通风课程设计说明书Word格式文档下载.docx
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其计算式为：
Zk=ZG-P=7585.64-281.53=7304.11万吨
2.4采区回采率
100％=
100％≈96.23％
采区服务年限
=
=43.4768年≈43.5年
3采区情况介绍
3.1采区基本情况
本课程设计的采区，煤层数一层，煤层厚度为26m；
煤层顶板是砂岩，煤的平均容重为1.35/t.m-3；
采区内煤层赋存稳定，地质构造简单，无断层；
煤层的瓦斯涌出量为8.6/m3.t-1，属于低瓦斯矿井；
煤层倾角为2.27°
，属于近水平煤层；
煤层无自然发火危险，自然发火期为4个月；
无煤尘爆炸危险。
采区走向长度为1536m，倾斜长度为1407m；
采区工业储量为7585.64万吨，开采损失281.53万吨，可采储量7304.11万吨；
采区年生产能力设计为120万吨，设计服务年限43.5年。
3.2采区巷道布置说明
本设计的采区内，煤层数为一层，煤厚为26m。
所以采用分层开采，分层间采用下行开采顺序，垮落法处理采空区。
上分层铺设人工假顶。
本采区采用盘区石门集中平巷联合准备方式。
盘区内单翼开采，采用走向长壁后退式进行开采，工作面长度为220、230m。
在盘区自运输大巷开掘盘区石门，在距煤层底板10m左右布置轨道下山，在区段边界处，煤层底板8m左右的岩层中布置区段运输集中平巷和轨道集中平巷，在区段集中平巷内每隔350m分别开掘穿透煤层的进风行人斜巷、回风运料斜巷和区段溜煤眼。
在区段平巷内开掘第一分层运输平巷和回风、运料平巷，至区段平巷后，沿煤层倾斜方向开掘开切眼，即可进行回采。
3.3采区内工作系统介绍
采区内的工作系统主要包括：
（1）运煤系统：
工作面—第一分层工作面运输平巷—溜煤眼-区段岩石运输集中平巷-煤仓-盘区石门-运输大巷
（2）通风系统：
回采通风系统：
新鲜风流—采区运输大巷—盘区石门—进风斜巷—区段岩石运输集中平巷—进风行人斜巷-第一分层工作面运输平巷—第一分层工作面—第一分层工作面运输平巷—回风运料斜巷-区段岩石轨道集中运输平巷-盘区回风大巷—浊风排出；
掘进通风系统：
新鲜风流—采区运输大巷—盘区石门—进风斜巷—区段岩石运输集中平巷—进风行人斜巷-第一分层下一工作面运输平巷—掘进工作面—第一分层下一掘进回风斜巷—轨道下山—盘区回风大巷-浊风排出。
（3）材料及设备运输系统：
回采面：
盘区运输大巷—车场绕道-轨道下山-区段岩石轨道集中运输平巷-回风运料斜巷-第一分层工作面运输平巷-工作面
掘进面：
盘区运输大巷—车场绕道-轨道下山-区段岩石轨道集中运输平巷-回风运料斜巷-第一分层下一工作面运输平巷—掘进工作面。
（4）排矸系统：
掘进巷道时所出的煤和矸石—分层工作面回风平巷-区段岩石轨道-回风运料斜巷-区段岩石轨道集中运输平巷-轨道下山-车场绕道-盘区运输大巷
（5）排水系统：
在盘区石门、轨道下山等各条巷道中布置水槽，使水依靠自重在水槽中流动，最终流入水仓。
（6）供电系统
高压电缆由井底中央变电所，经大巷、盘区运输石门、至采区变电所。
经降压后的低压电，由低压电缆分别引向回采和掘进工作面附近的配电点以及输送机、绞车房等用电地点。
3.4巷道断面选取
盘区运输大巷、盘区回风大巷、盘区石门、轨道下山采用拱形断面，锚喷支护；
工作面运输巷道和回风巷道、区段岩石运输集中平巷、区段岩石轨道集中平巷采用梯形断面，工字梁支护。
随着锚喷支护的推广，采用拱形断面拱部成形好，施工方便，利用率高；
梯形断面能够使顶板暴露面积少，可减少顶压，能承受较大的侧压。
其中，盘区石门采用带式输送机运输煤炭；
工作面运输巷道采用带式输送机运输，为单输送机道；
工作面回风巷道利用1.5t矿车运输材料和设备，为单轨巷道。
巷道断面及其技术参数如下：
（1）采区运输、回风大巷、盘区石门、轨道下山
设计掘进断面积16.2m2，净断面积14.2m2，净周长14.4m；
设计掘进宽度B=4.8m,高度H=3.9m，喷射厚度T=100mm；
锚杆型式为钢筋砂浆，外露长度50mm，排列方式为矩形，间排距为800mm，锚深1600mm，锚杆直径14mm，巷道断面图如图4-1。
