资源描述
××煤矿××采区设计
说 明 书
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指 导 老 师：
××××年××月
摘要
本采区为接替采区，采区走向长度为1550米，倾斜长730米，其面积为1131500米2。
该采区南北两侧分别以F1、F2断层为界，落差分别为20m和30m。西至煤层露头，东至-300m标高。地表标高+50m，表土层厚20m，含水不大。煤层分化带深度30m。
本采区内共有三层煤，均采用走向长壁采煤法，采用综合机械化回采工艺。回采工作面倾斜长度为200米，工作面日推进长度为6.0米。采用三采一准的四六工作制度，一班割二刀煤。
经分析，各采区参数符合国家的各项规程，技术可行，经济效益显著。
目 录
1采区概况及地质特征 1
1.1采区概况 1
1.2 采区地质概况 1
1.2.1 地质构造 1
1.2.2 煤层 2
1.2.3煤质及瓦斯情况 2
1.2.4水文地质 3
2采区储量及服务年限 4
2.1储量 4
2.2采区生产能力及服务年限 4
2.2.1工作制度 4
3采区巷道布置与采煤方法的选择 6
3.1 采准巷道布置方案的提出 6
3.2 采准巷道布置方案比较 6
3.2.1技术比较 6
3.2.2 经济比较 7
4采煤方法及回采工艺 9
4.1 采煤方法 9
4.2 回采工艺 9
4.2.1回采工艺的确定 9
4.2.2 工艺顺序 9
5采区生产系统和主要机械设备选型 12
5.1 液压支架 12
5.2 采煤机 12
5.3 刮板输送 13
5.4 转载机 13
5.5 破碎机 13
5.6 胶带输送机 14
5.7 乳化液泵 14
5.8 液压安全绞车 14
5.9 液压泵 14
5.10 移动变电站 15
5.11 馈电开关 15
5.12 磁力启动器 15
5.13 喷雾泵 15
5.14 端头支架 15
6通风与安全 16
6.1回采工作面所需风量计算 16
6.2掘进工作面所需风量计算 17
6.3 硐室所需风量的计算 18
6.4 采区总需风量 19
7巷道断面的选择 20
7.1 区段运输平巷 20
7.2 区段回风平巷 21
8采区车场及硐室 22
8.1 车场形式 22
8.2 调车方式 22
8.3 采区硐室 22
8.3.1 变电所 22
8.3.3 煤仓 23
9采区生产系统 25
9.1运输系统： 25
9.2通风系统： 25
9.3运料系统： 25
9.4排水系统： 25
9.5排矸系统： 25
10采区的主要经济指标及劳动组织表 26
10.1 工作面设备明细表 26
10.2 工作面劳动组织表 27
10.3 主要技术经济指标 28
11采区灾害防治 29
11.1 采区火灾及煤层自然发火的防治措施 29
11.2 预防煤尘爆炸措施 29
11.3 预防瓦斯爆炸的措施 29
12参考文献 30
13致谢 31
辽宁工程技术大学采矿工程专业课程设计说明书
1采区概况及地质特征
1.1采区概况
图1.1 采区概况图
本采区为大明矿的一个接替采区，采区走向长度为1550米，倾斜长730米，其面积为1131500米2。
该采区南北两侧分别以F1、F2断层为界，落差分别为20m和30m。西至煤层露头，东至-300m标高。地表标高+50m，表土层厚20m，含水不大。煤层分化带深度30m。
1.2 采区地质概况
1.2.1 地质构造
地质构造简单，为一单斜构造，无火层岩侵入和陷落柱。该采区的煤层平均倾角为24.6°，为缓倾斜煤层。
其中F1、F2均为正断层，F1断层落差20m，F2断层落差30m，均作为采区开采边界。
1.2.2 煤层
本采区可采煤层为三层煤，由上至下分别为1#层、2#层、3#层，第一层煤厚1.8米，第二层煤厚1.4米, 第三层煤厚2米。三层煤均介于1.3--3.5米之间，属于中厚煤层，煤层在井田范围内是比较稳定的，变化较小，规律性强。如下图：
图1.2煤层柱状图
1.2.3煤质及瓦斯情况
煤质属长焰煤，低硫低磷，灰分小于20%，发热量为17MJ/kg，是优质动力煤。
相对瓦斯涌出量为4.1m3/t,属于低瓦斯矿井。煤层自燃发火期为3~4个月，容重为1.35t/m3。
1.2.4水文地质
水文地质条件简单，无重大突水隐患。2采区储量及服务年限
2.1储量
1）采区工业储量
