机械化实施方案.docx
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机械化实施方案
第三章机械化实施方案
第一节概述
按照“安监总煤行〔2010〕178号《关于推进小型煤矿机械化的指导意见》”要求的“厚度≥0.8米倾斜煤层必须实现机械化采煤的工作目标”。
将该矿井采煤方法由炮采提升至高档普采，使煤矿主要生产系统更加合理，生产布局更加优化，实现合理集中生产和均衡生产。
在现有矿井的基础上，通过升级改造，实现采煤工作面机械化，提高工作面的单产，实现矿井高产高效；同时进行供电系统、通风系统和提升系统能力校核。
第二节采煤方法
矿井现有采面为二段中区304工作面,采煤方法为炮采，本次机械化实施方案为在原有工作面内采煤方法升级,即由原炮采升级为高档普采，使矿井回采工效率由目前的2吨/工提高到6吨/工。
矿井经济效益提升显著。
升级改造后，矿井的回采工作面个数保持不变，仍为一个。
一、采煤方法的选择
本矿地质构造较简单，煤层赋存稳定，煤层倾角较大，所采煤层煤厚0.7～1.65m,平均厚1.39m，倾角24°～30°，煤质中硬，顶板为粉细砂岩，较易冒落。
根据地质条件及煤层赋存情况，选择采用走向长壁后退式高档普采的采煤方法，全部垮落法管理顶板。
二、工作面回采工艺及装备
根据304工作面顶底板岩性、煤层赋存状况和矿压资料，确定该面选用如下设备:
1、工作面刮板运输机
选用SGW-620/150型刮板运输机一部。
其主要技术参数：
运输能力:
250t／h
链 速:
1.2m／s
电机功率:
2×75kW
圆环链规格：
Φ18×26×92
供电电压：
1140V
2、采煤机
选用MG-132/310-BW型双滚筒采煤机一部。
其主要技术参数:
截深:
0.8m
采高:
1.0～1.55m
电机功率:
310kW
牵引速度:
0～4.9m／min
供电电压：
1140V
3、转载机
选用SGW-40T型转载机一部。
其主要技术参数:
运输能力:
150T／h
链速:
1.28m／s
电机功率:
40kw
圆环链规格：
Φ16×56×96mm
供电电压：
660v
4、乳化液泵站
选用BRW—80/20型乳化液泵站。
其主要技术参数：
公称流量：
80L/min
公称压力：
20MPa
电机功率37kw
电压等级：
660v
数量：
2泵1箱
5、变电站
变电站的电控系统配套的电器设备：
选用KBSGZY-500/6移动变电站一台，QJZ-300/1140控制开关2台、KBZ-400/1140馈电开关一台，向工作面运输机、采煤机供电。
KBSG-315/6型干式变压器1台、KBZ-400/660馈电开关一台，向转载机供电。
选用QBZ-80/660低压开关2台（其中1台备用），用以工作面1#、2#乳化液泵供电。
采区设备配置统计表
序号
设备名称
设备型号
台数
电压V
容量
KW
使用去向
1
馈电开关
KBZ-400
1
660
304机采皮带头、
三、四东变电所
2
馈电开关
KBZ-400
1
1140
304工作面运输机采煤机
3
信号综保
ZBZ-4.0M
2
660
4.0
304运顺、回顺
4
控制开关
QBZ-80
2
660
304运顺、回顺
5
慢速绞车
JHB-14
2
660
18.5
304运顺、回顺
6
控制开关
QBZ-120
3
660
304运顺
7
皮带机
SSJ-80
2
660
40
304运顺
8
刮板机
SGW-40T
1
660
40
304运顺
9
控制开关
QBZ-80N
6
660
304运顺、回顺
10
控制开关
QJZ-300
2
1140
304工作面
11
调度绞车
JD-1.0
3
660
11.4
304回顺
12
调度绞车
JD-1.6
1
660
25
304回顺
13
移动变压器
KBSGZY-500/6
1