图4-1采区运输大巷巷道断面图
（2）回采工作面运输、分层回风巷及通风道、区段岩石运输集中平巷、区段岩石轨道集中平巷
设计掘进断面积10.8m2，净断面积10m2，净周长13.4m；
设计掘进底板宽度B=4890m，顶板宽度B
=3990m,高度H=2435m；
金属支架采用GB700-65，11#A5矿用工字钢，断面设计如图4-2所示。
图4-2工作面运输、回风巷道断面图
4回采工艺设计
4.1采煤方法的选择
由于煤层倾角为2.27°
，因而采用走向长壁采煤法，采用后退式开采。
采用走向长壁采煤法具有以下优点:
（1）巷道布置简单,巷道掘进和维护费用低、投产快；
（2）运输系统简单,占用设备少,运输费用低；
（3）回采巷道既可以沿煤层掘进,又可以保持固定方向,使采煤工作面长度保持等长,减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响,非常有利于综采；
（4）对某些地质条件的适应性较强。
当煤层的地质构造,如倾斜和斜交断层比较发育时,布置倾斜长壁工作面可减少断层对开采的影响,可保证工作面的有效推进长度；
当煤层顶板淋水较大或采空区采用注浆防火时,仰斜开采有利于疏干工作面,创造良好的工作环境；
（5）技术经济效果比较显著。
国内外实践表明,在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产串和吨煤成本等几项指标方面,都有显著提高或改善。
4.2盘区开采顺序与开采方法
本设计将煤层分为8层，每层煤3.2米厚。
各分层间划分为区段进行开采，按地理位置自西向东依次编号为1、2、3、4、5、6，共同组成一个盘区。
开采顺序为：
首先进行第1区段，然后依序号向下开采。
当开采上一工作面时，下一区段进行掘进作业。
开采作业以后，利用沿空掘巷方式保留上一工作面巷道。
上一工作面开采结束后，再移至下一区段开采。
当第一分层都开采结束后，再去开采第二分层。
层与层之间铺设金属网做为人工假顶。
4.3采煤设备的选择
根据煤层厚度、煤层倾角、工作面长度选择成套的采煤设备。
采煤机型号MXA-300/4.5，液压支架为ZY3400/24/45型掩护式支架，工作面刮板输送机为SGZ764/264A型，刮板转载机型号为SZB-764/132工作面运输巷道用SSJ-1000/2×
160型伸缩带式输送机，破碎机型号为PEM1000×
650Ⅱ。
（1）采煤机型号MXA-300/4.5，其主要参数如表5-1所示：
表5-1MXA-300/4.5采煤机参数表
采高（m）
2.3~3.5
滚筒中心距（mm）
10326
适应煤质硬度（kg/cm2）
f=2~4
机面高度（mm）
1905
倾角（°
）
5~25
卧底量（mm）
185
截深（mm）
656
电
动
机
型号
DMB-300s
滚筒直径（m）
2.0
功率KW
300
牵引方式
液压、双牵引、无链
台数（台）
1
牵引速度（m/min）
0~8.5
电压（V）
1140
链条规格
齿销
冷却方式
水冷
主油泵型式
125EV-2XP1-V1300S变量泵
喷雾灭尘方式
内、外喷雾
油马达型式
125-EX-8XP1定量马达
控顶距（mm）
2342
调高泵型式
定量柱塞泵
总量（t）
48.3
辅助泵型式
（2）液压支架，其主要参数如表5-2所示：
表5-2液压支架参数表
型号
ZYX3400/23/45
ZY3600/25/50
支
9架
型式
大采高大倾角掩护式
掩护式
高度（m）
2.3-4.5
2.5-5.0
宽度（m）
1.43-1.6
中心距（m）
1.5
初撑力（kN）
2608
3092
工作阻力（kN）
3400
3600
支护强度（MPa）
0.58
0.61
对底板比压（MPa）
1.34
1.31-2.35
适应煤层倾角（°
35
＜25
降-移-升循环时间（s）
28.58
35.9
运输尺寸（长
宽
高）（m）
5.47
1.43
2.3
6.12
2.5
重量（t）
21.2
19.76
立
柱
双伸缩
缸径/中缸内径/柱径（mm）
230/180/220
250/180/160
工作阻力/初撑力（kN）
1700/1304
1800/1546
推移