Zg=1550×730×（1.8+2+1.4）×1.35=794.31万t
2）采区边界煤柱损失量
P1=20×2200×（1.8+2+1.4）×1.35=30.88万t。
3）采区上下山煤柱损失量
P2=80×820×（1.8+2+1.4）×1.35=46万t
4）采区可采储量
ZK=[Zg－（P1+ P2）]×C=[794.31－（30.88+46）]×0.80=717.43万t
5）工作面落煤损失量
P3=（794.31-30.88-28.78）×5%=36万t
5）采区回采率
采区回采率=
==[794.31-(30.88+46+36)]/794.31=0.86
区内开采损失主要包括；境界煤柱、护巷煤柱、工作面落煤损失
根据《设计规范》，对于中厚煤层，采区回采率不低于0.8，由上述计算确定本采区的回采率是符合《设计规范》要求的。
2.2采区生产能力及服务年限
2.2.1工作制度
本矿井设计工作日为330天，每天四班作业，其中三班生产，一班准备。每班6小时，每日提升为18小时。
循环进度：各回采工作面开采循环进尺为1.0米
循环产量：200×1.8×1.0×1.35=486吨
日产量：
式中：——工作面单产，吨/日
L ——工作面长度，米
——日推进度，米
——采高，米
r ——容重
C ——工作面的回采率，95%
所以，=200×1.0×6×1.8×1.35×95%=2770.2吨/日
月产量：2770.2×27=94795.4吨
采区年生产能力：
A=1.05×330=1.05×2770.2×330=95.99万吨
采区服务年限：
=717.43/1.4×95.99=5.34
式中：
T—采区的服务年限，年；
Zk—采区设计可采储量，Mt；
A—采区的生产能力，Mt/a；
K—储量备用系数，取1.4。
3采区巷道布置与采煤方法的选择
3.1 采准巷道布置方案的提出
根据该采区的地质及煤层赋存条件，可提出两种巷道布置方案：
a.煤层上山
b.岩层上山
方案a：在采区边界留20米边界煤柱，在第三煤层中开掘两条上山：一条为运输上山，另一条为轨道上山。上山之间留30m煤柱，运输上山北侧留30米煤柱，作为停采距离。
方案b.：在采区边界留20米边界煤柱，在第三煤层底板岩层中开两条上山：一条为运输上山，另一条为轨道上山。上山之间留30m煤柱，运输上山北侧留30米煤柱，作为停采距离。
3.2 采准巷道布置方案比较
3.2.1技术比较
方案a与方案b比较有以下优点：
1）掘进容易，联络巷道工程量少，速度快。
2）减少或避免了矸石出井，减少了矸石堆积，减少了污染环境。
3）掘进成本低，经济效益好。
方案a与方案b比较有以下缺点：
1）维护工程量大
2）维护费用较高
3.2.2 经济比较
方案a
顺序
工程项目
单位
总工程量（米）
单价（元/米）
费用（万元）
掘进费用比较
一
运输上山
m
820
1500
123
轨道上山
m
820
1500
123
回风石门
m
180
520
9.36
运输石门
m
240
520
12.48
小计
m
2060
267.84
二
巷道维护费用
单价（元/米.年）
运输上山
m
820
50
4.1
轨道上山
m
820
50
4.1
小计
m
1640
5×5.68=284
46.57
全部总费用 314.41
总费用相对百分数 100﹪
方案b
顺序
工程项目
单位
总工程量（米）
单价（元）
费用（万元）
一
掘进项目
运输上山
m
820
2500
205
轨道上山
m
820
2500
205
运输石门
m
240
750
18
回风石门
m
320
750
24
小计
m
452
二
巷道维护费用
单价（元/米.年）
运输上山
m
相对于煤层上山，维护费用可以忽略不计
轨道上山
m
运输石门
m
回风石门
m
小计
0
全部总费用 452
总费用相对百分数 144﹪
由于服务采取年限为5.68年，煤层倾角为24.6°，从时间上和空间上看选择煤层上山与岩层上山均满足条件。
但经过技术、经济比较，方案一较优。因此确定方案一为选定方案。
4采煤方法及回采工艺
4.1 采煤方法
本采区内共有三层煤，均采用走向长壁采煤法，采用综合机械化回采工艺。回采工作面倾斜长度为200米，工作面日推进长度为6.0米。采用三采一准的四六工作制度，一班割二刀煤。根据标高、走向长度、生产能力将每个煤层划分为3个区段，采用双巷掘进工艺进行顺序开采。