1140
500
304工作面
14
潜水泵
BQW50-20/5.5
2
660
5.5
304运顺、回顺
15
乳化泵
BRW-80/20
2
660
37
304运顺
16
采煤机
MG-132/310-BW
1
1140
310
304工作面
17
运输机
SGW-630/150
1
1140
150
304工作面
附图：
三、回采工作面顶板管理
1、概述
根据本矿井煤层赋存条件、顶底板岩性及地面地形地物情况，确定回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。
2、支架选择
工作面支护设备选用适应性强，体积小、重量轻、易操作、安全、防腐、耐崩的单体液压支柱，其型号为DZ16-300/100型，主要技术特征如下：
工作阻力:
300KN
重量:
32Kg
最大支撑高度:
1.6m
最小支撑高度:
1.08m
泵站压力:
19.6Mpa
本次设计工作面支护配备DZ16-300/100型单体液压支柱与铰接顶梁配套支护，端头支护采用DZ16-300/100型单体液压支柱配型钢梁（四对八梁）;工作面超前支护采用DZ25-300/100型单体液压支柱和配套铰接顶梁加强支护，支护长度为20m，柱间距为1.0m。
3、支架支护强度校核
支架的支护强度估算按工作面实测统计法（该法按实测结果统计，以煤层厚度与岩石容重的乘积表示支架支护强度）计算如下：
Ｐ＝k·n·M·r
式中：
Ｐ－支架应具有的支护强度，ＫＮ／m2;
Ｋ－安全系数取１.２;
n.－折算系数，据统计此折算系数在来压期间：
n=9.768Ｍ-0.79
Ｍ－煤层全厚，m
γ－上覆岩层容重，取25KN/m2
代入上式：
Ｐ＝1.2×9.768M-0.79×M×25
=293M0.21
=293×
=345.76KN/m2
工作面支架间距计算：
S=P架/（P·R·K）
式中：
P架－工作面支架工作阻力，单体液压支柱支护时，可用下式计算：
P架=单体额定阻力×排数/循环进度=300×5/0.8=1875KN；
P－工作面顶板压力345.76KN/m2;
R－最大控顶距4.6m;
K－修正系数，取1.1
S=1875/（345.76×4.6×1.1）=1.07m
高档普采工作面设计取支护间距0.75m，排距0.8m。
采用“四、五排管理”，最大控顶距为5.1m，最小控顶距为4.3m。
四、工作面回采方向
为利于加强通风管理，回采工作面回采方向采用后退式。
五、工作面长度
本井田地质构造中等，煤层倾角30°，煤层较薄，煤层生产能力较小，给生产管理带来一定的困难。
因此，工作面不易过长，参照该矿井的开采经验，确定本矿井回采工作面长度为140-170m。
六、矿井生产能力
矿井以一个回采工作面保证矿井90Kt／a的生产能力，3层煤的容重为1.4t/m3，则循环产量为：
Q=L×S×h×r×c
=144×0.8×1.39×1.4×0.97=217吨
式中：
L―工作面平均长度,144m；
s―工作面循环进尺，0.8m；
h―工作面设计采高，1.39m；
r―煤的容重，1.4t/m3；
c―工作面回采率,97％；
Q―工作面每循环生产能力，217吨。
一日2个循环，年工作日为330d，正规循环率为80%，则工作面年产量为：
Q＝217×2×330×0.8=114576t。
工作面产量11.4576万吨/年;掘进煤1.0万吨/年，矿井年产量12.4万吨/年，满足矿井产量规模。
经计算回采工作面年推进度约为420米/年。
七、主要材料消耗指标
矿井生产时主要材料消耗指标预计如下：
坑木：
2m3/kt
火药：
240kg/kt
雷管：
700个/kt
水泥砂石：
2m3/kt
钢材：
100kg/kt
乳化液：
60kg/kt
第三节采区布置
一、采区巷道布置
采区巷道分别与二段中区运输道、二段中区304运输道、二段中区皮带道、二段皮带道、主运皮带道形成联合布置方式。
