最新矿井二采区通风系统设计.docx

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最新矿井二采区通风系统设计

1.1采区位置范围

1.2采区地质条件

1采区概况

1.1基本概况

本采区的基本情况如下表1-1所示，要求根据以下的条件对该采区进行设计。

表1-1采区概况

设计题目

xxxx矿南二采区通风系统设计

煤层号

3#

煤层厚度m

2.8

自然发火期

1-3个月

相对瓦斯涌出量m3/t

11.2m3/t

采区年产量（万吨）

120

1.2采区境界

采区走向长2268.62m，倾向长1270m，面积约2881147.4m2。

采区赋存状况示意图如图1-1所示。

图1-1采区赋存状况

2采区储量及服务年限

2.1储量计算的原则

为保证储量计算具有足够的可靠性，在进行储量探测技术以及后期计算分析时，应按以下原则进行：

（1）按照地下实际埋藏的煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失。

（2）储量计算的最大垂深与勘探深度一致。

对于大、中型矿井，一般不超过1000m。

（3）精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的采区边界范围相一致。

（4）凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。

（5）由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算储量。

（6）煤层倾角不大于15度时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量。

（7）煤层中所夹的大于0.05m厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算。

（8）参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。

2.2工业储量计算

（1）煤层倾角

θ=arctan（25/206.7）=7°（相邻两底板等高线间的水平距离平均为208.3m）

（2）采区走向长度

2268.62m

（3）采区倾斜长度

1270m

（4）采区面积

S=2268.62×1270=2881147.4m2

该采区为单层煤构造，厚度为2.8m，属中厚煤层；井田内煤层赋存稳定，地质构造简单，煤层平均倾角为7°，属缓倾斜煤层；煤层相对瓦斯涌出量为11.2m³/t，属高瓦斯矿井；采区走向长度为2268.62m，倾斜长度为1270m。

故根据储量计算公式：

ZG=S·M·γ（2-1）

式中：

ZG—矿井的工业储量，万吨；

S—井田面积，m2；

M—可采煤层总厚度，m；

γ—煤的容重，1.3t/m3。

故，ZG=2881147.4×2.8×1.3=1048.74万吨

2.3采区永久保护煤柱损失量

根据《规程》规定，为了隔离采取，防止发生火灾、水灾和瓦斯涌出的影响，上边界留30m；下边界留30m；左、右边界隔离煤柱均为10m。

煤柱损失可按公式：

P=采区左右边界煤柱+采区上下边界煤柱（2-2）

则：

该采区的煤柱损失P=（10+10+30+30+30）×1270×2.8×1.3+[（30×6）×（2268.62-10-10-30-30-30）]×2.8×1.3

=192.28万吨

2.4采区可采储量

采区可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：

ZK=ZG-P（2-3）

式中：

ZK—采区可采储量，万吨

P—永久保护煤柱损失量，万吨

则，采区设计可采储量：

ZK=1048.74-192.28=856.46万吨

2.5采区服务年限

采区服务年限可根据下式进行计算：

T=ZK/（A×K）（2-4）

式中：

ZK—采区可采储量，万吨

T—采区设计服务年限，a

A—采区设计生产能力，万吨/a

K—储量备用系数（1.3~1.5）

故，可得该采区的服务年限为（K取1.4）为：

T=856.46/（120×1.4）=5a

2.6采区回采率

（3-4）

式中，Zk——采区可采储量，万吨

ZG——采区工业储量，万吨

C=（856.46/1048.74）×100％≈82％

表2-1采区回采率

薄煤层（<1.3m）

中厚煤层（1.3-3.5m）

厚煤层（>3.5m）

85%

80%

75%

由于小康矿北三采区煤层厚度为2.8m属厚煤层，本设计采区回采率达到82%，大于中厚煤层的平均回采率80%，符合国家规定要求。

3采区巷道布置及基本参数

3.1采区基本情况

该采区为缓倾斜煤层，大致的走向长度为2268.62m，倾斜长度为1270m。

煤层倾角平均为7°度，单一煤层，且煤层结构简单。

煤尘无爆炸性危险，煤层的自燃发火期为1~3个月。

该煤层的开采的布置方式为采区双翼走向长壁综合机械化开采。

3.2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：

回采工作面：

工作面→区段运输平巷→采区皮带上山→煤仓→采区运输大巷

掘进工作面：

掘进面→采区皮带上山→采区运输大巷

（2）通风系统：

回采工作面：

采区运输大巷→采区轨道上山→区段回风平巷→联络巷→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→上部车场→采区回风石门