4.2 回采工艺
4.2.1回采工艺的确定
回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。
回采工艺选择的原则：
1）尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效；
2）劳动安全条件好；
3）煤炭损失少，回采率高；
4）材料消耗少，成本低；
4.2.2 工艺顺序
1）割煤→移架→推溜
割煤：
割煤方式为双向割煤，往返一次割两刀。端头自开切口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，割煤时，必须保证顶底板平整、煤壁齐直，不得出现割底煤留伞檐现象。
移架支护顶板：
采煤机割过煤后，清净架前浮煤，随之把护帮板、伸缩梁收回移架支护顶板，移架滞后采煤机后滚筒3米到5米，最大不超过9米，采煤机过后必须及时推出护帮板及伸缩梁来控制帮顶。移架步距为1.0m。
推溜：
在支架移完后，顺序推移，滞后移架10～15米左右，运输机弯曲段保持在15米左右，不得将运输机推成急弯，采煤机斜切进刀退出后，将机头（机尾）推上去。严禁相向操作，推溜后，溜子必须保证平直。
2）顶板管理：
根据以往矿压观测资料，预计本面直接顶初次来压步距为15～20米。周期来压步距为13～20米。顺槽支撑压力超前影响范围预计为60～90米。
采区内同时生产的采煤工作面数目为1个，其他工作面准备。采区内共有工作面9个，使用双巷掘进工艺所以采用顺序开采。
3）工作面产量计算：推进长度×工作面长度×煤厚×容重
其中推进长度根据实际情况计算出为1980米。
工作面产量为：1980×200×1.8×1.35=96.23万吨。
3）滚筒的位置
采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。
4）采煤机割煤方式
采煤机的割煤方式：
双向割煤，端头斜切进刀。
进刀过程如下：
①当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机身处尚有一段下部煤，如图4.1-a部分所示。
②调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，如图4.1-b部分所示。
③再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图4.1-c部分所示。
④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图
4.1-d部分所示。
图4.1 采煤机工作流程示意图
5采区生产系统和主要机械设备选型
5.1 液压支架
综采工作面选型的重点是工作面的“三机”配套，其中液压支架是核心。而液压支架选型实质上是研究支架与围岩相互关系，因此液压支架选型涉及顶板分类，要根据工作面矿压特性选定液压支架支护阻力，并要考虑每层赋存条件对支架结构的要求进行选型。
本采区第一层煤的直接顶为5.3米厚的砂质页岩，老顶为8米厚的砂岩较为坚硬。采煤方法为走向长壁采煤法，采空区的矸石容易涌向工作面。
p=(4—8)Mr M为采高；r为体积力，取25 p= 6×3×25=450Kpa
Qs=pMS Qs为工作阻力，S为液压支架中心距 Qs=450×3×1.5=1215KN
P= Qs/(0.65—0.75)cosα α为煤层倾角 P=1781.71~2055.83KN
因此选用切顶能力强，工作阻力为2500KN的掩护式液压支架。
型号：ZZ3000/10/22
工作阻力：2500KN
支撑高度：1～2.2m
5.2 采煤机
采煤机的选型通常是要符合煤层赋存条件对生产能力的要求，以及刮板输送机和液压支架的匹配要求，综合以上选用鸡西煤机厂MG200-W型双滚筒采煤机。
型号：MG200-W
截深：1.0m
电机功率：200KW
最大牵引速度：11m/min
滚筒直径：800mm、1400mm,、1600mm
5.3 刮板输送
1）与采煤机配套使用时，其输送量应为采煤机最大生产能力的1.2倍。
2）为了配合滚筒采煤机自开切口，应优先选用短机头和短机尾。
3）为了配合采煤机有链牵引的需要，在机头和机尾部设采煤机牵引链的张紧装置及固定装置。