二、首采工作面位置选择
首采面布置在正在生产的304工作面，四片回风巷标高-170m，四片运输巷标高-240m。
接续面为东区105工作面。
工作面为走向长壁回采工作面，工作面胶带输送机顺槽、工作面回风顺槽均为东西方向布置，形成生产系统。
1、运输顺槽
巷道沿3#煤层顶板按中线掘进，巷道为梯形，锚杆支护，运输顺槽巷道净宽2.9m，净高2.2m，局部顶板破碎处挂菱形网，该顺槽为本面进风、煤炭运输及移动电站和材料运输之用。
2、回风顺槽
巷道为二段中区303运顺沿空留巷，巷道为梯形，锚杆、钢带和锚索支护，巷道净宽2.9m，净高2.2m，该顺槽为本面回风及工作面设备安装、材料运输用。
3、切眼
切眼位置与两顺槽垂直布置，切眼施工一次成巷，靠近两顺槽处10m范围内净宽3m，切眼净高1.39m。
上端机采设备安装用的绞车硐室随切眼施工同时掘出，切眼施工掘进断面为矩形断面，采用单体支护。
三、运输系统
1、煤炭运输系统
二段中区304采面运输机→二段中区304运顺转载机→平巷皮带运输机→中区304石门运输机→中区皮带道运输机→煤仓→二段大倾角皮带→五路主运皮带巷→五路煤仓→一段大倾角皮带→地面（详见304采面运输系统图）。
2、材料、设备等辅助运输系统
地面→一段绞车道→二段绞车道→二段三路车场→304回顺→304采面。
3、供水系统
地面→一段绞车道→一段三路车场→一段主井→一段六路车场→二段绞车道→二段三路车场→二段中区304回顺→工作面。
地面水处理站→地面→一段绞车道→一段三路车场→一段主井→一段六路车场→二段绞车道→二段四路车场→二段中区皮带道→中区304运顺→304采面。
4、压风系统
六路压风机房→二段绞车道→二段四路车场子→二段中区皮带道→二段中区304运顺→304工作面。
四、通风系统
回采工作面采用全负压通风，设有各类通风设施保证通风效果，并且可以实行局部反风。
掘进工作面配备局扇通风。
二段中区304回采入风：
副井→二段绞车道→二段四路车场子→二段中区皮带道→二段中区304运顺→304工作面。
二段中区304回采回风：
二段中区304工作面→二段中区304回顺→二段三东煤仓回风→二段回风道→一段回风道→总排。
五、排水系统
一段各类涌水经水沟自流到一段六路永久水仓，二段三路、四路、六路分别设立临时水仓，由水泵将二段涌水排至一段六路永久水仓，由水泵硐室内水泵经主井的排水管路排到地面。
六、综合防尘系统
1、防尘供水水源来自地面静压水池
2、防尘管路系统：
地面→一段绞车道→一段三路车场→一段主井→一段六路车场→二段绞车道→二段三路车场→二段中区304回顺→工作面。
地面水处理站→地面→一段绞车道→一段三路车场→一段主井→一段六路车场→二段绞车道→二段四路车场→二段中区皮带道→中区304运顺→304采面。
3、二段中区304工作面运、回顺消尘管路每隔50米设置一个三通水门，并备有到工作面高压水管的连接头，保证水压充足。
七、防灭火系统
1、防灭火管路系统：
地面→一段绞车道→一段三路车场→一段主井→一段六路车场→二段绞车道→二段三路车场→二段中区304回顺→工作面。
地面水处理站→地面→一段绞车道→一段三路车场→一段主井→一段六路车场→二段绞车道→二段四路车场→二段中区皮带道→中区304运顺→304采面。
2、二段中区304工作面运、回顺供水管路每隔50米设置一个三通水门，并备有到工作面高压水管的连接头，保证水压充足。
3、该工作面两顺，必须配备，两个干粉灭火器和两个沙箱（0.5m3）灭火器必须放置在灭火箱内，由施工单位负责定期检查灭火器材是否完好可靠。
八、监测系统安全要求：
中区304机采采用煤科院沈阳研究院KJ333监控系统，矿用分站安设在二段三东车场配电点内，编号为16和17号分站，监测线采用MHYVR1*4*7/0.52，线路由分站到达中区304机采工作面。