千
斤顶
浮动活塞式
缸径/行程（mm）
150/750
160/700
推力/拉力（kN）
178.1/452.8
178.8/452.6
平衡
150/415
140/350
工作阻力（活塞腔/缸腔）（kN）
671.6/534
646/408
每架数量（个）
2
（3）工作面刮板输送机,型号SGZ-764/264，其主要参数如表5-3所示：
表5-3SGZ-764/264刮板输送机主要参数表
设计长度（m）
200
刮板链型式
双边链
出厂长度（m）
150
刮板间距（mm）
1032
运输能力（t/h）
700
与采煤机配套牵引方式
有链
链速（m/s）
1.12
KBY550-132
适应倾角（°
无
功率（kW）
2×
132
液力偶合器型号
YL-500X
Q
转速（r/min）
1475
液力偶合器介质
油
布置方式
平行布置
圆环链破断负荷（KN）
≥598
中部槽规格（mm）
（长×
宽×
高）
1500×
764×
222
166.62
圆环链规格
86-C
减速器速比
1：
25.444
（4）刮板转载机,型号SZB-764/132，其主要参数如表5-4所示：
表5-4SZB-764/132刮板转载机主要参数表
29.7
输送能力（t/h）
速度（m/s）
功率（KW）
与带式输送机有
效重叠长度（m）
11.44
1470
爬坡性能
爬坡角度（°
10
爬坡长度（m）
6.5
回环链
规格（mm）
22×
爬坡高度（m）
1.6
破断负荷（KN）
偶合器型式
YL-500×
1Q
516
中部槽尺寸（mm）
质量（t）
24.90
（5）伸缩带式输送机,型号SSJ1000/2×
160，其主要参数如表5-5所示：
表5-5SSJ1000/2×
160伸缩带式输送机主要参数表
输送量t/h
1000
机尾搭接长度（m）
12
输送长度（m）
1200
机尾搭接处轨距（mm）
1362
带速（m/s）
205
机头外形尺寸（宽×
高）（mm）`
2646×
1705
传动滚筒直径（mm）
630
托辊直径（mm）
108
YSB-90
输
送带
类型
阻燃输送带
160×
宽度（mm）
660
储带长度（m）
100
120
（6）破碎机,型号PEM1000×
650Ⅱ，其主要参数如表5-6所示：
表5-6PEM1000×
650Ⅱ破碎机主要参数表
结构特点
鄂式
配套转载机型号
SZB-764/132
过煤能力（t/h）
外形尺寸（长×
高）（mm）
3270×
2260×
1430
破碎能力（t/h）
450
电动机
JBY91-4/55
进料口宽度（mm）
55
进料口高度（mm）
550
出料粒度（mm）
40-370
4.4综合机械化回采工艺
回采工作面循环作业：
（1）滚筒的转向和位置
前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤。
即“前顶后底”、“右顺左逆”。
综采面双滚筒采煤机的割煤方式：
往返一次割两刀。
如图5-7所示：
图5-7滚筒的转向和位置示意图
（2）割煤方式
考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素，采用穿梭割煤，往返一次进两刀。
（3）综采面采煤机的进刀方式：
工作面端部斜切割三角煤进刀。
其过程如下：
①当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留有一段下部煤；
②调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割人煤壁,直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直；
③再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处；
④将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上下滚筒,返程正常割煤。
（4）移架方式
支架的移架方式为单架依次顺序式,又称单架连续式。
支架沿采煤机牵引方向依次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板,应用比较多。