根据工作面的生产能力选择与液压支架和采煤机配套的可弯曲重型刮板输送机。
型号：SGZ—730/40
链速：1.07m/s
输送量：450t/h
电机功率：2×110KW
5.4 转载机
所选转载机的运输能力要大于工作面输送机的运输能力，它的链速一般大于工作面输送机。
型号：SZB—730/75×2
链速：1.34m/s
运输能力：630t/h
电机功率：2×75KW
5.5 破碎机
破碎机的类型和破煤能力，应满足工作面生产可能出现的大块煤、岩等状况的需要。
型号：PCM/110
破碎能力：700t/h
电机功率：110KW
5.6 胶带输送机
胶带输送机的带宽及其传动功率的选择，必须大于转载机的运输能力，一般应为1.2倍；胶带输送机单机铺设长度要与综采面推进长度相适应。
型号：SDJ—80/2×75
带宽：800mm
电机功率：3×75KW
运输能力：800t/h
带速：2.5m/s
5.7 乳化液泵
乳化液泵站输出的液流压力，应满足液压支架额定工作压力的需要。
设置二泵一箱，进回液管各一路。
型号：BRW200/31.5泵二台
公称压力:31.5MPa
公称流量：200L/min.
液压容积：1.6m3
5.8 液压安全绞车
型号：YAJ-13
5.9 液压泵
型号：B-725
流量：315L/min
压力：10Mpa
电机功率：160KW
5.10 移动变电站
型号：KSGZY630/6
5.11 馈电开关
型号：RQZBH330/1140
5.12 磁力启动器
型号：QC83180
5.13 喷雾泵
型号：XPB250/55
5.14 端头支架
型号：ZTH4400/17/35
采区煤层赋存条件稳定，地质构造简单，煤层倾角较小，变化不大。根据所选的技术设备可以完成计划任务。
6通风与安全
6.1回采工作面所需风量计算
1）按瓦斯涌出量计算
根据《规程》规定，按回采工作面回风巷风流中的瓦斯浓度不得超过1%的要求计算，即：
Qai=100×q×k (m3/min)
式中：
Qai ——工作面需要风量， m3/min ；
q瓦斯——瓦斯绝对涌出量，取7.88m3/min；
K——瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取值为：K=1.5
需风量：Qai=100×7.88×1.5=1183 m3/min
2）按工作面气温与风速关系计算：
根据工作面的空气温度、回采工作面的所需风量：
Qai=60×v×s×k
式中：
Qai——工作面需要风量，m3/min
v——工作面合理风速，取v=1.6m/min
s——有效通风断面，取s=5.6m2
k——采煤工作面面长调整系数，取k=1.1
则，工作面配风量： Qai=60×1.6×8.1×1.1=855.36 m3/min
3）按人数计算：
Qai=4×Nai
式中： Nai——采煤工作面同时工作的最多人数取
4——以人数为计算单位的供风标准,是对每人每分钟供给4m3的规定风量。
则，需风量：Qai=4×24=96m3/min
4）经按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，要求进行验算，即每个回采工作面的风量Qai为：
Qai≥0.25×60×Sai，m3/min；
Qai≤0.25×60×Sai，m3/min
其中Sai 为第i个回采工作面的平均断面值，对于综采工作面可用以下近似值：
Sa=3.75×（1.8-0.3）=5.6m3
Qai≥0.25×60×5.6=84m3/min
Qai≤4×60×5.6=1344 m3/min
经按瓦斯涌出量，采煤工作面同时工作的最多人数验算。工作面风量最大值，即Qai=1183 m3/min，取风量为1200 m3/min
6.2掘进工作面所需风量计算
1）按瓦斯涌出量计算
Qbi=100×qbi×kbi
式中：
Qbi——第i个掘进工作面所需风量
qbi——该掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量
kbi——该掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.5～2.0，取2.0
