《東榮一礦9層西北采區(qū)通風系統(tǒng)設計》由會員分享，可在線閱讀，更多相關《東榮一礦9層西北采區(qū)通風系統(tǒng)設計（36頁珍藏版）》請在裝配圖網(wǎng)上搜索。

1、遼寧工程技術(shù)大學 課程設計 東榮一礦9層西北采區(qū)通風系統(tǒng)設計 姓 名： 指導教師： 專業(yè)班級：安全11-1班 學 號：1103030126 時 間： 2015.01.19 綜合成績： 摘 要 東榮一礦位于黑龍江省集賢縣境內(nèi)，地理座標為東經(jīng)13120′～13130′，北緯4645′～4655′，行政區(qū)劃隸屬集賢縣腰屯鄉(xiāng)管轄。井田西南距福利屯32km，經(jīng)福利屯到雙鴨山市40km。重建后的同三公路于井田北部邊界外3.2km處通過，國鐵福前鐵路于井田南部邊緣外2km處通過，交通較為方便。 本井田地處

2、三江平原的西南部，煤層上覆有較厚第四系和第三系，煤層位于當?shù)厍治g基準面以下。井田南北走向長2.5～10.0km，平均7.0km，東西傾斜寬2.0～5.0km,平均4.0km，面積約為28.0km2，井田范圍內(nèi)地形平坦，自然地形標高一般在+66.0～+68.0m。 根據(jù)東榮一礦井田的自然條件、地質(zhì)條件、水文條件、煤塵、瓦斯等，以及礦井設計生產(chǎn)能力、礦井的開拓方式和采煤方法、采煤年進度計劃、礦井和各水平的服務年限、各種技術(shù)經(jīng)濟參數(shù)以及有關資料和有關法規(guī)和政策規(guī)定，對礦井的通風系統(tǒng)進行分析和評價，結(jié)合所學知識，計算了礦井儲量、確定了礦井設計生產(chǎn)能力和服務年限；設計中選擇合理的開拓方式和采煤

3、方法以及采煤機械，并且合理的劃分礦井采區(qū)。按照礦井各用風地點生產(chǎn)所，計算需風量，根據(jù)按需分風和自然分風的原則，對礦井進行配風。 關鍵詞： 礦井儲量；礦井開拓；通風系統(tǒng)設計 I ABSTRACT Dongrongmineis located in Jixian Countyof Heilongjiang Province,the geographic coordinates oflongitude131degrees 20minutes to 131degrees 30 minutesnorth latitude

4、,46degrees45 to 46degrees 55 minutes,the administrative division under thejurisdiction ofJixian CountyYao tun.Idasouthwest fromwelfareTunTun32km,thewelfareto the city of Shuangyashan40km.After the reconstruction of theroadon thenorthern borderwiththreemineat 3.2kmthrough,throughcountryTiefuformer ra

5、ilwayin southernwell fieldoutside the edge of2km,traffic is more convenient. Honi Dais located in the Sanjiangplainof southwest,coal seamcovered withthick Quaternaryand thethird department,localcoal seamis locatedbelow the base level of erosion.Idanorth-southlength 2.5 ~ 10.0km,average 7.0km,

6、east-west tiltwidth of 2 ~ 5.0km,average 4.0km,an area of about28.0km2,Idarangeflat terrain,natural elevationgenerally in +66.0~ +68.0m. According toamine ofDongrongIdasnatural conditions,geological conditions,hydrologicalconditions,coal dust,gas,andcoal mine design,mineproduction capacityof

7、thedevelopment method andthe mining method andminingyearschedule,mineandthelevel ofservice life,varioustechnical and economic parametersand relateddata and relatedregulations and policies,analysis andevaluation ofthe ventilation system in coal mine,combined with the knowledge,the mine reserves,theca

8、lculateddesign of mineproduction capacityand length of service;development method andreasonable mining methodselectionin designandminingmachinery,andreasonable division ofmining area.According to themineproductionusingwind place,calculate therequired airflow,according to theair distributionandnatura

9、l air distributionprinciple,carry out with thewindof mine. Keywords:mine reserves;the exploitation of coal mineventilationsystem design; II 目 錄 前 言 1 1． 采區(qū)概況 2 2．采區(qū)煤炭儲量、生產(chǎn)能力和服務年限計算 3 2.1 采區(qū)情況介紹 3 2.2采區(qū)煤炭儲量和服務年限計算 4 3.采區(qū)巷道布置 5 3.1巷道布置說明 5 3.2采區(qū)內(nèi)的生產(chǎn)系統(tǒng) 5 3.3巷道斷面選取 6 3.3.1水平運輸、

10、回風大巷、軌道大巷，材料巷 6 3.3.2工作面運輸、回風巷道 7 4．回采工藝設計 7 4.1 采煤工藝的選擇 7 4.2 采煤設備的選擇 8 4.2.1采煤機技術(shù)參數(shù) 8 4.2.2液壓支架技術(shù)參數(shù) 9 4.2.3工作面刮板輸送機技術(shù)參數(shù) 10 4.2.4刮板轉(zhuǎn)載機技術(shù)參數(shù) 10 4.2.5伸縮帶式輸送機技術(shù)參數(shù) 11 4.2.6破碎機技術(shù)參數(shù) 11 4.3綜合機械化回采工藝 12 III 4.3.1.回采工作面循環(huán)作業(yè) 12 4.3.2 工作面循環(huán)作業(yè) 14 4.3.3 勞動組織形式 15 4.3.4綜采工作面設備布置和剖面圖 16 5.通風系統(tǒng)