工作面甲烷传感器T1,回风甲烷传感器T2，上隅角甲烷传感器T3，一氧化碳传感器CO，温度传感器0C，氧气传感器O2。
九、巷道掘进
1、巷道支护方式
根据该矿井煤（岩）层情况，并结合矿井多年以来的井巷支护效果分析，原则上大巷、石门、水仓、硐室等全岩巷道断面为半圆拱形，采用挂网锚喷支护为主;交叉点断面为半圆拱形，采用砼碹支护为主;工作面顺槽等沿煤层顶板掘进巷道断面为梯形，采用锚网（工字钢棚）支护为主。
井巷断面以满足设备运输、通风要求为原则进行选取，以达到经济、实用的目的。
2、掘进工作面个数及机械配备
为保证回采工作面的正常接替，矿井投产时，采掘比按1:
2，安排开拓巷道掘进工作面1个，准备及回采巷道掘进工作面1个。
半煤岩掘进工作面主要设备：
MQT-110/2.5C型锚杆钻机，7655型气腿式凿岩机，SGW—40T刮板运输机，FBDNO6.0/2×15型局扇风机。
岩巷掘进工作面主要设备：
P-30B（岩巷）耙斗机，7XZ-7混凝土喷射机，MQT-110/2.5C型锚杆钻机，7655型气腿式凿岩机，JD-1.6（JD-2.5）调度绞车，FBDNO6.0/2×15型局扇风机。
3、巷道掘进指标
根据当地生产矿井实际情况，并结合矿井掘进面装备水平，巷道掘进指标如下：
煤层平巷：
150m/月;
岩石平巷：
100m/月;
岩石斜巷：
80m/月;
硐室：
400m3/月；
4、矿井投产时采掘比例关系、矸石率
1）矿井投产时采掘比例关系为1:
2;
2）矿井投产后预计矸石率为20％。
5、矿井移交生产时井巷工程量
该矿井为生产矿井，现有炮采工作面直接升级为高档普采工作面，故移交生产井巷工程量为0m。
七、矿井移交生产时三个煤量及可采期
项目
数量
（万吨）
计算标准
（万吨/年）
可采期
（年）
开拓煤量
54.6
9
6.1
准备煤量
24.2
9
2.7
回采煤量
6.9
9
8个月
第四节矿井通风系统
一、瓦斯、煤尘、煤层自燃、煤与瓦斯突出及地温
（一）瓦斯
根据黑龙江省煤炭工业管理局文件：
黑煤生产发【2011】431号“关于2011年度第一批矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量核准结果的通知”，碱场煤矿六井瓦斯等级为高管,二氧化碳等级为低。
矿井瓦斯绝对涌出量5.95m3/min，矿井瓦斯相对涌出量8.86m3/t,工作面瓦斯绝对涌出量1.49m3/min;矿井二氧化碳绝对涌出量3.85m3/min，属高瓦斯管理和低二氧化碳矿井，无瓦斯突出。
（二）煤尘
该矿煤尘具有爆炸危险，煤尘爆炸指数为37％。
（三）煤层自燃
根据黑龙江省煤田地质测试研究中心2006年检验结果，本井田煤层属Ⅱ级自燃。
目前各发火煤层在本矿无发火史。
（四）地温
通过多年生产实际，井下温度为13-15℃，根据鸡西地区地温梯度3℃/100m，未超过允许范围26℃，不影响人身健康和生产效率。
（五）开采深度对瓦斯、地温的影响
本矿井无瓦斯梯度的具体资料和数据，预计瓦斯涌出量会随着开采深度的增加而增大，在生产过程中，应注意检测。
井下温度会随着开采深度的增加而略有增加。
二、矿井通风
（一）本井田煤层赋存较稳定，井田开拓方式采用斜井片盘开拓。
（二）通风方式
采用机械抽出式通风。
（三）通风系统
主、副井→二段绞车道、皮带道→二段四路车场→二段中区皮带道→二段中区304运顺→304工作面→二段中区304回顺→二段三东煤仓回风→二段回风道→一段回风道→风井→地面。
（四）通风设施
矿井主要进、回风巷道间，不使用的联络巷及与采空区相连的巷道，设置两道永久密闭；使用的联络巷设置两道风门，每道风门分别安设正、反联锁风门。
三、风井数目、位置、服务范围及时间
1、本矿井为斜井开拓，一、二段分别设主井、副井和风井。
风井担负矿井回风任务。
2、入风井为副井、主井，同时主井担负矿井主提任务，副井担负矿井辅助提升及人员升降任务。