每天掘进的进尺数为4米，断面面积为14.4m2，每天采出煤的质量为14.4×4=57.6m3，57.6×1.35=77.76t，日掘进产煤77.76t。77.76t×4.1m3/t=318.81m3，日掘进时间18×60=1080min，所以绝对瓦斯涌出量为332.1/1080=0.29m3/min
则： Qbi=100×0.3×2.0=60 m3/min；
2）按局部吸风量计算
Qbi=Qfi×Ii
式中：Qfi—第I个掘进工作面局扇的吸风量，常用的4、11、28kW的系列局扇，每台吸风量分别为100、200、350m3/min，安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸风量以外，还应该保证局扇的吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15m/s，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞。
Ii—该掘进工作面同时运转的局扇台数，取I=2
则： Qbi=200×2=400 m3/min
3）按人数计算
Qbi=4×Nbi
式中：Nbi—掘进工作面同时工作的最多人数
则： Qbi=4×24=96m3/min
4）按风速进行验算
每个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量为：
Qbi≥0.25×60×Sbi
式中：Sbi—掘进巷道断面面积
则： Qbi≥0.25×60×14.4=216 m3/min
经按瓦斯涌出量，同时工作面的最多人数，局部风机台数进行计算，风量取最大值Qbi=400 m3/min
6.3 硐室所需风量的计算
1）采区绞车房
Qmo=60～80 m3/min
2）发热量大的机电硐室所需风量
Qgc=(A×Ng×θ)/(60 ×ρ×Cp×△t) m3/min
式中：A——一个kwh的电量变为热量的当量，A=3600kj/(kwh)
Ng——某硐室中机电设备运转的总功率，kw。这里取160KW
θ——该硐室中机电设备运转的发热系数，应该从实测中得出，一般可取水泵房的θ=0.02～0.04，压气机房的θ=0.20～0.23
60——1小时等于60分钟
ρ——空气的密度，一般取ρ=1.2kg/ m3
Cp——空气的定压比热，一般可取Cp=1.0006kj
△t——该硐室回风与进风的温差，△t=t1-t2
则：Qgc=(3600×160×0.04)/(60×1.2×1.0006×2)=160 m3/min
3）火药库所需风量 Qfe=100～150 m3/min
4）其它硐室所需风量
采区绞车房 Qmo=60～80 m3/min
采区变电所 Qvc=60～80 m3/min
充电硐室 Qoc=100～200 m3/min
采区硐室及其他设备总风量：
∑Qgc=160+150+80+80+200=670 m3/min
6.4 采区总需风量
Q= Qgc+Qbi+Qai=670+400+1200=2270 m3/min
考虑到漏风关系，采区总需风量：
Qwz=(∑Qai+∑Qai +∑Qgc+∑Qdi) ×kwz
式中：∑Qai—各回采工作面和备用工作面所需风量之和
∑Qai—各掘进工作面所需风量之和
∑Qgc—各硐室所需风量之和
∑Qdi—除上述各用风地点之外，其他巷道所需风量之和
kwz—采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均衡等因素，该值应该从实际测量中和统计中求得，一般取1.2～1.5
则：Qwz=2270×1.3=2951 m3/min
7巷道断面的选择
7.1 区段运输平巷
煤层运煤平巷内采用胶带输送机运输煤炭，断面形状为矩形，在运输平巷内布置轨道、转载机、胶带运输机、设备列车等设备如图所示：巷道净高3200mm，断面面积：4.5×3.2=14.4m2
图7.1区段运输平巷断面图
7.2 区段回风平巷
此采区的瓦斯涌出量较低，因此在回风平巷内布置轨道，液压安全绞车等。具体尺寸如图所示：巷道净高3200mm；断面面积：3.2 ×4=12.8m2
图7.2区段回风平巷断面图
8采区车场及硐室
8.1 车场形式
由于本设计中上山部分为煤层上山，为了减少岩石工程量，采区轨道上山上部车场为甩车场，甩车场具有通过能力大、调车方便、劳动量小等优点。本采区中部车场都为甩车场，下部车场为绕道式车场。