11、設計 16 5.1通風系統(tǒng)分析 16 5.2 采煤工作面所需風量 17 5.3掘進工作面所需風量` 19 5.4其他風量 21 5.5 風量的分配 21 5.6 阻力計算 23 6.掘進工藝 26 6.1掘進通風方法 26 6.2 掘進通風設備的選擇 26 6.2.1 風筒選擇 26 6.2.2 局扇選擇 27 總 結(jié) 28 致謝 29 主要參考文獻 30 IV 前 言 課程設計是安全工程專業(yè)其中一個教學環(huán)節(jié)，其目的是使本專業(yè)學生運用大學階段所學的知識聯(lián)系礦井生產(chǎn)實際進行礦井開采設計及礦井通風系統(tǒng)，并就本專業(yè)范圍的某一課題進行較深

12、入的研究。以培養(yǎng)和提高學生分析和解決實際問題的能力，是學生走上工作崗位前進行的一次綜合性能力訓練，也是對一個安全工程技術(shù)人員的基本訓練。 隨著資源的開發(fā)和利用，我國對煤炭的需求量的逐步增大，而我國國民經(jīng)濟的發(fā)展導致煤炭生產(chǎn)不能滿足需要。進一步發(fā)展煤炭工業(yè)，成為我們當前的任務。本設計主要對小康礦進行井田的開拓系統(tǒng)設計、通風系統(tǒng)設計和礦井反風演習設計。 了解了礦井開拓、井巷布置方式、采煤方法、礦井通風系統(tǒng)設計過程。本設計本著布局合理、生產(chǎn)集中、系統(tǒng)簡單和環(huán)節(jié)暢通的原則對整個礦井進行開拓系統(tǒng)的布置。 礦井通風是整個礦井設計中最重要的一環(huán)，在礦井建設和生產(chǎn)期間占有極其重要的地位。通過對礦井風量的

13、分配和阻力計算以及風量的調(diào)節(jié)，保證礦井足夠的新鮮風量，防止各種傷害和爆炸事故，保障井下人員生命安全。 利用礦井反風演習設計檢驗地面主扇及井下各反風設施的可靠性，檢驗反風裝置及反風設施的建筑和維修質(zhì)量，測定礦井反風技術(shù)數(shù)據(jù)，為礦井災害處理提供技術(shù)參考依據(jù)，發(fā)現(xiàn)并解決反風演習中存在的問題，從而提高礦井整體的抗災能力。 此次課程設計是根據(jù)國家煤炭建設的有關方針、政策，結(jié)合設計礦井的實際情況，遵照采礦專業(yè)畢業(yè)設計大綱的要求，運用所學知識，在收集、整理、查閱大量資料的前提下，運用自己所學的專業(yè)知識獨立完成設計的。通過本次設計，我看到了許多以往自己欠缺的地方，提高了綜合能力，知識水平有了很大的提高，由

14、于本人的初次設計，錯誤難免，懇請各位老師指正。 1．采區(qū)概況 ⑴礦區(qū)地理位置、地貌、水文氣候條件 東榮一礦位于黑龍江省集賢縣境內(nèi)，地理座標為東經(jīng)13120′～13130′，北緯4645′～4655′，行政區(qū)劃隸屬集賢縣腰屯鄉(xiāng)管轄。 井田西南距福利屯32km，經(jīng)福利屯到雙鴨山市40km。重建后的同三公路于井田北部邊界外3.2km處通過，國鐵福前鐵路于井田南部邊緣外2km處通過，交通較為方便。 本井田位于三江平原的西南部，煤系地層均被第四系松散層覆蓋，地形平坦，地面標高為+66～+68m。井田東北部有雙山子，標高+154m；西部有索利崗山，標高為+207.9m；

15、南鄰完達山北麓，北面平坦敞開。 井田內(nèi)無較大河流，只有二道河子在井田北部邊界外穿過。近年來，隨著農(nóng)業(yè)生產(chǎn)發(fā)展，修筑了一些排水溝渠，濕地面積稍有縮小。 松花江在井田北約45km處流過，20年一遇最高洪水位+67.3m，百年一遇洪水位為+67.51m，枯水期水位為+55.02m。 本區(qū)屬寒溫帶大陸性氣候，冬季嚴寒，夏季溫熱，年平均最高氣溫為20.1～23.7℃，年平均最低氣溫為-17.4～-23.9℃，極端最低氣溫-35℃。年降水量325.7～692.3mm，年蒸發(fā)量1095.5～1430.6mm，年平均相對濕度61～70%，年平均風速為4.1～4.7m/s，最大風速可達24m/s，風向多偏

16、西風。每年十月至翌年五月為凍結(jié)期，最大凍結(jié)深度為1.55～2.08m。 ⑵井田地質(zhì)特征 本區(qū)位于集賢煤田的東南部，為一全隱蔽區(qū)。區(qū)內(nèi)地層系統(tǒng)簡單，發(fā)育有元古界麻山群、古生界泥盆系中統(tǒng)、中生界侏羅系上統(tǒng)、新生界第三系上新統(tǒng)和第四系。其中侏羅系上繞（雞西群）最大地層厚度大于2400m。 本區(qū)位于新華夏系第二隆起帶北端的三江盆地西部。由于受東西向壓應力的作用及新華夏系構(gòu)造應力場作用，該盆地形成了一系列的軸向北北東的富錦、綏濱—集賢、佳木斯等隆拗相間排列的隆起帶與拗陷帶，同時產(chǎn)生了不同序次和不同方向的斷裂構(gòu)造。 井田內(nèi)地層有元古界麻山群、古生界泥盆系、中生界侏羅系、新生界第三系和第四系

17、。 本井田位于綏濱—集賢拗陷帶的東榮向斜東翼的南段，井田內(nèi)以弧形斷裂為主，并由此而派生兩組褶曲構(gòu)造。 井田內(nèi)地層走向近南北，傾角一般為15～25，局部地段由于斷裂影響形成急傾斜帶。 井田內(nèi)斷層按走向可分為三組，共有斷層26條，其中北北西到南北向組有4條，北東向組12條，北西向組10條。斷層多為壓扭性斷裂，導水性差。 井田內(nèi)主要褶皺有F8牽引褶曲和F7派生褶曲兩組。F8牽引褶曲位于F8斷層兩側(cè)，由F8斷層兩盤相互扭動產(chǎn)生。斷層北側(cè)為背斜，南側(cè)為西斜。F7派生褶曲位于F7斷層東段的北側(cè)，屬F7派生構(gòu)造，軸向北東60，向南西傾伏，延展甚短，與 F7斷層斜交。 根據(jù)地質(zhì)報告提供的采樣資料，井