井筒特征详见第二章，井筒服务时间与矿井服务年限相同。
四、采、掘工作面及硐室通风
（一）采煤工作面通风
采用全风压通风，新风流经车场和入风大巷、机道顺槽进入采煤工作面，经采煤工作面上巷回到区段回风道，再进入风井。
（二）掘进工作面采用FBDN06.0/2×15kw对旋局部扇风机正压供风，工作面乏风经上顺槽、回风道进入回风井，排出地面。
（三）硐室通风采用全风压通风，新风由入风口经硐室、回风道进入回风井排出地面。
五、井下通风设施及构筑物
井下通风设施包括永久密闭、临时密闭、永久风门，临时风门、风窗等。
矿井主要进、回风巷道间，不使用的巷道设置两道永久密闭，使用的联络巷设置两道风门，每道风门分别安设正反联锁风门，本矿通风构筑物布置见通风系统图。
六、矿井风量、风压及等积孔
（一）矿井风量
本设计按《煤矿井工开采通风技术条件》AQ1028-2006的相关规定，对矿井井下用风量进行计算，过程如下。
1、按井下同时工作最多人数计算总风量
Q=4·N·K矿通=4×80×1.2=384m3/min
式中：
Q—矿井所需总用风量，m3/min；
N—按井下同时工作最多人数，80人；
K矿通—包括矿井内部漏风和配风不均衡等因素，取1.2。
2、高档普采采煤工作面实际需要风量
每个回采工作面实际需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
⑴按瓦斯涌出量计算
其计算公式为：
Q采=100q采·Kch4（m3/min）
=100×1.49×1.99/1.37
=217m3/min
式中：
Q采—采煤工作面需要风量,m3/min；
q采—回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，1.49m3/min；
Kch4—采面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0；
⑵按工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采=60·V采·S采（m3/min）
=60×1.4×6.5
=546m3/min
式中：
Q采—采煤工作面需要风量,m3/min；
V采—采煤工作面风速，取1.4m/s；
S采—采煤工作面平均断面，6.5m2。
⑶按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量
每人供风≮4m3/min：
Q采＞4N（m3/min）
每千克炸药供风≮25m3/min：
Q采＞25A（m3/min）
式中：
N—采煤工作面同时工作最多人数，30人。
A—采煤工作面一次爆破最大炸药用量，kg。
Q采＞4N=4×30=120m3/min）
Q采＞25A=25×10=250m3/min
⑷按风速验算
60×0.25S＜Q采＜60×4S（m3/min）
60×0.25×6.5＜Q采＜60×4×6.5
975＜Q采＜1560
式中：
S采—采煤工作面平均断面，m2；
根据以上计算，采煤工作面最大风量546m3/min,为便于计算，采煤工作面的风量取600m3/min。
3、掘进工作面实际需要风量
每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
⑴按瓦斯涌出量计算
Q掘=100·q掘·K掘通
=100×1.15×2
=230m3/min
式中：
Q掘—单个掘进工作面需要风量,m3/min；
q掘—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，1.15m3/min；
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数,取2。
⑵按局部通风机实际吸风量计算需要风量