掘进工作面：

采区轨道大巷→采区轨道上山→中部车场→经平巷内的局部通风机通过风筒压入到掘进工作面→区段联络巷→区段运输平巷→采区回风上山→采区回风石门

（3）运料系统

采区轨道大巷→下部车场→采区轨道上山→区段回风平巷→回采工作面

（4）排矸系统：

回采工作面→区段回风平巷→采区轨道上山→下部车场→采区轨道大巷

（5）排水系统：

回采工作面→区段运输平巷→区段联络巷→第二区段回风平巷→采区轨道上山→采区轨道大巷

3.3巷道断面选取

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。

采区运输大巷、采区轨道大巷、采区专用回风石门、采区运输上山、采区轨道上山采用拱形断面，锚喷支护；工作面进风顺槽和回风顺槽采用梯形断面，工字梁支护。

其中，采区运输大巷、采区运输上山、区段运输平巷采用带式输送机运输煤炭；区段回风平巷利用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[3]：

（1）采区运输大巷、采区轨道大巷、采区运输上山、采区轨道上山、采区回风石门。

设计掘进断面积16.3m2，净断面积15.5m2，净周长10.3m；设计掘进宽度B=5000mm,高度H=3800mm，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3-1所示。

图3-1岩石运输大巷巷道断面图

（2）进风顺槽、回风顺槽，联络巷及斜巷

设计掘进断面积9.36m2，净断面积8.93m2，净周长12.3m；设计掘进底板宽度B=3900mm，顶板宽度B=3700mm,高度H=2350mm；金属支架采用GB700-65，11#A5矿用工字钢，断面设计如图3-2所示。

图3-2工作面进风顺槽、回风顺槽断面图

4回采工艺设计

4.1采煤方法的选择

本煤层平均倾角为7°，采用单翼走向长壁综合机械化开采。

采用走向长壁综合机械化开采的优点：

（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）通风方面，风流方向转折变化少，同时巷道交岔点和风桥等通风构筑物相应减少。