18、田內(nèi)瓦斯含量為0.07～3.38ml/g，-500m以上瓦斯含量均低于2ml/g，但地質(zhì)報告沒有明確說明礦井瓦斯等級。 2．采區(qū)煤炭儲量、生產(chǎn)能力和服務年限計算 2.1 采區(qū)情況介紹 9煤層屬于南一上采區(qū)相對斷層少，構(gòu)造簡單，勘探程度較高，構(gòu)造控制較可靠，而且高級儲量主要集中在南一上采區(qū)和北一上采區(qū)，采區(qū)煤塵無爆炸危險。 2.2采區(qū)煤炭儲量和服務年限計算 根據(jù)圖紙可計算出： （1）煤層傾角 arctan（6.4/20）=17.7度 （2）采區(qū)走向長度 2004.33=866m （3）采區(qū)傾斜長度 2008=1600m （4）采區(qū)工業(yè)儲量 Z=走向長度傾斜長度煤層厚

19、度煤的容重 Z= =86616004.01.33=737.1萬t ⑸煤柱損失 P=采區(qū)左右邊界煤柱+采區(qū)上下邊界煤柱+條帶間預留煤柱 =10216004.01.33＋102（866－102）4.01.33＋34.01.3310（1600－102－42－30）＋30（866－102）4.01.33 ＝64.1萬t ⑹可采儲量 Zk=Z－P＝737.1－64.1＝673萬t ⑺服務年限 T== ＝ 5.75a 此處：K取1.3；K——儲量備用系數(shù)，K=1.2～1.4。 由上可得：該采區(qū)的設計服務年限為5. 75a。 ⑻采區(qū)回采率 C＝＝＝ ⑼礦井的工作

20、制度 本采區(qū)設計年工作日300d，每日三班作業(yè)，邊采邊準。每班工作8h，每天凈提升時間為14h。 3.采區(qū)巷道布置 3.1巷道布置說明 該上山采區(qū)采用單一傾斜長壁采煤法，該采區(qū)內(nèi)共有2條上山：軌道上山、運輸上山。兩條上山位于采區(qū)的一側(cè)，沿煤層傾斜方向，軌道上山、運輸上山都在同一煤層內(nèi)布設，兩條大巷之間留有30m煤柱。 運輸上山在采區(qū)上部分別與運輸大巷和回風大巷相連，軌道下山與軌道大巷相連為整個采區(qū)服務。 在采區(qū)上、下、左、右邊界各留10m 井田境界保護煤柱,西側(cè)邊界大斷層留30m保護煤柱，停采線距運輸上山和軌道上山各25m。采區(qū)內(nèi)分4個條帶，條帶間煤柱寬10m，設計區(qū)段工作面長度

21、為200m，推進長度為1600m。 在采區(qū)范圍的中部，自軌道大巷開掘采區(qū)上部車場，進而開掘采區(qū)軌道上山和采區(qū)上部車場絞車房、絞車房回風道；自運輸大巷2開掘行人進風斜巷，進而開掘采區(qū)運輸上山，并向上與回風大巷貫通；運輸上山與軌道上山在采區(qū)中部相連開掘采區(qū)變電所，在下部開掘聯(lián)絡巷。形成通風回路后，自采區(qū)下山向采區(qū)兩翼掘進第一條帶的分帶運輸平巷、分帶回風平巷、下一分帶回風平巷，這些分帶掘至采區(qū)邊界后，即可掘進開切眼，在開切眼內(nèi)安裝采煤工作面所需的裝備和進行必需的調(diào)試后，采煤工作面便開始采煤。 采區(qū)工作面總長度200m，工作面沿傾向推進長度約為1600m；采區(qū)內(nèi)還有2個掘進工作面，采掘比為1:2，

22、共有4個條帶，自上而下依次為分別為901,902，903,904工作面。開采順序為901-902-903工作面，在回采工作面中部運輸巷道內(nèi)安裝一臺刮板輸送機運輸煤炭；在回采工作面回風巷道內(nèi)鋪設軌道，一般用多臺小絞車串聯(lián)運輸設備和材料。 3.2采區(qū)內(nèi)的生產(chǎn)系統(tǒng)： （1）運煤系統(tǒng)： 采煤工作面→區(qū)段運輸巷→運輸上山→采區(qū)煤倉→運輸大巷 ⑵通風系統(tǒng)： 新鮮風流→軌道大巷→運料斜巷→軌道上山→采區(qū)中部車場→區(qū)段運輸大巷→采煤工作面→區(qū)段回風大巷→回風大巷 ⑶材料及設備運輸系統(tǒng)： 材料設備→軌道大巷→運料斜巷→軌道上山→采區(qū)上部車場→區(qū)段回風大巷→工作面 ⑷排矸系統(tǒng)： 回采工作面

23、→區(qū)段回風大巷→采區(qū)上部車場→軌道上山→運料斜巷→軌道大巷 3.3巷道斷面選取 運輸大巷、回風大巷和軌道大巷采用拱形斷面，錨噴支護；工作面運輸巷和回風巷道采用梯形斷面，工字梁支護。隨著錨噴支護的推廣，采用拱形斷面拱部成形好，施工方便，利用率高；梯形斷面能夠使頂板暴露面積少，可減少頂壓，能承受較大的側(cè)壓。 其中，軌道運輸大巷為600mm軌距斷面，利用3.0t底卸式礦車運輸設備和材料；工作面運輸巷道采用帶式輸送機運輸，為單輸送機道；工作面回風巷道利用1.5t礦車運輸材料和設備，為單軌巷道。 3.3.1水平運輸、回風大巷、軌道大巷，材料巷 設計掘進斷面積19.60 m2，凈斷面積17.60