（5）支护方式
针对综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，采用及时支护方式。
采煤机割煤后,支架依次前移、支护顶板,输送机随移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深。
推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度,这样工作空间大,有利于行人、运料和通风。
综采工作面支护方式：
ZZ4400/18/38型支撑掩护式液压支架。
端头支护方式：
用DW35—180/100X型单体液压支柱进行端头支护。
超前支护方式：
工作面运输巷超前20m加强支护，DW35—180/100X型单体液压支柱配合金属铰接梁支护巷道的两帮，柱距均为1m；
回风巷超前20m加强维护，只在巷道中间支设一排DW35—180/100X型单体液压支柱。
生产班的主要工艺过程是：
割煤、移架、推移输送机。
采煤机上下两端斜切进刀自开缺口；
双向割煤，往返一次割两刀，移架滞后采煤机4-6m，输送机滞后采煤机10-15m推移综采工作面中，沿工作面全长完成采煤、移架、推溜三个主要工序后，工作面就向前推进一个进度，完成一个循环。
（6）工作面循环作业计算
采区的设计生产能力为120万吨/年；
平均工作日产量为1200000/330＝3636吨；
日推进量＝
＝3636÷
（220×
3.2×
1.35×
0.95）=4.03
滚筒截深为0.8米，进刀数＝4.03÷
0.8=5.03≈5刀。
工作面采用三、八工作制，一采一准作业方式，每天进5刀；
劳动组织形式为分段作业形式。
4.5回采工作面循环作业图表
回采工作面配备三个班进行开采，其中两个开采班，一个检修班。
具体回采工作面循环作业如何进行如表5-8所示：
表5-8回采工作面循环作业图表
4.6劳动组织形式
劳动组织形式如表5-9所示：
表5-9劳动组织形式表
序号
工种
定员
合计
一班
二班
检修班
班长
3
安全员
采煤机司机
4
支架工
6
16
5
清煤工
8
输送机司机
7
运料工
14
端头支护工
9
机电维修工
24
26
74
4.7综采工作面设备布置和剖面图
图5-2综采工作面设备布置和剖面图
1—采煤机；
2—刮板输送机；
3—液压支架；
4—下端头支架；
5—上端头支架；
6—转载机；
7—可伸缩胶带输送机；
8—配电箱；
9—乳化液泵站；
10—设备列车；
11—移动变电站；
12—喷雾泵站；
13—液压安全绞车；
14—集中控制台。
5掘进工艺
5.1掘进通风方法
掘进通风方法采用局扇通风。
局扇通风按其工作方式可以分为压入式、抽出式和混合式三种。
本设计采用压入式，对于压入式通风，由于局扇和启动装置都位于新鲜风流中在瓦斯矿井运转安全；
风筒出口风流的的有效射程长，排烟能力大，工作面的通风时间短，而且可用柔性风筒。
5.2掘进通风设备的选择
5.2.1风筒选择
⑴选用KSS600-150型带刚性圈的软质阻燃风筒，直径600mm，接头方法：
快速接头软带，百米风阻30.2N·
s2/m8，一节10m,螺距150mm。
⑵风筒漏风计算
风筒漏风量
=Q
-Q=4.1m
/min
风筒百米漏风率
L
＜2%
风筒有效风量率E
×
100%=98%
风筒漏风备用系数
=
=1.02
5.2.2局扇选择
⑴确定局扇的工作参数
局扇工作风量Q
·
Q=1.02×
202.7=206.8m
局扇工作风压h
=R
=R
Q·
Q=30.2×
206.8/60×
202.7/60=351.65Pa
⑵局扇选型
本设计选用轴流式局扇，它体积小，便于安装和串联运转，效率高。
具体选择JBT-52型局扇，功率11kW，台数1台，转数2900r/min，全风压490-2352Pa，风量145-225kW。
6通风量计算
6.1通风系统的选择
回采工作面进风巷与回风巷的布置有U、Z、Y双Z和W等形式。
这些形式都是U形的变形，是为了加大工作面长度、增加工作面供风量、改善工作面气候条件，预防采空区漏风和瓦斯涌出等目的而设计出来的。