（4）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，都有显提高或改善。

4.2采煤设备的选择

（1）采煤机

选型的主要依据是煤层采高、煤层截割的难易程度、地质构造发育程度。

主要应确定的参数是采高、牵引速度、电机功率，还应根据所开采煤层的特性，综合考虑其他的参数。

此外采煤机的可靠性是至关重要的，并尽可能的选用国产设备。

根据煤层的实际情况，经查《采矿设备选型手册》，采煤机采用MG300-GW型采煤机，其技术特征见表4-1。

表4-1

序号

技术特征

单位

技术参数

1

开采范围

m

2.5—4.5

2

倾角

º

<15

3

牵引力

N

400

4

牵引速度

m／s

0--6

5

滚筒直径

mm

2000

6

截深

mm

650

7

滚筒转速

r／min

25

8

电压

V

1140

9

功率

KW

300

10

降尘方式

内外喷雾

11

重量

t

42

（2）刮板输送机选型

刮板输送机采用SGB630/180型刮板输送机，其技术特征见表4-2。

表4-2

序号

技术特征

单位

技术参数

1

设计长度

m

200

2

出场长度

m

180

3

输送量

t／h

400

4

刮板链速

m／s

0.92

5

链条形式

单链

6

电动机型号

DSB--90

7

功率

KW

2×90

8

电压等级

V

600／1140

9

转速

r／min

1470

10

减速器传动比

1∶39.862

11

刮板链规格

mm

25×92C

12

破断拉力

KN

850

13

刮板距离

mm

920

14

中部槽规格

mm

1500×630×222

15

挡板规格

mm

1488×426×543

16

开关型号

QSBH160／1140

17

采煤机牵引型式

无链

18

机器总重

t

94

（3）转载机选型

转载机采用SZD730／90型转载机，其技术特征见表4-3。

表4-3

序号

技术特征

单位

技术参数

1

出场长度

m

31

2

输送能力

t／h

500

3

与伸缩带式输送机有效重叠长度

m

9

4

距地面最大高度

mm

1730

5

最大宽度

mm

1720

6

溜槽中心至电机中心距

mm

580

7

中部槽规格

mm

1500×630×222

8

刮板间距

mm

920

9

每米质量

Kg／m

33.9

3、常用的传输介质有两类：

有线和无线。

有线介质有_双绞线_______、_同轴电缆___、__光纤__。

10

速比

exit3.55

11

s=area（r2）-area（r1）全长

mm

3560

出生年月D812

【答案】C总质量

input"请输入第三个数：

"toct

23.5a

子程序scx2.prg（4）破碎机选型

破碎机采用PEM1000×650型破碎机，其技术特征见表4-4。

15.通过VisualFoxpro的视图，不仅可以查询数据表，还可以__________数据表。

表4-4

序号

技术特征

单位

D.视图虽然具备了一般数据表的特征，但它本身并不是表技术参数

C.选择了一个空闲的工作区D.显示出错信息1

过煤能力

t／h

1100

2

破碎能力

t／h

600

3

进煤口宽

mm

1000

4

出煤口宽

mm

40--730

5

工作高度

mm

650

6

减速器速比

7.4

7

外廓尺寸

mm

3270×2260×1430

8

机器总重

t

11.9

（5）主运顺槽胶带输送机

伸缩带式输送机采用SSJ1000/2×160型号输送机，其技术特征见表4-5。

表4-5

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

电

动

机

型号

YSB-90

输

送带

类型

阻燃输送带

功率（kW）

160×2

宽度（mm）

1000

电压（V）

660

储带长度（m）

100

质量（t）

120

（6）支架选型

以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面煤层地质条件和采煤能力等具体情况，从《采矿设备选型手册》选用液压支架采用ZZP5500/18.5/42型液压支架。

其主要技术参数见表4-6。

表4-6

序号

技术特征

单位

技术参数

1

高度

m

1.85—4.2

2

中心距

m

1.5

3

工作助力

KN

5600

4

初撑力

KN

4365

5

支护强度

KN／m2

890

6

对底板比压

MPa

2.16

7

长×宽

m

6.28×1.43

8

重量

t

14.92

9

工作压力

MPa

31.5

10

网巷直径

mm

400

11

行程

mm

2350

4.3综合机械化回采工艺

（1）采煤机工作方式

综采面双滚筒采煤机的右滚筒为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。

采煤机正常工作时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤。

这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，如图4-1所示。

图4-1综放面采煤机滚筒位置和转向示意图

（2）采煤机进刀方式

滚筒采煤机每割一刀煤之前，必须使其滚筒进入煤体，这一过程称之为进刀。

采煤机进刀方式的实质就是采煤机运行与推移输送机的配合关系。

为了合理利用工作时间，提高效率，采用工作面端部割三角煤斜切进刀双向割煤方式

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入煤壁，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。

图4-2工作面端部割三角煤斜切进刀

（3）移架

工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架进行,采取分组追机移架及时支护顶板的方式。

当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮板护顶,并在煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。

支架要移成直线，移架步距为0.8m。

支架要移到位，接顶要严实有力。

移架时不准停后溜。

（4）推前溜

在煤机割煤后，滞后煤机10～12m开始推前溜，溜子弯曲长度不得小于12m，并依次按顺序推溜,推移步距0.8m，推移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在溜子运行中推溜。