24、 m2，凈周長16.2m；設計掘進寬度B=4800 mm,高度H=2900 mm，噴射厚度T=100mm；錨桿型式為鋼筋砂漿，外露長度50mm，排列方式為矩形，間排距為800mm，錨深1600mm，錨桿直徑14mm，巷道斷面如圖3-1所示： 圖3-1 巷道斷面 3.3.2工作面運輸、回風巷道 設計掘進斷面積14.2 m2，凈斷面積12.07m2，凈周長14.12m；設計掘進底板寬度B=4400mm，頂板寬度B=3900mm,高度H=2900mm；金屬支架采用GB700-65，11#A5礦用工字鋼，巷道斷面如圖3-2和圖3-3所示： 圖3-2

25、工作面運輸巷道斷面 圖3-3 工作面回風巷道斷面 4．回采工藝設計 4.1 采煤工藝的選擇 該采區(qū)煤層平均厚度4米，屬于厚煤層，采用大采高一次采全厚綜采采煤法，采用大采高一次采全厚綜采采煤法的優(yōu)點： （1）與分層綜采相比，大采高綜采工作面產(chǎn)量和效率大幅度提高； （2）回采巷道的掘進量比分層減少了一半，并減少了假頂是鋪設； （3）減少了綜采設備搬遷次數(shù)，節(jié)省了搬遷費用； （4）設備投資比分層綜采大，但產(chǎn)量大、效益高； （5）與綜放開采相比，采出率高。 4.2 采煤設備的選擇 設計該采區(qū)工作面長度為200m，煤層厚度為4.0m，

26、傾角為17.7采用大采高綜采采煤法，根據(jù)煤層厚度、煤層傾角、工作面長度選擇成套的采煤設備。 采煤機所選型號為MXA-300/4.5，見表4-1；液壓支架為ZY3400/24/45型掩護式支架見表4-2，工作面刮板輸送機為SGZ764/264A型見表4-3；刮板轉(zhuǎn)載機型號為SZB-764/132見表4-4；工作面運輸巷道用SSJ-1000/2160型伸縮帶式輸送機見表4-5，破碎機型號為PEM1000650Ⅱ見表4-6。 4.2.1采煤機技術(shù)參數(shù) 表4-1 MXA-300/4.5型采煤機技術(shù)參數(shù) 采高(m) 2.3~4.2 滾筒中心距(mm) 10326 適應煤質(zhì)硬度(kg/c

27、m2) f=2~4 機面高度(mm) 1905 傾角() 5~25 臥底量(mm) 185 截深(mm) 800 電 動 機 型號 DMB- 300s 滾筒直徑(m) 2.0 功率KW 300 牽引方式 液壓、雙牽引、無鏈 臺數(shù)（臺） 1 牽引速度(m/min) 0~8.5 電壓（V） 1140 鏈條規(guī)格 齒銷 冷卻方式 水冷 主油泵型式 125EV-2XP1-V1300S變量泵 噴霧滅塵方式 內(nèi)、外噴霧 油馬達型式 125-EX-8XP1定量馬達 控頂距(mm) 2342 調(diào)高泵型式 定量柱塞泵 總量（

28、t） 48.3 輔助泵型式 定量柱塞泵 4.2.2液壓支架技術(shù)參數(shù) 表4-2 ZY3400/24/45型掩護式支架技術(shù)參數(shù) 型 號 ZYX3400/23/45 ZY3600/25/50 支 架 型式 大采高大傾角掩護式 掩護式 高度（m） 2.3-4.5 2.5-5.0 寬度（m） 1.43-1.6 1.43-1.6 中心距（m） 1.5 1.5 初撐力（kN） 2608 3092 工作阻力（kN） 3400 3600 支護強度(MPa) 0.58 0.61 對底

29、板比壓(MPa) 1.34 1.31-2.35 適應煤層傾角 () 35 ＜25 降-移-升循環(huán)時間（s） 28.58 35.9 運輸尺寸（長寬高）（m） 5.471.432.3 6.121.432.5 重量(t) 21.2 19.76 立 柱 型式 雙伸縮 雙伸縮 缸徑/中缸內(nèi)徑/柱徑(mm) 230/180/220 250/180/160 工作阻力/初撐力(kN) 1700/1304 1800/1546 推移 千 斤頂 型式 浮動活塞式 浮動活塞式 缸徑/行程(mm) 150/750

30、 160/700 推力/拉力(kN) 178.1/452.8 178.8/452.6 平衡 千 斤頂 缸徑/行程(mm) 150/415 140/350 工作阻力（活塞腔/缸腔）(kN) 671.6/534 646/408 每架數(shù)量(個) 2 2 4.2.3工作面刮板輸送機技術(shù)參數(shù) 表4-3 SGZ764/264A型刮板輸送機技術(shù)參數(shù) 設計長度(m) 240 刮板鏈型式 雙邊鏈 出廠長度(m) 220 刮板間距(mm) 1032 運輸能力(t/h) 500 與采煤機配套牽引方式 有 鏈 鏈速(m/s)

31、1.12 電 動 機 型號 KBY550-132 適應傾角() 功率(KW) 2132 液力偶合器型號 YL-500XQ 轉(zhuǎn)速(r/min) 1475 液力偶合器介質(zhì) 油 電壓(V) 1140 布置方式 平行布置 圓環(huán)鏈破斷負荷(KN) ≥598 中部槽規(guī)格(mm) （長寬高） 1500764222 總量(t) 166.62 圓環(huán)鏈規(guī)格 2686-C 減速器速比 1：25.444 4.2.4刮板轉(zhuǎn)載機技術(shù)參數(shù) 表4-4 SZB-764/132型刮板轉(zhuǎn)載機技術(shù)參數(shù) 出廠長度（m） 29.7 刮板鏈型式 雙邊鏈 輸送