岩巷掘进：
Q掘=Q扇·Ii+60×0.15S（m3/min）
=300+60×0.15×7.0
=363m3/min
煤巷掘进：
Q掘=Q扇·Ii+60×0.25S（m3/min）
=300+60×0.25×7.0
=405m3/min
式中：
Q扇—FBDNO6.0/2×15型局部通风机实际吸入风量,取300m3/min；
Ii—掘进工作面同时工作的局部通风机的台数，取1。
⑶按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量
每人供风≮4m3/min：
Q掘＞4N（m3/min）
每千克炸药供风≮25m3/min：
Q掘＞25A（m3/min）
式中：
N—掘进工作面同时工作最多人数，10人。
A—一次爆破最大炸药用量，kg。
Q掘＞4N=4×10=40m3/min）
Q掘＞25A=25×6=150m3/min
⑷按风速进行验算
岩巷掘进最低风量：
Q岩掘＞60×0.15S掘（m3/min）
Q岩掘＞60×0.15×7.0=63
煤巷掘进最低风量：
Q煤掘＞60×0.25S掘（m3/min）
Q煤掘＞60×0.25×7.0=105
岩煤巷最高风量：
Q掘＜60×4.0S掘（m3/min）
Q掘＜60×4.0×7.0=1680m3/min
式中：
S掘—掘进工作面平均断面,m3；
根据计算取掘进工作面最大风量300m3/min。
4、硐室实际需要风量
⑴变电、水泵房等实际需要风量
Q机=860wδ/1.2×0.24×60×t
=860×400×0.02/1.2×0.24×60×5
=84（m3/min）
式中：
Q机—水泵房等实际需要风量，m3/min；
w—电机总功率，kj/s;
δ—机电硐室的发热系数，水泵房取0.02
⊿t—硐室进回风温差，取5℃
变电、水泵房实际需要风量取120m3/min。
二段绞车、压风、变电硐室、材料硐室实际需要风量各取90m3/min。
则硐室总风量取480m3/min。
5、矿井联络巷道
矿井井下入风与回风行人联络巷道7处，各取110m3/min，则联络巷道需风量770m3/min。
6、矿井其它风量
矿井其它风量取260m3/min。
7、矿井总风量
Q矿井=（
+
+
）
K矿
=（600+300+410×2+480+770+260）
1.2=3876（m3/min）
取Q初期＝Q后期＝64.6m3/s。
式中：
Q矿井——矿井总入风量,m3/min
∑Q采—采煤工作面实际需要风量总和；
∑Q备—采煤备用工作面实际需要风量，取采面风量50%；
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量总和；
∑Q硐—硐室实际需要风量总和；
∑Q其它—其它井巷需要进行通风的风量总和；
K矿—矿井通风系数,取1.2
（二）矿井通风阻力计算
根据H=
式中：
H——矿井总阻力，mmH2O
a——井巷阻力系数，N·s2/m4
p——井巷断面周长，m
L——井巷长度，m
Q—井巷通过的风量，m3/s
S—井巷净断面积，m2
分别计算出矿井通风最容易时期和通风最困难时期的通风阻力,见矿井通风阻力计算表。
（三）矿井等积孔计算
A易=
=
A难=
=
因为：
1<1.85<21<1.82<2
经计算，矿井初期通风负压为1715Pa，等积孔1.85m2。
矿井后期通风负压为1783Pa，等积孔1.82m3。
所以，矿井通风容易时期和通风困难时期，通风难易程度均属中等。
七、通风设备校核
（一）通风设备校核
该矿采煤机械化实施后，仍采用中央并列抽出式通风方式，风井回风，主井和副井入风。
该矿现有BD-II-8-No24型防爆对旋抽出式轴流风机两台，一台使用，一台备用，配套电动机功率2×31
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