8.2 调车方式
上部车场：车场形式为甩车场（绞车房位于采区回风石门标高以上）。绞车将矿车沿轨道上山提升至甩车道标高以上，然后经甩车道至区段回风平巷中。
中部车场：车场形式甩车场（同联络巷在同一水平），所以上山来车到达中部甩车场后摘钩，推入石门平巷，然后由石门推到工作面运输平巷。由工作面来车，则经石门后，推入甩车场（上山的一段），经绞车提出下放。
下部车场：为绕道式车场，从上山来看，通过竖曲线落平后摘钩，沿车场的高道自动滑行到下部车场存车线。由井底来车，则进入车场的底道，自动滑行到下部车场的低道存车线后，由绞车上提。
8.3 采区硐室
采区主要硐室有变电所、绞车房、煤仓。
8.3.1 变电所
它是采区供电的枢纽，所以应设置在岩层稳定、无淋水、地压小及通风良好的地方，并要求位于采区用电负荷的中心。本设计将它设置在采区两条上山之间，并靠近轨道上山一侧，其基本层位与轨道上山在同一层位。沿倾斜大致在采区的中央。
图8.1采区变电所
8.3.3 煤仓
1）在采区煤仓的尺寸确定之前，首先对煤仓的容量进行确定：
按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算Q
Q =Q0+L×l×h×r×C×k
式中： Q0——防空仓漏风留煤量，一般取5～10
L——工作面长度，米
l——截深，米
h——采高，米
r——煤的容重，1.35吨/立方米
C——工作面回采率
k——采区内同时生产的工作面数目
所以Q =10+200×1.0×1.8×1.35×0.95 ×1=471.7吨
2）按采区高峰生产延续时间计算煤仓容量Q
Q =Q0 +（Qh-Qc）×t×a
式中： ——采区高峰生产能力，吨/小时
——装车站通过能力，吨/小时，
——采区高峰生产延续时间，
——不均衡系数，取1.0—1.2
所以Q =10+(471.7-270) ×1.5×1.2=373.06吨
3）按运输大行列车间隔时间内采区高峰产量计算
Q=Q0 +Qh ×ti ×a
式中：ti——列车进入采区装车站的间隔时间，一般取高限约20～30min
Q=10+471.7×0.5×1.2=293.02吨
由以上计算作为依据，选择煤仓容量为471.7吨。
由经验 πR2×7R×r=煤仓容量
3.14×7R3×1.35=471.7
R=2.51， h≥7R，h≥17.60米
因此煤仓高度取20米
采区煤仓用混凝土收口，在煤仓上口设铁箅子，煤仓溜口与装车方向相同，闸门的形式为单扇闸门，开启方式为气动。
9采区生产系统
9.1运输系统：
采煤工作面采出的煤→区段运输平巷→溜煤眼→运输上山→煤仓→大巷装车外运
9.2通风系统：
新鲜风流由运输大巷进入→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→下区段回风平巷→联络巷→区段运输平巷→采煤工作面→乏风由区段回风平巷→采区回风石门→回风大巷排出地面
9.3运料系统：
材料和设备由运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→区段回风平巷→工作面
9.4排水系统：
工作面涌水通过区段运输平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷排出
9.5排矸系统：
矸石采用矿车运输→区段回风平巷→采区上部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷
10采区的主要经济指标及劳动组织表
10.1 工作面设备明细表
序号
设备名称
型号
单位
数量
1
采煤机
MG200-W
台
1
2
液压支架
ZZ3000/10/22
架
125
3
刮板输送机
SGZ—730/40
台
1
4
端头支架
ZTH4400/17/35
架
4
5
转载机
SZB—730/75×2
台
1
6
胶带输送机
SDJ—80/2×75
台
1
7
破碎机
PCM/110
台
1
8
液压安全绞车
YAJ-13
台
1
9
液压泵
B1-725
台
1
10
馈电开关
RQZBH330/1140
台
3
11
乳化液泵
RB160/25
台
1
12
磁力启动器
QC83-80
台
2
13
移动变电站
KSGZY630/6
台
2
14
喷雾泵
XPB250/5.5
台
1