32、能力（t/h） 500 電 動 機 型號 KBY550-132 速度（m/s） 1.34 功率（KW） 132 與帶式輸送機有 效重疊長度（m） 11.44 轉(zhuǎn)速（r/min） 1470 爬坡性能 爬坡角度（） 10 電壓（V） 1140 爬坡長度（m） 6.5 回環(huán)鏈 規(guī)格（mm） 2286-C 爬坡高度（m） 1.6 破斷負荷（KN） ≥598 偶合器型式 YL-5001Q 刮板間距（mm） 516 中部槽尺寸（mm） （長寬高） 1500764222 質(zhì)量（t） 24.90 4.2.5伸縮帶式輸送機技術(shù)參數(shù)

33、表4-5 SSJ1000/2160型伸縮帶式輸送機技術(shù)參數(shù) 輸送量t/h 1000 機尾搭接長度(m) 12 輸送長度(m) 3100 機尾搭接處軌距(mm) 1362 帶 速(m/s) 205 機頭外形尺寸（寬高）(mm)` 26461705 托輥直徑(mm) 108 電 動 機 型號 YSB-90 輸 送帶 類 型 阻燃輸送帶 功率(kW) 3002 寬度(mm) 1000 電壓(V) 660 儲帶長度(m) 100 質(zhì)量(t) 120 4.2.6破碎機技術(shù)參數(shù) 表4-6 PEM1000650Ⅱ型破碎機技

34、術(shù)參數(shù) 結(jié)構(gòu)特點 鄂式 配套轉(zhuǎn)載機型號 SZB-764/132 過煤能力(t/h) 700 外形尺寸（長寬高）（mm） 327022601430 破碎能力(t/h) 450 電動機 型號 JBY91-4/55 進料口寬度（mm） 1000 功率（kW） 55 進料口高度（mm） 550 電壓(V) 1140 出料粒度（mm） 40-370 4.3綜合機械化回采工藝 4.3.1.回采工作面循環(huán)作業(yè) (1)雙滾筒的位置和轉(zhuǎn)向 面向煤壁站在綜采工作面時,采煤機的右滾筒為右螺旋,割煤時順時針旋轉(zhuǎn)；左滾筒為左螺旋,割煤時逆時針旋轉(zhuǎn)。采煤機

35、正常工作時,一般其前端的滾筒沿頂板割煤,后端滾筒沿底板割煤，如圖4-1所示： 圖 4-1 綜放面采煤機滾筒位置和轉(zhuǎn)向示意圖 （2）割煤方式 考慮頂板管理、移架與進刀方式、端頭支護等因素，采用穿梭割煤，往返一次進兩刀 (3)進刀方式 雙滾筒采煤機端部斜切進刀，割三角煤。進刀過程如圖4-2所示： ①當采煤機割至工作面端頭時,其后放一定距離以外的輸送機槽已移近煤壁,前后滾筒間尚留有一段底煤； ②調(diào)換滾筒位置,前滾筒降下、后滾筒升起并沿輸送機彎曲段返向割人煤壁,直至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直； ③再調(diào)換兩個滾筒上下位置,重新返回割煤至輸送機機頭處，機身處留有一段底煤； ④

36、再次調(diào)換滾筒的上下位置，采煤機上行，將機身下的底煤割掉，煤壁割直后，上行正常割煤。 圖 4-2 工作面端部割三角煤斜切進刀 (4)移架方式 支架的移架方式為單架依次順序式,又稱單架連續(xù)式。支架沿采煤機牽引方向依次前移,移動步距等于截深,支架移成一條直線,該方式操作簡單,容易保證規(guī)格質(zhì)量,能適應不穩(wěn)定頂板,應用比較多。 (5)支護方式 針對綜采面割煤、移架、推移輸送機三個主要工序，采用及時支護方式。 采煤機割煤后,支架依次前移、支護頂板,輸送機隨移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤機截深。推移輸送機后,在支架底座前端與輸送機之間富裕一個截深的寬度,這樣工作空間大,有利于行人、運料和

37、通風。由于煤層傾角的影響，須在煤壁側(cè)加一定高度（200mm）的擋煤板。 綜采工作面支護方式：采取掩護式液壓支架進行支護。 端頭支護方式：用ZY3600-25/50型液壓支架進行端頭支護。 超前支護方式：工作面運輸巷超前20m加強支護，用DZ-20/35型帶帽單體液壓支柱配合金屬鉸接梁支護巷道的兩幫，柱距均為1m；回風巷超前20m加強維護，只在巷道中間支設一排DZ-20/35型單體液壓支柱。 生產(chǎn)班的主要工藝過程是：割煤、移架、推移輸送機。采煤機上下兩端斜切進刀自開缺口；雙向割煤，往返一次割兩刀，移架滯后采煤機3-4 m，輸送機滯后采煤機10-15m推移綜采工作面中，沿工作面全長完成采煤

38、、移架、推溜三個主要工序后，工作面就向前推進一個進度，完成一個循環(huán)。 4.3.2 工作面循環(huán)作業(yè) （1）采區(qū)實際產(chǎn)量 ① 采區(qū)的設計生產(chǎn)能力為90萬t/a； 平均工作日產(chǎn)量：＝＝3000t， ② 工作面進一刀采煤量： 2000.84.01.33=832t ③ 平均每天割煤刀數(shù)為＝3.61刀。 ④ 工作面采用三、八工作制，一采一備一掘作業(yè)方式，每天進4刀； 則實際產(chǎn)量為：8324300=99.84萬t （2）采區(qū)實際服務年限 采區(qū)實際服務年限：673/（99.841.3）=5.19a； 即：采區(qū)實際服務年限為5.19年。 （4） 采煤工作面接替圖表如圖4-3所示：