除两端头斜切进刀段外，严禁紧随煤机推溜，严禁停溜时推溜。

（5）清理

工作面前部溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。

后溜前方如堆煤较多，影响放煤视线，要用铲子将其推铲入后溜中运出。

（6）拉后溜

拉后溜在滞后第二轮放煤点12m进行。

拉后溜时煤机从机头向机尾割煤时先拉后溜机头,依次从机头向机尾在运行中拉后溜；煤机从机尾向机头割煤时与之相反。

溜子弯曲长度不得小于12m。

拉移步距0.8m。

拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉移。

（7）拉移转载机

工作面每推进两个循环,必须及时拉移转载机，不得滞后，以避免转载机尾伸入下隅角采空区侧过多，而造成下隅角难以维护。

（8）工作面循环作业计算

工作面生产能力计算如下：

采区的设计生产能力为120万吨/年；

平均工作日产量为1200000÷330＝3636.36吨；

日推进量＝

＝3636.36÷（210×2.8×1.3×0.82）=5.8

滚筒截深为0.65米，进刀数＝5.8÷0.65=9刀。

工作面采用四六工作制，三采一准作业方式，每天进9刀；劳动组织形式为分段作业形式。

4.4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，其中三个开采班，一个检修班。

具体回采工作面循环作业如何进行如图4-3所示：

图4-3回采工作面循环作业图表

4.5劳动组织形式。

劳动组织形式如表4-7所示：

表4-7劳动组织表

序

号

工种

出勤人数

一班

二班

三班

四班

合计

1

区、队长

1

1

1

1

4

2

班、组长

1

1

1

1

4

3

机组司机

3

3

3

2

11

4

运输及转载司机

3

3

3

2

11

5

泵站司机

1

1

1

1

4

6

移架工

4

4

4

0

12

7

运料工

2

2

2

2

8

8

电工

1

1

1

4

7

9

端头支护工

4

4

4

0

12

10

维修工

3

3

3

7

16

11

其它杂活

2

2

2

2

8

合计

25

25

25

22

97

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

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。

风筒漏风计算：

（1）风筒漏风量Q

=Q

-Q=8.3m

/min

（2）风筒百米漏风率

式中，L—风筒的使用长度，m

由表6-1知本设计风筒百米漏风率L

<3%。

表5-1百米漏风率

通风距离m

200

200—500

500—1000

1000—2000

>2000

L

（%）

<15

<10

<3

<2

<1.5

（3）风筒有效风量率E

=

×100%=97%

（4）风筒漏风备用系数

=

=1.03

5.2.2局扇选择

根据规程中的相关规定，按照炸药消耗量和20分钟内排炮烟量，由掘进面所需风量公式

，

知Q=334.98

式中，t—通风时间，min；本设计中按照20分钟排炮烟计算

A—次爆破的炸药消耗量，kg

S—掘进巷道的净断面积，m

ld——从工作面至炮烟被稀释到安全浓度的距离，可按下式计算：

ld=400A/S，m

局扇工作风量Q

=

·Q=1.03×334.98=345.03m

/min

本设计选用FBDNo5.0/2×15kW高效对旋局扇。

FBDNo5.0/2×15kW高效对旋局扇的参数是：

风量260～440m3/min；工作风压5000/480Pa；直径600mm；额定功率2×15kW；转速2930r/min。

该局扇的特点：

结构紧凑，解体性好，使用灵活，维修方便，效率高，风压、风量稳定。

6．通风系统设计

6.1通风系统选择

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风量计算

6.2．1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）按回采工作面同时作业人数计算需要风量：

选定作业开采班25人，检修22人，交班时人数最多为47人。

Qai=4×N（6-1）

Qai=4×47=188m3/min

（2）按采煤工作面瓦斯涌出量确定需要风量

QCH4绝=qCH4×A（6-2）

QCH4绝=（3636.36×11.2）÷24÷60=28.3m3/min

由于采用抽采60%的瓦斯，QCH4=28.3×0.4=11.32m3/min

Qai=100×QCH4×Kai（6-3）

Kai机采工作面常取1.3～1.45；本式取1.4

Qai=100×11.32×1.4=1584.8m3/min

（3）按工作面温度选择适宜的风速计算：

Qai=60×Vai×Sai（6-4）

采煤工作面风速，m/s，工作面平均温度20℃时，Vai=1m/s；

使用掩护式支架时，Sai的计算：

Sai=3.75×（M-0.3）（6-5）

Sai=3.75×（2.8-0.3）=9.4m2

Qai=60×1×9.4=564m3/min

（4）按炸药量计算：

Qai=25×Api（6-6）

Qai=25×40=1000m3/min

（5）按风速进行验算：

Qai≥0.25×60×Sai=0.25×60×9.4=141m3/min

Qai≤4×60×Sai=4×60×9.4=2256m3/min

综上所述取最大值为Qai=1584.8m3/min

6.2.2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）按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：

Qbi=4×N（6-7）

Qbi=4×N=4×48=192m3/min

（2）按照掘进面瓦斯涌出量计算：

Qbi=100×q绝对×K不均衡（6-8）

掘进工作面q绝对=0.45m3/min

K不均衡瓦斯涌出不均衡通风系数，一般可取1.5～2.0,本式中取1.8。

Qb=100×0.45×1.8=81m3/min

（3）按局部通风机实际吸风量计算需要风量：

选用功率2×15kW的FBDNO5.0/2×15kW高效对旋局扇，吸风量400m3/min

Qbi=Q扇×Ii（6-9）

Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本设计中Ii=1台，备一台。

Qbi=400×1=400m3/min

（4）按炸药量计算：

Qbi=25×Api（6-）

Qbi=25×10=250m3/min

（5）按风速进行验算：

煤巷掘进最低风量：

Qbi≥0.25×60×Sbi=0.25×60×9.4=141m3/min

煤巷掘进最高风量：

Qbi≤4×60×Sbi=4×60×9.4=2256m3/min

综上所述，Qbi=400m3/min。

6.2.3硐室所需风量

井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。

机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。

选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃。

采区变电所配风量：

100m3/min

绞车房所配风量：

100m3/min,

∑Qci=100+100=200m3/min

6.2．4其他风量

风门漏