10.2 工作面劳动组织表
工种
一班
二班
三班
检修班
合计
班长
2
2
2
1
7
采煤机司机
1
1
1
3
移架工
4
4
4
12
浮煤清理工
1
1
1
3
端头支架工
4
4
4
12
皮带机工作人员
1
1
1
3
转载机工作人员
1
1
1
3
泵站工作人员
1
1
1
3
瓦斯检测员
1
1
1
1
4
电工
1
1
1
4
7
钳工
1
1
1
4
7
运料工
4
4
巷道维修工
8
8
技术员
1
1
1
1
4
合计
19
19
19
23
80
编制原则：
1）出勤的工种必须与循环图表中的作业时间相对应
2）出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人
3）采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内
10.3 主要技术经济指标
序号
指标名称
指标
单位
1
工作面长度
200
米
2
工作面推进长度
1980
米
3
工作面倾角
24
度
4
煤层厚度
1.8
米
5
采高
1.8
米
6
进刀深度
1.0
米
7
日产量
2770.2
吨
8
年产量
95.99
万吨
9
工作制度
四六制
10
回采率
95
%
11
坑木消耗
2.0
m3/万吨
12
乳化液消耗
114.8
Kg/万吨
13
采煤机截尺消耗
13.8
个/万吨
14
昼夜出勤人数
80
人
15
工效
34.2
吨/工
11采区灾害防治
11.1 采区火灾及煤层自然发火的防治措施
1）主要大巷及机电设备，硐室均采用不燃材料支护
2）在井下主要巷道安装了自动监测装置及消防注水系统
3）火灾隐患严重地点（井口、机电硐室）分别装置消火栓灭火器
4）机电设备硐室设有放火栅栏两用门
5）采区胶带输送机均使用阻燃性胶带，各胶带大巷机头硐室设有自动灭火系统
6）矿井生产期间，必须有专人负责，检查和维护井上、下安全设施，保证其完好无损，符合要求
11.2 预防煤尘爆炸措施
1）加强通风管理
2）喷雾洒水和清洗巷道
3）防止煤尘引燃
4）限制煤尘爆炸范围扩大
5）减少生产运输中煤尘在空气的浮尘量
11.3 预防瓦斯爆炸的措施
1）矿井有完整的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适应的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯
2）按《规程》规定，井下所有电气设备及无轨胶轮机车均采用防爆型，严禁不设防爆设备
3）井下采掘工作面均采用独立的通风
4）采掘工作面和瓦斯增高处设置瓦斯报警仪
5）生产中，加强通风管理，保证风量
12参考文献
[1]冯夏庭,南存全.基于SVM的煤与瓦斯突出区域预测研究[J]. 岩石力学与工程学报，2005(02)
[2]杜计平等.采矿学[M]，中国矿业大学出版社，徐州，2009.2
[3]《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，2009
[4]《矿井灾害防治理论与技术》，中国矿业大学出版社
[5]《工作面设备选型配套手册》，中国矿业大学出版社
13致谢
感谢指导教师——南存全老师。在设计期间，老师们对我们进行耐心的指导和帮助，使我学到了很多在书本上没有学到的东西。老师们认真、负责、严谨的态度给我留下了深刻的印象，不光教会了我该学些什么，该怎么去学，更教会了我作为一名采矿人应该具备怎样的素质。真诚地向老师说声：“谢谢”！同时也要感谢09-4班全体兄弟，为期四周的设计过程中，大家在一起学习、探讨，互帮互助，“共度难关”。我感受到了家的温馨，也体会到了我们深厚的兄弟情。正是有了这帮兄弟，我并不感到孤单，我也要向我的全体兄弟说声：“谢谢”！
本次设计给我的最大感受是：平时感觉自己的专业课掌握得还是比较不错的，成绩都很好。但到设计的时候，有些最基本的应用都让我感到很吃力，有些不知所措。我才明白，平时的学习就像不断获得做菜的原材料，设计的过程就像获得炊具的过程，只把原材料准备得很齐全是不够的，想要做出一盘可口的菜肴，两者必须很好结合而缺一不可。所以，这次设计让我明白了把所学知识灵活应用的重要性。
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