39、 時間 工作區(qū) 2015 2016 2017 2018 2019 901 902 903 904 905 （5）回采工作面循環(huán)作業(yè)圖表 回采工作面配備三個班進行開采，其中兩個開采班，一個檢修班。具體回采工作面循環(huán)作業(yè)如何進行如圖4-4所示： 圖 4-4 回采工作面循環(huán)作業(yè)圖表 4.3.3 勞動組織形式 表4-7勞動組織形式 序號 工 種 定員 合計 一班 二班 檢修班 1 班長 1 1 1 3 2 安全員 1 1 1 3 3 采煤機司機 2 2 4 4 支架工 6

40、 6 4 16 5 清煤工 4 4 8 6 輸送機司機 1 1 2 6 7 運料工 4 4 6 14 8 端頭支護工 4 4 8 16 9 機電維修工 1 1 4 6 合計 24 24 26 74 4.3.4綜采工作面設備布置和剖面圖 綜采工作面設備布置圖如圖4-5所示： 1—采煤機；2—刮板輸送機；3—液壓支架；4—下端頭支架；5—上端頭支架；6—轉(zhuǎn)載機；7—可伸縮膠帶輸送機；8—配電箱；9—乳化液泵站；10—設備列車；11—移動變電站；12—噴霧泵站；13—液壓安全絞車；14—集中控制臺。 圖 4

41、-5綜采工作面設備布置圖和剖面圖 5.通風系統(tǒng)設計 5.1通風系統(tǒng)分析 回采工作面進風巷與回風巷的布置有U、Z、Y雙Z和W等形式。這些形式都是U形的變形，是為了加大工作面長度、增加工作面供風量、改善工作面氣候條件，預防采空區(qū)漏風和瓦斯涌出等目的而設計出來的。 Z形通風系統(tǒng)要求在采空區(qū)維護一條回風巷，工作面回風流經(jīng)回風巷時，采空區(qū)的漏風可將其中的瓦斯排至回風道，但采空區(qū)巷道的維護量較大；Y形通風系統(tǒng)要求工作面的上順槽沿采區(qū)一翼全長預先掘好，而且在回采期間始終維護，故采區(qū)巷道的掘進和維護費用較大；在相同的地質(zhì)條件下，W形工作面的供風量要比U、Y形增加一倍，采面產(chǎn)量顯著提高，但巷道維護在采

42、空區(qū)，漏風大，有效風量率低且易于自然發(fā)火；U形后退式具有采空區(qū)漏風小的優(yōu)點，但在工作面上隅角附近易于積存瓦斯，影響工作面的安全生產(chǎn)。 綜上所述本設計采用U形后退式通風系統(tǒng)，另外利用導風設施（導風板、風簾等）或利用采空區(qū)的風眼回風等來解決上隅角附近易于積存瓦斯問題。 5.2 采煤工作面所需風量 生產(chǎn)采區(qū)需要風量按各采煤、掘進工作面，硐室及其它巷道等用風地點分別進行計算。現(xiàn)有通風系統(tǒng)必須保證各用風地點穩(wěn)定可靠供風。 Q采區(qū)≥（∑Qai+∑Qbi+∑Qci）Kwz m3/min 式中：∑Qai——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min ∑Qbi——掘進工作面實際需要風量的總和，m3

43、/min ∑Qci——其他風量的總和 ，m3/min Kwz——采區(qū)風量備用系數(shù)，包括采區(qū)漏風和配風不均勻等因素，該值應從實測和統(tǒng)計中求得，一般可取1.2～1.25，在此采區(qū)中取1.2。 每個回采工作面實際需要風量，應按瓦斯、二氧化碳涌出量工作面氣溫、風速和人數(shù)等規(guī)定分別進行計算，即四算一校核，然后取其中最大值。由于該采區(qū)屬于低瓦斯，對煤層不進行瓦斯抽采。 （1）回采工作面所需風量按瓦斯涌出量計算 首先計算該采區(qū)的平均絕對涌出量： 采區(qū)相對瓦斯涌出量為6.1m3/t，日產(chǎn)煤量為3000t/d，則該采區(qū)絕對瓦斯涌出量 =（30006.1）2460=12.7m3/min 按回

44、采工作面回風巷風流中瓦斯的濃度不得超過1%的要求計算。即 10012.71.41779.2m3/min 式中：——回采工作面需要風量，m3/min； ——回采工作面回風巷風流中瓦斯(或二氧化碳)的平均絕對涌出量，m3/min； ——回采工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取1.2~2.1 （2）按工作面溫度選擇適宜的風速計算 回采工作面應有良好的氣候條件，其氣溫與風速的關系[2]應符合表5-1的要求。 表5-1 回采工作面氣溫與風速的關系 回采工作面的空氣溫度/℃ 回采工作面的風速Vai/ms-1 ＜15 0.3~0.5 15~

45、18 0.5~0.8 18~20 0.8~1.0 20~23 1.0~1.5 23~26 1.2~1.8 取回采工作面的空氣溫度為20~23℃，對應的風速取1.5m/s。因此，回采工作面所需風量為 =601.53(4.0-0.3)=999 m3/min 式中：——回采工作面的風速，m/s； ——回采工作面的平均斷面積，Sai =3.0（m-0.3)，m2； ——煤層開采厚度，m。 （3）回采工作面同時作業(yè)人數(shù)計算需要風量： Qai=4Nai=474=296m3/min 式中：Nai——工作面最多人數(shù)， 每人供

46、風應大于4m3/min （4）風速進行驗算： Qai≥0.2560Sai =0.25603(4.0-0.3)=166.5 m3/min Qai≤460Sai =4603(4.0-0.3)=2664m3/min 式中：Sai —工作面平均斷面積，m2 綜上所述，回采工作面的最大風量Qai為1779.2m3/min，符合條件166.5m3/min<1779.2m3/min<2664m3/min. 5.3掘進工作面所需風量的計算 (1)按照瓦斯涌出量計算 =420 m3/min 式中：——單個掘進工作面所需風量，m3