Z形通风系统要求在采空区维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的瓦斯排至回风道，但采空区巷道的维护量较大；
Y形通风系统要求工作面的上顺槽沿采区一翼全长预先掘好，而且在回采期间始终维护，故采区巷道的掘进和维护费用较大；
在相同的地质条件下，W形工作面的供风量要比U、Y形增加一倍，采面产量显著提高，但巷道维护在采空区，漏风大，有效风量率低且易于自然发火；
U形后退式具有采空区漏风小的优点，但在工作面上隅角附近易于积存瓦斯，影响工作面的安全生产。
综上所述本设计采用U形后退式通风系统，另外利用导风设施（导风板、风帘等）或利用采空区的风眼回风等来解决上隅角附近易于积存瓦斯问题。
6.2采区工作面瓦斯抽放
本矿井属于高瓦斯矿井，开采厚煤层前应对其进行瓦斯抽放。
本设计采用煤层钻孔抽放技术和采空区抽放技术对采煤工作面的瓦斯进行采前抽放以使得工作面瓦斯达到要求，保证生产的安全进行。
采用煤层钻孔抽放技术和采空区抽放技术对工作面的瓦斯抽放率达到50%。
采煤开始前抽放率大于或等于这一数值时才可进行生产。
6.3风量计算
生产采区需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。
现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
Q采区≥（∑Qai+∑Qbi+∑Qci）×
KWZm3/min
式中：
∑Qai——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min;
∑Qbi——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min;
∑Qci——其他风量的总和，m3/min;
KWZ——采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般可取1.2～1.25，在此采区中近似为1.2。
6.3.1采煤工作面所需风量
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。
1按采煤工作面瓦斯涌出量确定需要风量
绝对瓦斯涌出量q绝对=3636.36×
8.6÷
1440=21.72m3/min
绝对瓦斯涌出量q绝对=21.72m3/min×
50%=10.86m3/min
Qai=100q绝对×
K不均衡=100×
10.86×
1.4=1520m3/min
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min
K不均衡——回采工作面通风不均衡系数，常取1.2～2.1
⑵按工作面温度选择适宜的风速计算：
Qai=60×
V采×
S采
V采——采煤工作面风速，m/s，工作面平均温度20℃时，V采=1m/s；
S采——采煤工作面的平均断面积，m2。
使用掩护式支架时，S采=3（M-0.3）m2，其中M为煤层开采厚度，m。
S采=3×
（3.2-0.3）=8.7m2
S采=60×
1×
8.7=522m3/min
⑶按回采工作面同时作业人数计算需要风量：
选定作业2班采每班24人，一班检修26人，交班时人数最多为50人。
Qai=4N=4×
50=200m3/min
N——工作面最多人数，
每人供风≮4m3/min
3风速进行验算：
Qai≥0.25×
60×
S采=0.25×
8.7=130.5m3/min
Qai≤4×
S采=4×
8.7=2088m3/min
S采——工作面平均断面积，m2。
综上所述取最大值，Qai=1520m3/min
6.3.2掘进工作面所需风量
核算方法与回采工作面所需风量的计算方法基本相同。
1按照掘进面瓦斯涌出量计算：
综掘，每月推进400m，每分钟推进0.0139m，S掘=10.8m2
每分钟掘进量=0.0139×
10.8×
1.35≈0.2t/min
q绝对=0.2×
8.6=1.72m3/min
Qbi=100×
q绝对×
K不均衡=100×
1.72×
1.8=3
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