火花线切割机床短循环走丝方式研究基于单片机的机电产品控制系统开发基于PIC单片机的智能手机充电器基于单片机的实时内核设计及其应用研究基于单片机的远程抄表系统的设计与研究基于单片机的烟气二氧化硫浓度检测仪的研制基于微型光谱仪的单片机系统单片机系统软件构件开发的技术研究基于单片机的液体点滴速度自动检测仪的研制基于单片机系统的多功能温度测量仪的研制基于PIC单片机的电能采集终端的设计和应用基于单片机的光纤光栅解调仪的研制气压式线性摩擦焊机单片机控制系统的研制基于单片机的数字磁通门传感器基于单片机的旋转变压器-数字转换器的研究基于单片机的光纤Bragg光栅解调系统的研究单片机控制的便携式多功能乳腺治疗仪的研制基于C8051F020单片机的多生理信号检测仪基于单片机的电机运动控制系统设计Pico专用单片机核的可测性设计研究基于MCS-51单片机的热量计基于双单片机的智能遥测微型气象站MCS-51单片机构建机器人的实践研究基于单片机的轮轨力检测基于单片机的GPS定位仪的研究与实现基于单片机的电液伺服控制系统用于单片机系统的MMC卡文件系统研制基于单片机的时控和计数系统性能优化的研究基于单片机和CPLD的粗光栅位移测量系统研究单片机控制的后备式方波UPS提升高职学生单片机应用能力的探究基于单片机控制的自动低频减载装置研究基于单片机控制的水下焊接电源的研究基于单片机的多通道数据采集系统基于uPSD3234单片机的氚表面污染测量仪的研制基于单片机的红外测油仪的研究96系列单片机仿真器研究与设计基于单片机的单晶金刚石刀具刃磨设备的数控改造基于单片机的温度智能控制系统的设计与实现基于MSP430单片机的电梯门机控制器的研制基于单片机的气体测漏仪的研究基于三菱M16C/6N系列单片机的CAN/USB协议转换器基于单片机和DSP的变压器油色谱在线监测技术研究基于单片机的膛壁温度报警系统设计基于AVR单片机的低压无功补偿控制器的设计基于单片机船舶电力推进电机监测系统基于单片机网络的振动信号的采集系统基于单片机的大容量数据存储技术的应用研究基于单片机的叠图机研究与教学方法实践基于单片机嵌入式Web服务器技术的研究及实现基于AT89S52单片机的通用数据采集系统基于单片机的多道脉冲幅度分析仪研究机器人旋转电弧传感角焊缝跟踪单片机控制系统基于单片机的控制系统在PLC虚拟教学实验中的应用研究基于单片机系统的网络通信研究与应用基于PIC16F877单片机的莫尔斯码自动译码系统设计与研究HYP