47、/min； ——掘進工作面回風流中瓦斯的絕對涌出量，m3/min,本掘進工作面； ——掘進工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取1.5～2.0。 (2)按掘進工作面同時作業(yè)人數(shù)計算需要風量 =60 m3/min 式中：——掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，該掘進工作面同時工作最多人數(shù)為15人。。 (3)按炸藥量計算 =25A ，m3/min =2512 =300m3/min 式中：25——以炸藥量為計算單位的供風標準,即為每公斤炸藥爆破以后，需要供給的風量。 A——掘

48、進工作面一次爆破所使用的最大炸藥量，A=12kg。 (4) 按局部通風機的實際吸入風量計算 選用JBT-52(11kW)局部通風機，可?。?00 m3/min； ， m3/min =3002 =600 m3/min 式中：——掘進工作面實際需要的風量，m3/min； ——掘進工作面用的局部通風機實際吸入的風量，m3/min； ——一個掘進工作面同時工作的局部通風機的臺數(shù)。 (5)按風速進行驗算 由于巷道在煤巷中掘進，因此掘進工作面的風量應為 ，m3/min； - 1519.6 =294 m3/min； 24019.

49、6 =4704 m3/min 即： 2944704m3/min 式中：——掘進工作面實際需要的風量，m3/min； ——掘進巷道的斷面積，m2。 通過以上計算，選擇最大值300 m3/min作為每個掘進工作面所需風量。由于本條帶共有2個掘進頭，此帶區(qū)內(nèi)掘進頭所需的總風量為 =2，m3/min =3002 =600m3/min 式中： ——掘進實際需要的總風，m3/min； ——掘進工作

50、面實際需要的風量，m3/min； 5.4 其它巷道所需風量 備采工作面設計備采所需風量為采煤工作面的一半 1779.2=889.6m3/min 選取硐室風量，須保證機電硐室溫度不超過30℃，其它硐室溫度不超過26℃每個風門所需風量按30m3/min，調(diào)節(jié)風窗所需風量10m3/min/個。 采區(qū)變電所配風量：100 m3/min。 絞車房所配風量：100 m3/min。 故其他風量的總和為=1002+302+103=290m3/min 5.5 風量的分配 根據(jù)各用風地點需風量、采用由里向外配風，礦井總風量按下式計算： 式中 Q——礦井總風量，m/min。

51、 礦井的總進風量，應按采煤、掘進、峒室及其它地點所需的風量之和，并乘以適當系數(shù)，即： =4441m/min 式中 ——風量備用系數(shù)，包括漏風和配風不均勻等因素，取1.15～1.25，本次設計取1.25。 1) 礦井風量分配原則： a 分配到各用風地點的風量，應不低于本節(jié)所計算出的風量。 b 為維護巷道，防止坑木腐爛，金屬銹蝕，以及行人安全等，所有巷道都應分配一定風量。 c 風量分配后，應保證井下各處瓦斯?jié)舛?、有害氣體濃度、風速等滿足《煤礦安全規(guī)程》的各項要求。 2) 礦井風量分配方法： a當?shù)V井總風量確定后，首先按照采區(qū)布置圖給各回采

52、工作面、掘進工作面、硐室分配風量。 b從總風量中減去各回采工作面、掘進工作面、硐室風量，余下的風量按采區(qū)產(chǎn)量、采掘數(shù)目硐室數(shù)目等分配到各采區(qū)。再按一定比例將這部分風量分配到其他用風地點。用于維護巷道和保證行人安全。各井巷風速如表5-1所示： 表5-1井巷中的允許風流速度 井 巷 名 稱 允許風速/(m/s) 最低 最高 無提升設備的風井和風硐 15 專為升降物料的井筒 12 風橋 10 升降人員和物料的井筒 8 主要進、回風巷 8 架線電機車巷道 1.0 8 運輸機巷，采區(qū)進、回風巷 0.25 6 采煤工作面、掘進中的

53、煤巷和半煤巖巷 0.25 4 掘進中的巖巷 0.15 4 其他通風人行巷道 0.15 表5-2風量分配表 分支 始節(jié)點 末節(jié)點 風量Q/m3min-1 e1 v1 v2 4441 e2 v 2 v24 3459 e3 v24 v 8 100 e4 v8 v 9 4441 e5 v2 V8 3670 e6 v17 v18 4089 e7 v18 掘進頭 300 e8 掘進頭 v22 300 e9 v22 v21 300 e10 v21 v23 300 e11 v18 v 19

54、 300 e12 v19 v20 300 e13 v20 掘進頭 300 e14 掘進頭 v23 300 e15 v10 v11 3458 e16 v11 v12 3340 e17 v12 v 13 889.6 e18 v13 v14 2450 e19 v3 v4 2405 e20 v4 v5 2311 e21 v5 v6 1779.2 e22 v6 v7 2015 e23 v7 v24 3950 5.6 阻力計算 沿著上述兩個時期通風阻力最大的風路，分別用下式計算各區(qū)段井巷的摩擦阻力，巷道摩

55、擦阻力計算公式為摩擦阻力定律： 式中 ——井巷摩擦阻力，N； ——井巷摩擦風阻，Ns/m8； Q——井巷單位時間過風量，； a——井巷摩擦阻力系數(shù)； L——井巷長度，m； U——井巷凈斷面周長，m； S——井巷凈斷面積，m2。 由以上兩式求得各巷道的風阻和通風阻力詳見下表6-5： 表9-1 通風阻力計

56、算表 分支 始節(jié)點 末節(jié)點 巷道名稱 巷道長度L/m 巷道面積S/m2 巷道周長U/m 摩擦阻力系數(shù) 摩擦風阻Rfr/Ns2m-8 風量Q/m3min-1 風速 摩擦阻力 α/Ns2m-4 v/ms-1 hfr/Pa e1 v1 v2 軌道大巷 1580 17.6 16.2 0.008 0.03755987 4441 252.3295455 205.7705084 e2 v 2 v24 軌道上山 800 12.07 14.12 0.008 0.051391685 3459 286.5782933 170.801422

57、6 e3 v24 v 8 絞車房 10 17.6 16.2 0.008 0.000237721 100 5.681818182 0.000660335 e4 v8 v 9 回風大巷 1600 17.6 16.2 0.008 0.038035312 4441 252.3295455 208.3751984 e5 v2 V8 運輸上山 820 12.07 14.12 0.008 0.052676478 3670 304.059652 197.0817244 e6 v17 v18 采區(qū)下部車場 70 17.6

58、16.2 0.008 0.001664045 4089 232.3295455 7.728527533 e7 v18 掘進頭 掘進大巷 590 12.07 14.12 0.008 0.037901368 300 24.85501243 0.947534199 e8 掘進頭 v22 掘進大巷 590 12.07 14.12 0.008 0.037901368 300 24.85501243 0.947534199 e9 v22 v21 聯(lián)絡巷 10 12.07 14.12 0.008 0.000642396 300

59、24.85501243 0.016059902 e10 v21 v23 掘進大巷 460 12.07 14.12 0.008 0.029550219 300 24.85501243 0.738755477 e11 v18 v 19 掘進大巷 50 12.07 14.12 0.008 0.00321198 300 24.85501243 0.080299508 e12 v19 v20 聯(lián)絡巷 10 12.07 14.12 0.008 0.000642396 300 24.85501243 0.016059902 e13

60、 v20 掘進頭 掘進大巷 575 12.07 14.12 0.008 0.036937774 300 24.85501243 0.923444346 e14 掘進頭 v23 掘進大巷 575 12.07 14.12 0.008 0.036937774 300 24.85501243 0.923444346 e15 v10 v11 聯(lián)絡斜巷 90 17.6 16.2 0.008 0.002139486 3458 196.4772727 7.106520033 e16 v11 v12 區(qū)段運輸巷 1520 12.07

61、 14.12 0.008 0.097644202 3340 276.7191384 302.5776839 e17 v12 v 13 備采工作面 200 17.6 16.2 0.008 0.004754414 889.6 50.54545455 1.045163035 e18 v13 v14 區(qū)段回風巷2 1552 12.07 14.12 0.008 0.09969987 2450 202.9826015 166.2356854 e19 v3 v4 聯(lián)絡斜巷 90 17.6 16.2 0.008 0.00213948

62、6 2405 136.6477273 3.437456161 e20 v4 v5 區(qū)段運輸巷 1520 12.07 14.12 0.008 0.097644202 2311 191.4664457 144.8584559 e21 v5 v6 采煤工作面 200 17.6 16.2 0.008 0.004754414 1779.2 101.0909091 4.180652141 e22 v6 v7 區(qū)段回風巷 1552 12.07 14.12 0.008 0.09969987 2015 166.9428335 112.

63、4455286 e23 v7 v24 運料斜巷 70 17.6 16.2 0.008 0.001664045 3950 224.4318182 7.212016781 6.掘進工藝 6.1掘進通風方法 掘進通風方法采用局扇通風。局扇通風按其工作方式可以分為壓入式、抽出式和混合式三種。在903工作面掘進時采用壓入式（如圖6-1），掘進長度575米和590米，對于壓入式通風，由于局扇和啟動裝置都位于新鮮風流中在瓦斯礦井運轉(zhuǎn)安全；風筒出口風流的的有效射程長，排煙能力大，工作面的通風時間短，而且可用柔性風筒。 圖6-1 兩條帶掘進頭 6.2 掘進通風設備的選擇

64、6.2.1 風筒選擇 ⑴選用KSS600-150型帶剛性圈的軟質(zhì)阻燃風筒，直徑600mm，接頭方法：快速接頭軟帶，百米風阻30.2Ns2/m8，一節(jié)10m,螺距150mm。 ⑵風筒漏風計算 風筒漏風量Q=Q-Q=4.1m/min 風筒百米漏風率L= ＜2% 風筒有效風量率E= 100%=98% 風筒漏風備用系數(shù)= =1.02 6.2.2 局扇選擇 ⑴確定局扇的工作參數(shù) 局扇工作風量 Q=Q=1.02411.5=419.73m/min 局扇工作風壓 =113384Pa ⑵局扇選型 本設計選用軸流式局扇，它體積小，便于安裝和串聯(lián)運轉(zhuǎn)，效率高。 具體選擇JBT-52型局

65、扇，功率11kW，臺數(shù)2臺，轉(zhuǎn)數(shù)2900r/min，全風壓490-2352Pa，風量145-225m3/min。 =7.8=169.38 m3/min 總 結(jié) 本次設計是針對D東榮一礦礦9層西北采區(qū)通風系統(tǒng)設計設計，包括采區(qū)巷道布置、通風系統(tǒng)布置及巷道風量的分配、各巷道的阻力等。在東榮一礦礦井田概況和地質(zhì)特征的基礎上，結(jié)合搜集到的其它相關原始資料、運用所學知識、參考《礦山企業(yè)設計原理》、《采礦學》、《煤礦安全工程》、《礦井通風系統(tǒng)設計》、《煤礦開采學》等參考資料，在輔導老師深入淺出的精心指導下獨立完成。在設計的過程中我受益非淺。此次課程設計是根據(jù)國家煤炭建設的有關方針、政策，結(jié)合設計礦井的實際情況，遵照采礦專業(yè)畢業(yè)設計大綱的要求，在收集、整理、查閱大量資料的前提下，運用自己所學的專業(yè)知識完成設計的。 由于設計中所選參數(shù)均取自設計手冊，未進行實際測量，可能與實際存在一定誤差，有不足之處還請各位老師批評指正。 致 謝 本論文在郝朝瑜導師的悉心指導下完成。導師從論文選題、結(jié)構(gòu)到內(nèi)